断面围岩（精选7篇）
断面围岩 篇1
济南至莱芜高速公路地处泰山和沂蒙山区, 由我公司负责施工监理的隧道工程是:有兰峪隧道、伙路隧道、蟠龙隧道、大龙堂隧道以及三泉峪隧道等五座, 它们均设计成单向三车道左右幅双洞型式。按照施工设计图提供的隧道内轮廓净面积达到106.6m2, 大于国际隧道协会对超大断面划分建议值100m2, 因此形成五座超大断面的公路隧道群体, 其单洞累计长度达10余公里, 这类隧道在施工程序中, 最主要的安全隐患来自开挖围岩时期的塌方。
加强对塌方的认识, 采取针对性的措施, 可以避免或防止塌方产生, 掌握塌方发生的规律性, 对不可避免的局部性小范围塌方进行预判和防范, 以及对塌方产生后, 如能正确及时地处理, 可以避免工程安全、质量的隐患或导致更大范围的塌方。
1 隧道围岩塌方的定义
隧道工程项目在施工工序中, 尤其是进行开挖围岩这道程序时, 如遇到顶部围岩下塌, 侧壁坍塌滑动等现象的发生, 甚至发生冒顶严重事故场面, 定义为塌方, 但有大小之区别。
围岩的下塌体数量较大者, 能堵塞坑道, 发生这类情况称为“大塌方”。如果数量较小者, 没有堵塞坑道现象发生或者再一次塌方的时间间隔较长者, 隧道外的人员尚能进入坑道, 称为“小塌方”。然而大小之分无严格界限。
无论是大塌方还是小塌方, 均危及隧道施工人员的生命安全, 轻者伤人, 重者将发生身亡事故, 并将破坏施工设备、机械, 延误进度, 影响工程质量。
2 塌方的成因
从客观上分析围岩塌方的成因是隧道地处不良的地质条件中而造成的。例如:隧道穿越断裂褶皱带或严重风化破碎带, 堆积层以及含水量丰富地区等, 这类是易造成塌方的地域。而主观上的成因是:设计、施工等方面的人为因素。
2.1 设计欠缺
设计单位在地质勘测时的不到位, 对围岩等级判断失准, 支护类型选取不当, 例如将五级围岩定为三级或四级进行支护, 造成设计方面的安全隐患。
2.2 施工方案欠妥
在破碎软弱围岩中进行隧道开挖程序时, 开挖的断面过大;光面预裂爆破控制程度较差, 导致严重地损坏围岩;开挖围岩后, 围岩的自稳时间较短, 又没有及时进行支护, 围岩变形失稳。以上几种施工方案均能造成围岩的塌方。
2.3 施工管理上的不当
施工承包商投入不足, 机具设备相对落后, 操作人员技术水平较低、经验少;没有进行地质超前预报, 判断前方围岩的变化;没有通过隧道施工监控量测, 对围岩进行准确地判断, 进行并提请设计变更, 尽早采取决策, 预防和避免塌方发生。
3 塌方的前兆、预判和预防
隧道围岩开挖工程中, 发生塌方带有一定的突发性或偶然性, 应该引起承包商的高度重视。然而在项目工程具体的实践和操作过程之中, 对塌方的预报和预判是具有许多施工实践经验和工程技术手段可循的。
经验告诉我们, 塌方发生之前, 顶部围岩裂缝处将出现岩粉, 或者洞内无故地尘土飞扬, 或不断有石块掉落, 或围岩裂缝逐渐加大, 或喷射混凝土突然开裂, 或原有裂缝开始增大, 这些预兆说明塌方可能即将发生。
另外, 如临时支撑或支护压坏或变形增加, 说明围岩压力提高, 有塌方的可能;如果围岩中突然出现水流或水流变急, 应引起高度重视;原有的流水由浊变清, 水流加大, 说明裂缝填充物已被水冲洗和人员, 合理地安排工序, 严把施工质量关, 就可以减少由施工因素而导致的塌方。
要重视地质超前预报工作, 在目前情况下, 应该采用TSP-203地质超前预报系统, 要求测试单位在超前预报测试报告中, 明确的填写围岩等级的结论, 以便校对施工图设计中的围岩等级。如有差异, 应作为变更设计的一种科学依据, 也是避免发生塌方的现代主要科学化手段之一, 可以及时地发现可能会发生塌方的地域桩号等, 尽早地采取措施进行预防处理。
4 围岩塌方的处理
由于塌方地域带有一定的偶然性、突发性, 发生塌方后, 首先是迅速营救人员, 并应加固没有发生塌方的地段, 避免塌方范围的扩展, 尽快地查明原因, 分析塌方的性质和间隙规律等情况。制定处理塌方的具体方案, 其原则是“小塌清、大塌穿、治塌先治水”。
4.1 治塌先治水
这是一条处理塌方的宝贵经验, 因为水的流动会加剧塌方的发展, 所以先要加强排水措施, 包括对地下水引离塌方段的处理。
4.2 大塌方处理
采用大塌方体穿过去的方法即称“大塌穿”, 穿越塌方体用“先护后挖”的施工程序, 可采用插板法进行施工。插板视塌方体的软硬可选用木板、钢纤、钢轨等材料, 在插板掩护之下, 清渣并及时架立牢固的支撑, 扩展时, 需在横向打入插板, 随扩随支。
穿越塌体应先上而下, 即先拱顶、上断面, 然后向下施展, 采用上下导坑法施工。如仅在上部塌方, 需加固下导坑支撑, 并在上部做好防止塌方扩大的支撑, 然后再由上导坑进行清渣穿越工序。
4.3 小塌方处理
遇到小塌方, 在塌方间隙抓紧处理, 一般应“先支后清”, 即先支护塌穴和塌方口, 此时临时支撑可以架在塌方体上, 边清边换立柱, 各工序要紧跟。如果塌穴离地面较高, 应采用多层排架进行支护, 顶层排架与塌穴缝要顶紧;有条件时, 应用喷射混凝土作为临时支架来处理塌方地段的围岩。
5 结束语
超大断面公路隧道施工时, 围岩的塌方是个系统工程, 需要设计、施工、监理、业主等各方共同努力, 才能彻底来解决隐患, 随着工程地质勘察手段的不断现代化、科学化, 首先应从设计围岩等级符合实际开挖出来围岩等级入手, 其次是精心施工和严格监理, 就能有效地预防或避免隧道施工过程中因自然和人为因素造成的塌方现象, 实现零塌方的目标, 并确保隧道施工的安全和质量, 为工程施工和运营制造良好的社会和经济效益。S
破碎围岩超大断面切眼支护 篇2
关键词：破碎围岩,超大断面切眼,长锚杆
