基于煤巷兩幫基礎剛度效應的控幫護巷支護原理

蔣力帥，張培鵬，孔 朋，賈江鋒，馬 寧，束佳明，張 臣

(1.山東科技大學 礦山災害預防與控制國家重點實驗室培育基地，山東 青島 266590; 2.中國礦業大學(北京) 深部巖土力學與地下工程國家重點實驗室，北京 100083)

地下工程圍巖穩定性和破壞機理因地質條件、應力狀態及工程技術等因素而呈現復雜多樣性。煤礦絕大多數巷道處于煤層中，煤巷兩幫煤體強度低、可變形性強，煤巷直接頂底板多為泥巖、砂質泥巖、頂煤或者底煤等，巖性較為軟弱。在掘進成巷和采動影響下，煤巷圍巖大變形問題十分突出，兩幫煤體大變形對巷道圍巖整體穩定性有著極其重要的影響，特別是在厚煤層、軟煤層、煤柱護巷、深部開采等條件下更為顯著，煤巷圍巖大變形控制問題成為當前煤礦巷道支護方面的重要課題。

煤層覆巖結構表現為顯著的層狀地質特征[1-2]，煤巷頂板巖層之間的離層發育擴展，使各巖層之間表現為近似相互獨立的巖梁[3]。BAKUN-MAZOR等[1]建立了連續體固支梁模型，分析了節理沉積巖體條件下硐室的直接頂穩定性和頂板層狀特性;SOFIANOS[4-5]將巷道頂板看作剛性基礎支承的鉸接拱梁，研究了硬巖環境下拱梁的力學行為;劉洪濤、馬念杰[6]以簡支梁和固支梁力學模型計算分析了巷道頂板的極限跨距。其他學者[7-8]也通過簡支梁和固支梁2種模型分析了頂板巖梁的彎矩分布特征。ADLER[9]建立了頂板由獨立彈簧組成的彈性基礎支承的巷道模型，模型中兩側彈性基礎所受荷載僅考慮梁的自重荷載。王金安等[10]將頂板視為由彈性基礎支承的受均布覆巖荷載的板結構研究回采工作面頂板破斷機理。簡支梁和固支梁力學模型忽視了兩幫煤體變形對頂板變形及穩定性的影響，對于深部煤層巷道或軟弱煤層巷道存在一定的應用局限性。在巷道頂板穩定性分析中，剛性支座模型能否客觀真實地反映頂板受力和支承狀態，主要取決于巷道圍巖的工程地質條件。對于兩幫為軟弱大變形煤體的煤巷，則需要將兩幫考慮為可變形基礎，才能較真實地反映這類巷道頂板的實際工程特性，從而為深入研究巷道圍巖穩定性、破壞機理和控制技術提供可靠的保證。

隨著對煤巷錨桿支護機理的深入研究，國內外學者對錨桿錨固圍巖的力學性質改善進行了研究探討，形成了較成熟的煤巷錨桿支護理論或學說。侯朝炯等[2,11-13]研究揭示了錨桿支護的作用原理和圍巖加固實質，認為錨桿和受錨巖體通過相互作用形成統一承載結構，錨桿支護可以提高錨固巖體破壞前后的力學參數，由此提出了錨固體強度強化理論。A.BOBET[14-15]研究提出了圓形巷道圍巖經錨桿支護后的巖體等效楊氏模量解析解，提高錨桿支護的強度(Eb，db)和密度(Sθ，Sz)，可以有效提高錨固巖體的楊氏模量。

筆者針對煤巷兩幫的可變形特性及集中應力作用，建立由可變形基礎支承的巷道頂板懸梁結構力