我国煤矿开采逐渐进入深部开采阶段, 深部软岩巷道或者硐室不断涌现。这类围岩性质软弱、地应力大、围岩变形严重[1,2,3]。现在支护此类巷道或者硐室主要采用锚杆和锚索联合支护或者二次支护技术。但现场实践表明, 锚索支护仍存在如下一些问题: (1) 由于外端头受力不良及与围岩点接触, 软弱岩体受点载荷, 顶板强化效果不明显; (2) 抗变形性能差, 锚索与锚杆承载不同步, 易超前锚杆集中受力; (3) 实测钢绞线破断力一般在180~250kN左右, 而目前使用的等强型螺纹钢锚杆破断力在170~195kN相近, 强度区别不明显; (4) 内锚固端的三径匹配不合理, 锚固点位置常常内移, 锚固性能不可靠; (5) 由于槽钢托梁抗侧压能力极低, 槽钢很快形成倒扎角, 不易形成有效支护。一旦发生变形, 回收后难以再利用, 这一特性决定了槽钢二次支护利用率低的事实, 因此增大了巷道的支护费用。
为了解决破碎围岩大断面切眼支护问题, 文章提出了长锚杆锚索联合支护技术。
1 工程概况
赵固二矿主采煤层为二-1煤层, 厚度为6.0m~6.59m, 平均6.32m, 1105工作面长度为180m, 采用一次采全高采煤法。1105工作面切眼围岩破碎, 切眼正常段宽度达到了9.2m, 机头机尾段长度共计31m, 宽度达到了10.2m, 高应力破碎围岩条件下的大采高超大断面切眼的支护问题在国内尚无先例, 因此对1105工作面高应力破碎围岩超大断面切眼支护技术进行系统研究具有重要意义。
2 长锚杆介绍
无纵肋螺纹钢式树脂锚杆金属杆体, 选用屈服强度大于335MPa, 抗拉强度不小于490MPa的无纵肋左旋螺纹钢, 其外形尺寸符合锚杆专用螺纹钢的要求。杆体的延伸率大于15%, 杆体直线度≤2mm/m。
杆体直径20mm, 锚固力>105kN;尾部螺纹直径M22mm, 尾部螺纹承载力≥105kN;连接头尺寸直径26.5±5mm, 连接头长度50mm, 连接螺栓规格M18×2, 连接螺栓长度60±5, 连接头的承载力≥139kN;托盘的承载力≥105kN, 尾部螺纹的承载力≥105kN。
长锚杆杆体长度可以根据巷道的高度和锚杆设计长度加工分成两段或更多段用螺栓进行连接, 利用锚杆钻机的扭力自然的把两段连接在一起, 锚杆连接头的承载力不小于杆体极限抗拉力的90%, 远大于锚固力值, 杆体加长后可以保证其锚固力值不降低。具有以下优点:锚杆延伸率与锚杆相同, 是锚索的五倍;整体破断力大于十八吨, 相当于锚索破断力;锚固力可靠, 高于锚索锚固力;比锚索施工方便, 成本更低, 安全性更好等。
3 支护方案
根据切眼围岩条件, 提出破碎围岩超大断面切眼长锚杆锚索协调支护技术[4,5], 支护参数为:
(1) 开切眼分两次掘进, 第一次掘进4800mm, 然后扩刷至9200mm, 第一次掘进支护形式:锚网 (索) +槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护。刷帮后支护形式:超长锚杆+锚索+金属网+槽钢梁+W型钢带+钢筋梯联合支护。
(2) 锚杆规格:φ20×2400mm螺纹钢锚杆;间排距:800×800mm, 顶部、帮部锚杆锚固长度分别为1200mm、900mm (一卷快速锚固剂、一卷中速锚固剂) , 帮部锚杆托盘为W型钢带、δ10×150×150mm。超长锚杆规格:φ20×4000mm。
(3) 托盘配合使用, 顶部锚杆托盘为δ10×150×150mm托盘、钢筋梯配合使用, 钢筋梯长度为4160mm。
(4) 槽钢梁锚索规格:Φ21.6×8250mm和Φ21.6×12000mm, 间排距分别为:1400mm×1600mm和1600mm×1600mm, 锚固长度均为2400mm (两卷快速锚固剂、两卷中速锚固剂) , 托盘规格:16#槽钢梁与δ12×120×120mm、δ12×80×80mm钢板和δ50×120×120mm木垫板配合使用;掘进断面、扩刷断面槽钢梁长度分别为4500mm和5100mm, 槽钢梁不准截割, 锚索预应力不低于30MPa。
(5) 点锚第一列和第二列锚索规格为:Φ21.6×12000mm, 其余点锚索规格为:Φ21.6×8250mm;间排距均为:1600mm×1600mm, 锚固长度均为2400mm (两卷快速锚固剂、两卷中速锚固剂) , 托盘采用δ12×400×400mm、δ16×200×200mm钢板和δ50×200×200mm木垫板配合使用, 锚索预应力不低于30MPa。
(6) 金属网片为Φ5.6mm钢筋焊接, 网幅900×1700mm, 网片搭接100mm, 每格用14#铅丝绑扎, 锚杆与钢筋梯打在金属网片接茬处。
4 结束语
在工作面回采约6.2m时, 采空区顶板位移产生突变, 工作面回采约7.5m时, 采空区顶板出现冒落。液压支架顶梁长度为4.8米, 所以此时支架顶梁离开切眼正常段1.4m (采空区顶板悬空10.6m) 时, 采空区顶板出现垮落迹象, 支架顶梁离开切眼正常段2.7m (采空区顶板悬空11.9m) 时, 采空区顶板冒落, 由此可以判断, 在相似地质条件、开切眼断面长度设计为9.2米条件下, 超长锚杆锚索协调支护方案是合理安全的。
赵固二矿1105切眼顶板以砂质泥岩为主, 围岩属高应力环境下破碎围岩。随着工作面的推进, 采空区切眼位置顶板深部岩层首先发生明显位移, 而浅部岩层离层不明显, 说明浅部长锚杆锚固区岩层稳定, 长锚杆很好地发挥了支护作用, 破碎围岩控制效果良好。
参考文献
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[4]李季, 刘洪涛, 王世刚, 等.薄基岩大断面切眼超长锚杆锚索联合支护技术研究[J].煤炭工程, 2013 (7) :36-38.
断面围岩 篇3
1 地质工程条件
河南地方煤炭集团洛阳叁伟煤业有限公司前身为河南省偃师市府店叁驾店煤矿, 位于偃师市府店镇叁驾店村东, 属国有股份制企业, 井田走向长约为1 100 m, 倾斜长约600 m, 面积约0.653 2 km2, 开采二叠系山西组二1煤层。洛阳叁伟煤业有限公司二1煤层特大断面支架换装硐室掘进断面达到96 m2, 围岩中泥岩、砂质泥岩厚度大, 巷帮主要为泥岩且夹有2层煤线, 岩体强度小, 易于发生变形破坏, 围岩稳定性差, 软弱围岩变形持续时间长, 累计变形量大, 加上邻近交叉口密集, 掘进相互之间扰动影响大。支架换装硐室采用直墙半圆拱断面, 为满足大采高支架起吊、组装、维护需要, 确定硐室断面尺寸为宽9 500 mm、高9 750 mm, 净断面积为94.93 m2。
2 支护设计
针对特大断面巷道围岩破碎、应力高的特征, 结合特大断面破碎顶板控制原理, 对特大断面支架换装硐室进行了支护设计, 提出了采用高性能、高预紧力锚杆提高内承载圈强度, 再辅以高强锚索, 在围岩中形成外承载圈, 以内、外承载圈相互作用提高围岩自稳性的控制技术。支护设计中锚杆索布置形式如图1所示。
2.1 支护参数
(1) 锚杆。杆体采用22 mm左旋无纵筋螺纹钢筋制成, 锚杆长3 000 mm, 极限破断力300 k N, 屈服力225 k N, 锚杆延伸率20%。锚杆杆尾螺纹为M24, 采用滚压加工工艺成型;托盘为拱型高强度托盘, 规格为长×宽=150 mm×150 mm, 用厚12 mm的钢板压制而成, 每根锚杆采用2支锚固剂, 1支规格为K2335, 1支规格为Z2360。
(2) 锚索。采用高强度低松弛预应力钢绞线, 公称直径为22 mm, 巷道帮部锚索长8 300 mm, 顶拱部锚索长12 500 mm, 极限拉断力为400 k N, 预应力200 k N;锚索托盘采用高强锚索托盘, 规格为300mm×300 mm×16 mm, 承载力不低于400 k N, 每根锚索采用3支锚固剂, 1支规格为K2335, 2支规格为Z2360。
(3) 注浆锚索。锚索索体公称直径为22 mm, 注浆锚索长8 300 mm;强度为1 760 MPa, 破断力≥420 k N, 中空注浆管内径为7.5 mm, 外径为10 mm;注浆压力≥5.0 MPa, 最大7.0 MPa。
(4) 树脂锚固剂。K2335锚固剂直径23 mm, 长350 mm, 固化时间为快速;Z2360锚固剂直径23mm, 长600 mm, 固化时间为中速。
2.2 布置方式
(1) 锚杆。每个断面布置锚杆37根, 间排距均为700 mm;采用树脂药卷端头加长锚固方式, 采用两支锚固剂, 孔底规格为K2335, 外面1支规格为Z2360;钻孔直径为30 mm;底角锚杆向下10°安设, 其余锚杆垂直巷道表面安设。锚杆外露长度为露出丝扣80~100 mm, 每根锚杆预紧力矩450 N·m, 锚固力不小于120 k N。
(2) 锚索和注浆锚索。 (1) 每个断面布置锚索17根, 顶拱部11根22 mm×15.0 m锚索, 帮部6根22 mm×8.3 m锚索, 间排距均为1.4 m; (2) 每个断面布置注浆锚索20根, 间排距均为1.4 m, 底角注浆锚索向下10°安设, 其余注浆锚索垂直硐室表面安设。锚索和注浆锚索均采用树脂锚固剂锚固, 每根锚索采用3支锚固剂, 孔底为1支K2335, 外面2支Z2360, 锚固长度为2.0 m。距离巷道底板最近处锚索呈向下10°安设, 其余锚索垂直巷道表面安设;锚索外露长度为≤300 mm, 每根锚索预应力不小于200 k N。
(3) 网片铺设方式。网片采用搭接方式铺设, 搭接长度为100 mm, 网片间采用14#铁丝捆绑连接, 双丝双扣孔孔相联。
3 现场观测
过断层大断面煤巷支护完成工业性试验后, 又进行了2个月的矿压观测。
(1) 巷道掘进影响期内顶底板相对最大移近速度16.62 mm/d, 两帮最大移近速度9.37 mm/d, 巷道掘出后15 d左右实现自稳, 变形速度降低, 掘进稳定期内变形速度降低到0.5~1.0 mm/d。
(2) 顶底板相对移近量165 mm, 两帮相对移近量87 mm。
(3) 顶板无明显离层, 最大离层量9.5 mm。从现场看, 未出现锚杆索拉断、锚空失效、锚固力丧失等破坏现象, 锚杆索支护能力得到充分发挥。
4 结语
支护参数设计应根据特大断面硐室的破坏特征和变形特征, 针对性地进行治理。该案例提出了采用高性能、高预紧力锚杆提高内承载圈强度, 再辅以高强锚索, 在围岩中形成外承载圈, 以内、外承载圈相互作用提高围岩自稳性, 进行喷浆防止围岩风化和支护结构锈蚀, 从而有效控制了顶板破碎垮落和围岩剧烈变形。
参考文献
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断面围岩 篇4
本文在考虑尺寸效应的基础上, 对大断面隧道围岩塑性变形进行研究, 发现围岩塑性区变形量与围岩断面尺寸存在线性比例关系, 推导出围岩塑性变形比例系数的计算公式。分析围岩初始应力及岩石力学参数对围岩塑性变形尺寸效应的影响规律, 确定围岩变形关键影响因素。
1围岩塑性变形比例系数
岩体经开挖后, 其自身原有的应力平衡遭到破坏, 应力经重新分布后, 硐壁应力往往由于初始应力作用或岩体强度下降的原因, 超出岩体屈服强度, 此时, 隧道硐壁岩体将产生塑性区。
采用芬纳塑性变形压力计算公式研究分析大断面隧道围岩塑性变形的尺寸效应, 作出如下基本假设[7]:
1) 隧道围岩为均质、各向同性的连续介质。
2) 满足侧压力系数λ=1时, 圆形隧道二次应力弹塑性分布的条件。
3) 在弹、塑性区边界上, 围岩的粘结力为零, 即:r=Rp, c=0。
4) 隧道在支护作用下, 假定支护对围岩的作用力为Pi, 当隧道无支护时, 塑性区获得了充分发展;计算简图如图1所示。
由弹塑性二次应力计算时, 建立满足静力平衡条件的微分方程:
围岩塑性区内的应力满足该方程:
联立式 (1) , 式 (2) , 得到微分方程:
解该微分方程得:
C1可以由弹、塑性区边界条件r=ra, σr=pi求得:
当无支护作用时, Pi=0, 式 (9) 变形为:
为了计算塑性区内的径向位移up, 假设塑性区内岩体在小变形的条件下其体积应变为零, 建立满足变形协调条件的微分方程:
积分得:
C2可以由弹、塑性区边界上r=R0的变形协调条件确定, 求得:
其中, E, μ分别为围岩的弹性模量和泊松比。
E, μ与岩石的体积模量K, 切变模量G的关系:
将式 (14) , 式 (15) 代入式 (13) :
则围岩塑性变形为:
将塑性区外半径Rp计算式 (10) 及式 (8) 代入计算式 (17) , 即可得到隧道围岩塑性区变形量的计算公式:
则围岩塑性变形量up与隧道半径R0的关系为:
根据以上理论分析可知, 在无支护作用的条件下, 隧道围岩的塑性变形存在明显的尺寸效应, 塑性变形量up与隧道半径R0呈线性比例关系。围岩塑性变形比例系数Ku的大小与围岩的粘聚力c、内摩擦角φ、切变模量G以及围岩的初始应力P0等因素有关。
2围岩塑性变形尺寸效应分析
通过上述理论分析, 得到了隧道围岩塑性变形比例系数Ku, 其大小是围岩塑性变形尺寸效应的直接反映, Ku越大, 尺寸效应越明显, 反之越微弱。而Ku与围岩粘聚力c、内摩擦角φ、切变模量G以及围岩的初始应力P0密切相关。
如图2所示, 对同一类岩石而言, 当围岩内摩擦角与粘聚力恒定时 (c=3.0 MPa, φ=25°) , 围岩塑性变形系数Ku的值随围岩初始应力P0的增大而骤增, 即初始应力P0对围岩塑性变形尺寸效应作用十分明显, 因此P0是影响围岩结构塑性变形的关键因素。当围岩初始应力值达到40 MPa时, Ku值将近0.6, 此时隧道断面尺寸大小对围岩塑性变形量的影响将会非常显著, 实际工程中, 应加强围岩稳定性控制工作。
如图3所示, 对于不同岩类, 围岩塑性变形系数Ku的值随围岩粘聚力c增大而降低, 围岩塑性变形量也随之减小。当围岩的内摩擦角φ值较小时 (φ<25°) , Ku变化幅度较大, 粘聚力c对围岩塑性变形尺寸效应的影响较为明显, 当围岩内摩擦角φ值较大时 (φ>30°) , Ku变化幅度相对较小, 粘聚力c对围岩塑性变形尺寸效应影响较弱。但当粘聚力c大到一定值时 (c=3.0 MPa) , Ku逐渐收敛于一个较小的数值, 此时围岩塑性变形的尺寸效应并不明显。
如图4所示, 对于不同岩类, 围岩塑性变形系数Ku的值随围岩内摩擦角φ增大而减小, 围岩塑性变形量也随之降低。但Ku值的下降幅度并不明显, 特别是当围岩粘聚力c较大时 (c>2.5 MPa) , φ与Ku的关系曲线近乎于平直线, 说明此时围岩内摩擦角φ的大小对围岩塑性变形尺寸效应的影响并不明显。
以上通过分析围岩初始应力P0及岩石材料力学参数对围岩塑性变形尺寸效应的影响规律, 可知围岩初始应力P0和粘聚力c是影响围岩塑性变形的关键因素, 内摩擦角φ是重要因素。
3结语
本文基于尺寸效应, 对大断面隧道围岩塑性变形进行研究, 发现围岩塑性区变形量与围岩断面尺寸存在线性比例关系。通过理论推导, 得出围岩塑性变形比例系数Ku的计算公式, Ku与岩石的内摩擦角φ、粘聚力c、切变模量G和岩体初始应力P0有关, 其大小是围岩塑性变形尺寸效应的直接反映。在同一岩类中, 围岩初始应力P0越大对Ku作用越显著, 即围岩塑性变形的尺寸效应越明显;而对于不同岩类, 当P0一定时, 岩石内摩擦角φ和粘聚力c越小, 围岩塑性变形尺寸效应越明显。因此, 可知围岩初始应力P0和粘聚力c, 内摩擦角φ是影响围岩塑性变形和结构稳定性的关键因素。
摘要：基于尺寸效应, 对围岩塑性变形尺寸效应进行了研究, 通过理论分析, 确定了大断面隧道围岩塑性变形尺寸效应的关键影响因素, 以更好的了解大断面隧道的结构稳定性。
关键词：大断面隧道,变形计算,尺寸效应
参考文献
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断面围岩 篇5
关键词：软岩,松动圈,锚注,锚索,二次支护,O型棚
1 围岩地质赋存状况及石门翻修过程
耿村煤矿西区石门埋深约320 m, 全长180 m, 穿过9种不同岩性的煤岩层 (3层石英砂岩, 2层泥岩, 2层煤层, 1层石英粉砂岩, 1层粉砂岩) , 其中有1层岩层含有3条断层。西区石门围岩赋存特点:①贯穿岩层的岩性构成复杂;②贯穿岩层中强度较低的岩层占大多数;③巷道所处的构造应力环境十分复杂, 有3条较大断层。
西区石门首次掘进时采用锚网喷+U型钢棚支护, 但是巷道刚掘进后就变形剧烈, 变形量大, 不能使用, 随后进行了翻修。①第1次翻修。翻修后由于石门侧压较大, 变形速度快, 很快不能正常使用。②第2次翻修。采用锚喷+砌碹支护, 但经过2 a的使用, 巷道发生了严重变形, 直接影响了煤矿安全生产的正常进行。③第3次翻修。设计巷道断面为马蹄形, 采用了11#工字钢做成的U型钢棚支护, 翻修后巷道初期变形并不明显, 但经过一段时间后巷道再次表现出明显变形, 不能满足煤矿正常的安全生产, 需再次翻修。
2 支护方式
由于石门巷道围岩地质条件复杂, 受地质构造的影响石门围岩的强度显著降低, 在采动影响下石门围岩产生了很大变形, 表现出了工程软岩大变形的特征。因此, 将耿村矿非均质西区石门巷道围岩视为软岩范畴。为了准确判定西区非均质大断面石门围岩类别, 采用了YZT-Ⅱ型岩层钻孔探测仪对非均质大断面石门松动圈厚度进行现场观测。从观测结果上分析, 根据大松动圈软岩巷道的分类标准, 判定非均质大断面石门围岩属Ⅵ类碎胀型大松动圈软岩巷道;根据对软岩巷道及大松动圈软岩工程的支护原理的分析, 提出耿村矿西区石门第4次翻修采用联合支护方案。翻修时, 在石门扩面后, 首先用锚注锚索联合支护对巷道进行初次主动支护;滞后一段时间, 架O型棚对巷道进行二次被动支护。
3 二次支护的最佳时段
在软岩巷道支护中, 初次主动支护与二次被动支护的间隔时间对支护的效果影响特别大。该类巷道的独特之处, 就是巷道巨大的塑性能 (如膨胀变形能) 必须以某种形式释放出来, 所以二次支护时间过早和过晚对支护效果都十分不利。过早, 巨大的软岩膨胀变形能不能得到充分释放, 二次支护强度难以抗拒围岩巨大的塑性变形, 导致支护体被破坏;过晚, 膨胀变形能虽然得到充分释放, 但围岩支护强度大部分丧失, 转加到支护体上的是失去支撑能力的巨大围岩载荷, 支护体因支撑不了巨大围岩载荷而遭到破坏。理论和实践表明, 二次支护最佳时间的确定是软岩控制的关键之一。
3.1 软岩巷道支护优化原理
软岩巷道支护原理可以表示为:Pr = Pd + PR +PS。其中, Pr为挖掉岩体后使围岩向临空区运动的合力, 包括重力、水作用力、膨胀力、构造应力和工程偏应力等;Pd 为以变形的形式转化的工程力, 对于软岩来讲, 主要是塑性能以变形的方式释放;PR 为围岩自撑力;PS为工程支护力。
巷道开挖后引起的Pr并不是完全由PS承担, 而是由3部分共同分担。除PS外, Pr由软岩的弹塑性能以变形的方式会释放一部分, Pr的另一部分由岩体本身自承力承担。如果岩体强度很高, PR>Pr-Pd, 则巷道可以自稳。对于软岩, PR较小, 一般PR
3.2 二次支护最佳支护时段
为了确定出西区非均质石门翻修二次支护最佳支护时段, 在该巷道安设了3类监测仪, 分别是锚杆工作阻力监测、围岩表面位移监测和深部位移监测, 通过现场实测, 对一次支护后的巷道围岩运动变化规律进行研究, 实测结果 (图2、图3) 表明, 巷道在翻修施工过程中, 应在一次支护施工完成60～70 d时作为二次支护最佳支护时段。这样可以最大限度地发挥围岩的自承能力, 从而使支护体对围岩的支护力降到最小, 有利于巷道的稳定。
4 技术参数
(1) 打锚索并采用36U型钢O型支架支护。锚索规格为Ø17.8 mm× 8 m, 3 m一组, 每组3根, 间距1.5 m。要求采用4节ZZ3590型树脂药卷, 先装快速再装中速, 药卷搅拌30 s以上, 凝固10 min, 锚索外露长度不大于300 mm, 托梁长1 m。锚索中间1根与顶板垂直, 其余2根与顶板方向呈30°角。架棚时须用双层冷拔丝网加一层彩条布背设, 空顶空帮部分用土袋充填。
(2) 向里扩 (穿煤层段) 约140m。扩巷中宽5.12 m, 净高 3.82 m。初次支护为锚网索支护, 二次支护采用36U型钢O型棚支护。
(3) 扩修巷道两帮采用Ø18mm、长1.8 m左螺旋麻花状钢锚杆, 每个眼装Z3550树脂药卷1节, 凝固时间≥10 min, 要保证锚杆锚固力大于50 kN。顶部锚杆使用Ø20 mm×2 250 mm, 顶帮锚杆间排距为700 mm×700 mm。
(4) 铺设冷拔丝网时, 搭接长度不小于150mm, 连网间距不大于300 mm, 并且顶帮必须护严, 顶帮距不得超过150 mm。
5 效果
为了掌握耿村煤矿西区石门在采用联合支护后巷道围岩变形规律, 同时为优化支护设计参数提供依据, 对巷道联合支护段进行了变形监测 (图4) 。
经过3个月的观测, 两帮收敛量为110 mm, 顶底板收敛量为86 mm, 并在40 d后趋于稳定。观测结果表明, 耿村煤矿西区石门软岩巷道在最佳二次支护时段采用O型棚支护, 可以控制围岩的强烈变形, 保证巷道稳定, 且技术经济效益显著。
6 结语
通过综合分析翻修巷道围岩条件, 采取分阶段主动加被动的联合支护方式来综合治理翻修巷道, 具有技术上先进可靠、施工安全系数大和施工难度低等优点。虽然一次投入大, 但是综合治理效果明显, 同时减少了频繁翻修对正常生产和通风等的影响, 其间接效益更为可观, 具有推广价值。
参考文献
[1]蔡瑛, 汪仁和.潘三矿软岩巷道锚注支护研究及实践[J].安徽理工大学学报:自然科学版, 2006 (3) :12~16.
[2]栾万红, 杨振华.锚索支护在平煤一矿进风石门修复中的应用[J].中州煤炭, 2002 (4) :32~33.
[3]付文刚, 许云良, 丁玉龙.锚网梁喷索在软岩高应力石门扩巷修护中的应用[J].煤矿开采, 2006, 11 (2) :45~46.
断面围岩 篇6
关键词：过断层,煤巷,离散元,桁架锚索支护
断层是影响煤矿开采的重要地质因素, 一些大的断层对采区布置、煤层开采以及巷道、采场等支护起很大的影响。煤矿井下巷道掘进经常会遇到断层破碎带, 如果施工及支护不当易造成大面积冒顶, 而如何有效地控制过断层破碎带时巷道围岩稳定性也一直是困扰现场施工的难题, 为此探索出一套巷道过断层时的支护体系具有深远的意义[1,2,3]。
1 地质工程条件
河南地方煤炭集团洛阳叁伟煤业有限公司前身为河南省偃师市府店叁驾店煤矿, 位于偃师市府店镇叁驾店村东, 属国有股份制企业, 井田走向长约1100m, 倾斜约600m, 面积约0.6532km2, 开采二叠系山西组二1煤层。煤层埋深586~615m, 二1煤层厚度为0~9.11米, 平均厚4.25米, 结构简单, 偶含一层夹矸, 层位稳定。顶板为深灰色, 层面含碳质及云母碎片, 中粒砂岩, 底板为砂质泥岩。11011工作面运输巷设计断面宽×高:5.5×3.5m, 沿煤层底板布置。
运输巷掘进过程中, 在掘进到距巷道开口300m处, 遇一断层破碎带, 导致顶板出现严重冒顶现象, 冒落高度达5m;煤帮中部和上部均出现片帮情况。
2 过断层煤巷控制原理
2.1 锚网带控制加固破碎围岩机制
大断面顶板破碎的煤巷, 显著特点是顶板跨度大、顶板破碎不稳定, 掘出后顶板煤岩体容易沿着破裂煤岩体裂隙等弱面滑动变形产生失稳。高预紧力锚网带支护可以有效的阻止或延缓破裂煤岩体沿弱面错动, 提高锚固体弱面力学性能, 阻止裂隙的拓展。
2.2 桁架锚索加强支护顶板
当巷道顶板冒落拱高度大于锚杆锚固范围时, 容易造成大面积冒顶事故。在煤巷支护中, 为了防止锚杆支护不可靠, 我们通常还需要加锚索补强, 通过锚索的悬吊作用来阻止冒顶。但是, 当巷道过断层时, 顶板裂隙深度向深部拓展明显, 破碎的顶板高度可达数10m, 巷道上方更多的围岩处于破碎状态, 锚索锚固段很有可能工作在顶裂隙发育区内, 影响单体锚索锚固点的稳固性, 引起锚固失效等。为此对于特大断面破碎顶板的回采巷道应考虑将锚固点选在肩角无裂隙区或裂隙不发育的区域作为锚固点, 考虑采用桁架锚索加强顶板支护。
3 支护设计
针对大断面过断层的巷道围岩破碎、应力高的特征, 结合大断面破碎顶板控制原理, 进行了11011工作面运输巷的支护设计, 提出采用高强高预紧力桁架锚索+锚网带的控制技术。
锚杆索布置形式和支护参数见图1所示:
4 现场观测
过断层大断面煤巷支护完成工业性试验后, 又进行了2个月的矿压观测, 结果如下:
1) 巷道掘进影响期内顶底板相对最大移近速度11.62mm/d, 两帮相对最大移近速度7.37mm/d, 巷道掘出后12天左右实现自稳, 变形速度降低, 掘进稳定期内变形速度降低到0.5~1mm/d。2) 顶底板相对移近量145mm, 两帮相对移近量83mm。3) 顶板无明显离层, 最大离层量7.9mm。从现场看未出现锚杆索拉断、锚空失效、锚固力丧失等破坏, 锚杆桁架锚索支护能力得到充分发挥。
5 结论
该巷道支护的工业性试验成功, 为类似条件下工程提供了借鉴经验, 我们可以得出以下有益结论:1) 断层产生的构造应力, 对煤巷围岩稳定性影响较大, 断层等地质构造带的作用导致巷道围岩破碎, 要求巷道围岩控制必须形成整体结构, 才能对围岩起到良好的控制作用。2) 在支护体系中, 锚杆可以起到限制裂隙面滑移, 控制碎胀变形的效果。桁架锚索可以使破碎岩体形成整体结构能够, 有效控制断层和支承压力叠加导致的顶板裂隙深度向深部拓展, 加强支护顶板。
参考文献
[1]勾攀峰, 晁建伟, 孙光中.回采巷道过断层顶板应力分布特征研究[J].能源技术与管理, 2007.
[2]李志华, 窦林名, 牟宗龙等.断层对顶板型冲击矿压的影响[J].采矿与安全工程学报, 2008.
断面围岩 篇7
关键词：黄土隧道,围岩变形,监控量测技术
1 概述
郑西铁路客运专线黄土隧道设计开挖尺寸为15 m×13 m(宽×高)，断面面积达160多m2。一般采用CRD、CD、双侧壁导坑和弧形导坑法开挖，而这些开挖方法的上台阶都留有2～4 m长的核心土，其中前3种开挖法还要设置临时支护系统。
围岩变形是围岩应力形态变化最直观的表现，围岩坍塌和支护系统的破坏都是变形发展到一定程度的必然结果。因此隧道洞内位移量测是判断隧道围岩稳定、调整初期支护参数、安排施工工序、选择应急措施、确定仰拱封闭和二衬施工时间的重要依据。
隧道洞内位移量测主要包括拱顶下沉和水平收敛，拱顶下沉量测点设置在拱顶轴线附近，拱脚下沉量测点设置在上台阶拱脚上方50 cm处。水平收敛与拱顶下沉设在同一断面上，根据不同的施工方法一般设置在拱脚、墙腰和墙脚的高度处。拱顶下沉和水平收敛的量测测点应紧靠掌子面，其初读数宜在开挖后3～6 h内完成，且在下一循环开挖前必须完成。
2 传统监控量测方法的缺陷
传统监控量测方法一般是对监测点采用接触形式的量测，水平收敛一般采用收敛计、拱顶下沉量测一般采用挂尺和水准仪抄平等接触式方式进行，这种方法具有成本低、操作简便可靠等优点，但对于大断面黄土隧道存在以下几个问题：
(1)大断面黄土隧道各种施工方法的上台阶开挖都采用预留核心土的形式，使水平收敛量测不能贴近掌子面进行，无法挂尺进行拱顶下沉量测，因而难以获取开挖初期的变形，严重影响监测的效果。
(2)由于拱脚下沉大于拱顶下沉(深埋地段的弧形导坑)，采用三角收敛基线量测拱顶下沉时，误差相当大，不能正确反映实际的拱顶下沉量。
(3)对拱脚下沉的量测应在上台阶开挖后立即进行，但此时由于拱脚处空间的限制，常规的立尺水准抄平方法无法实施。
(4)由于隧道净空高度大，人工挂钢尺比较困难，观测时间长，与其他施工工序干扰大，影响工程进度。
3 无尺量测方法
由于常规接触式位移量测方法难以满足大断面黄土隧道洞内位移监控量测的要求，为适应大断面黄土隧道施工工法的要求和施工监测环境，可采用全站仪自由设站以极坐标法进行非接触三维位移的无尺监控量测方法。该方法不受掌子面核心土以及拱脚空间的影响，避免了上述常规接触式位移观测的缺点，同时具有自动化程度高、观测快速省力的特点。
3.1 观测系统
该方法现场只需1台全站仪和安装反射膜片的测点和基准点，采用相对坐标，基准点坐标可自行设置(一般取为原点)而不必测定，测站也可以自由设站不必对中。
(1）全站仪
必须具有三同轴光学系统(即经纬仪视准轴与测距仪的发射、接收光轴共轴)并配置红色可见光激光指示和目标照明功能。测角精度应达到±1″，分辨力达到0.1″，测距精度在100 m以内应达到±1 mm，分辨力达到0.1 mm，防尘等级不小于IP5。为适应快速施工的要求，提高隧道内监测作业的速度和观测精度，可使用带ATR功能的自动观测全站仪(测量机器人)。
(2）反射膜片
采用70 mm×70 mm规格的膜片，不得使用尺寸小于50 mm×50 mm的膜片。
3.2 观测方法
(1）基准点布置
全站仪自由设站坐标系的基准点由2点组成，其中一点为坐标原点，要求其稳固不动，另一点用于确定横轴方向，该点沿竖轴和横轴方向的位移不影响测点的位移观测。对隧道观测而言，上述基准点应布置在已完成仰拱封闭及铺底的两侧边墙上(距铺底高度1 m左右，以不影响通视为宜)，两基准点连线应垂直洞轴。对于带中壁的双侧壁、CRD和CD断面，应将坐标原点置于边墙上，横轴方向点置于内壁或中壁上。双侧壁、CRD和CD断面拆撑时，应及时将基准点移出。
(2）测点布置
上台阶位移测点宜埋设在距掌子面第2榀钢架上(第1榀上容易被挖掘机碰掉)，以后该断面的各台阶位移测点均埋设在该榀钢架上，埋设后在该处设置醒目标志，防止挂碰。埋设时应尽量减小膜片与仪器光轴的入射角，即将觇板对准测站方向后再固定测点。
(3）反射测点制作
反射测点(包括基准点和测点)由膜片、觇板和埋设杆组成。觇板用厚度5 mm矩形钢板制作，钢板短边长度=膜片尺寸+10 mm，长边长度=膜片尺寸+20 mm。埋设杆采用Φ16～20 mm钢筋，长度10～30 cm(以膜片伸出混凝土表面15～20 cm为宜)。埋设杆焊接在觇板短边中线处。
(4）测站设置
采用自由设站的仪器不需对中，但固定测站比不固定测站的观测精度高，因此测站位置应大致固定。而测站设置的关键要求，是测站的位置不能距测点断面太近，否则仪器光轴与膜片入射角过大而影响回复反射的性能。一般言，测站与断面间距离应大于25 m，这时光轴与膜片的入射夹角可控制在30°以内。同时，测站的位置也不能太远，否则不能满足所用膜片尺寸的最大测程。根据现场测试，合适的站位是：采用70 mm×70 mm膜片时测程应控制在30～60 m之间，采用50 mm×50 mm膜片时测程应控制在30～45 m之间。
3.3 观测要点
(1)基准点坐标可自行设置不必测定，但应设置后方校核点对基准点进行定期复核观测。
(2)用全站仪进行简单的相对收敛变形观测时，不需要照准基准点。
(3)反射膜片应在测点埋设后再粘贴到觇板上，并在喷混凝土前包裹测点。
(4)观测时应采用双盘测回法，避免单盘观测。为提高观测精度，可采用3次重复照准、必要时重复设站的冗余观测法，即每个盘位分别连续、重复照准3次目标点读取2×3次读数，然后取其平均为1次观测值，重复设站时对每站位观测值取平均值。
(5)在观测作业前，应对系统进行精度评定，以确认所用系统及方法是否满足精度要求。
(6)自动全站仪观测时，应避免望远镜视场内同时出现2个及以上反射测点。
(7)双侧壁、CRD架设上横撑时，拱顶和拱脚测点受横撑阻挡，不存在通视条件。这时可在横撑上方设站对拱脚测点进行相对收敛变形观测(用全站仪进行简单的相对收敛变形观测时，不需要照准基准点)，在横撑下方设站对拱顶测点进行常规水准抄平方法观测。
3.4 观测精度
通过实践和有关资料证明：采用徕卡TC2002全站仪(仪器精度0.5"、1+1 ppm)、RS反射膜片，采用3次重复照准及3次重复设站冗余观测方法时，测点位移量最大中误差≯0.5 mm(平均0.09 mm);采用徕卡TCA1201自动全站仪(带有ATP功能，测角精度1"，分辨率0.1"、测距精度2+2 ppm，分辨率0.1 mm),RS反射膜片，惠普PDA终端(内置自由设站3维坐标计算软件)，观测采用每盘重复3次照准取2×3次读数平均值方法。系统观测精度：测站固定时(位置大致固定)，水平方向的点位1次观测中误差为0.33～0.52 mm(平均0.41 mm)，垂直方向为0.24～0.43 mm(平均0.35 mm)。测站不固定时(即洞内一左一右站位)，水平方向的点位1次观测中误差为0.94～3.06 mm(平均1.94 mm)，垂直方向为0.98～2.60 mm(平均1.77 mm)。
3.5 观测频率[1]
观测频率是根据位移速率和距开挖面距离两方面因素确定，在选择观测频率时，如果位移速率、距开挖面距离两者有差异时，为保证施工安全，原则上取观测频率较高的作为实施的观测频率，同时当各台阶开挖面通过量测断面前后应增加观测频率。大断面黄土隧道变形监控量测观测频率见表1。
注：B为隧道开挖宽度。
监控量测断面间距：洞口浅埋Ⅴ级围岩段、浅埋下穿构(建)筑物段每5 m设置1个量测断面，一般Ⅴ级围岩段、浅埋或含水量超过18%的Ⅳ级围岩段每10 m设置1个量测断面，一般Ⅳ级围岩段每20～30 m设置1个量测断面。
4 监控量测数据的计算和作用
由于隧道工程地质条件和施工工艺的复杂性，开挖导致隧道围岩的变形并不是单调的增加。因此，围岩变形随时间的变化，在初始阶段是呈波动的，然后逐渐趋于稳定。
4.1 监控量测数据的计算
现场实测数据，必须经过计算求得量测时间间隔、累计量测时间、水平收敛差值、累计收敛差值、当日收敛速度、平均收敛速度、拱顶下沉差值、累计拱顶下沉值、当日拱顶下沉速度、平均拱顶下沉速度、量测断面至开挖面距离等。
量测间隔时间的计算：在监控量测时应准确记录量测所对应的日期、小时和分钟，量测时间间隔以天为单位，在实际量测中不足或超出的小时及分钟，应全部折算成净天数。
4.2 监控量测数据的应用
根据现场量测数据的计算结果绘制的围岩变形—时间曲线散点图，其纵坐标表示围岩变形(可为拱顶下沉和水平收敛，也可为变形量和变形速度)，横坐标表示时间。在图中应注明量测时工作面施工工序和开挖工作面距量测断面的距离，以便分析施工工序、时间、空间效应与量测数据的关系。
4.3 围岩变形分析方法
4.3.1 当日变形速度或变形量法
(1)当日变形速度：本次围岩变形量测值减去上次围岩变形量测值所得之差，再除以2次量测时所经历的时间。
(2)当日变形量：本次围岩变形量测值减去上次围岩变形量测值所得之差。
这2个指标能及时反应当天所发生的变形速度或变形量，量测值反应灵敏，信息反馈迅速，在施工初期对预报险情起着重要的警报作用。但量测值可能存在偶然误差，时间曲线波动幅度较大，用它来表示变形速度或变形量的发展趋势是不准切的。高桥隧道弧形导坑开挖阶段净空位移实测最大速度见表2。
4.3.2 变形速度或变形量的回归分析法
(1)围岩变形随时间的变化规律[2][3]
由于反映围岩变形的各种因素之间的相互关系十分复杂，实际观测数据不可避免地受随机因素的干扰，存在着各种误差，使得变量之间呈现比较复杂的关系，需根据情况利用不同的回归模型建立变量之间的关系。
注：*上台阶水平收敛速率;**中台阶水平收敛速率。
利用最小二乘迭代法原理对实测量测的各组数据做回归计算，拟合出1条最佳曲线。由量测数据进行曲线拟合所得回归方程的表达式有以下几种：
双曲函数：或式中：U为变形值(mm);A、B为回归系数;t为量测时间;t0为测点初读时距开挖时的时间;T为量测时距开挖时的时间。
上述各种函数中的第1个表达式都可以引入辅助变量后转化为线性表达式，然后再以线性回归计算法求出回归系数A、B。第2个表达式则不能转化为线性表达式，可利用专用程序进行回归计算。
这种计算方法是对量测散点进行拟合，用1条能反应绝大多数量测值真实情况的曲线代替了原有的离散跳跃点，具有代表总体的特性。但此法必须在取得30～40个以上的样本时整体回归精度才高，所以此法不能作短期散点拟合，而只能作中期分析或远期预计。图1为高桥隧道DK348+363净空位移时态曲线。
(2）围岩全变形的计算[4]
前文已经提到，由于不可能在开挖后立即紧贴开挖面埋设元件，进行测量，因此量测零读数测取时已有量值为U1的围岩变形释放。此外，在隧道开挖面尚未到达量测断面时其实也已有量值为U2的变形产生。这两部份变形都加到变形量测值上以后才是围岩真实的变形。即U=Um+U1+U2，其中Um为变形量测值;U1可用回归曲线外延的办法估算(见图2曲线的外延图)，U2=λ0U(λ0取值0.265～0.33之间)，所以
5 变形控制基准值及监控管理
根据高桥大断面黄土隧道施工所发生的最大变形值，提出变形控制指标，见表3。
由于大断面黄土隧道变形量特别是拱顶下沉比较大,根据隧道监控结果表明，在二衬施做前围岩变形速率长时间保持在1～2 mm/d，在实际施工中为了保证施工安全，都是通过仰拱和二衬紧跟掌子面来控制围岩变形的，一般情况下仰拱和二衬距掌子面的距离都控制在30 m和60 m以内，软弱围岩段则可进一步缩短控制距离。所以大断面黄土隧道与岩石隧道不同之处，就是二衬不是在围岩变形稳定后才施做的，即不是在围岩水平收敛小于0.2 mm/d，拱顶下沉小于0.15 mm/d后才进行二衬施做，鉴于该情况大断面黄土隧道二衬参数的设计应进行适当加强，以防止二衬后期开裂。
注：安全状态为正常施工;注意状态为预警情况，调整支护参数后继续施工;危险状态应停止施工，并拿出切实可行的初期支护加强措施后方可恢复施工。
6 有害围岩变形的处理措施
水平收敛较大时，可设置横撑，在上横撑上增设纵向连接钢管以增强横撑连接点的强度;在上下横撑间设置斜撑;增设临时仰拱，及时封闭仰拱。
拱顶下沉较大时，可减小钢架间距、大角度打设锁脚锚管，增大拱(墙)脚，设置临时竖撑，减小一次进尺长度，及时封闭仰拱。必要时封闭掌子面暂停施工，在采取上述有关措施且变形稳定后，跟进仰拱和二衬，然后再恢复施工。
7 结语
通过在大断面黄土隧道中采用无尺监控量测技术，缩短了监控量测时间，保证原始数据采集的及时性，使数据分析结论更加接近实际情况，减少了监控量测工序与其他施工工序的干扰，加快了隧道的施工进度，同时观测精度也能满足隧道监控量测的要求。
参考文献
[1]TB10121—2007铁路隧道监控量测技术规程[S].
[2]李晓红.隧道新奥法及其量测技术[M].北京:科学出版社,2002.
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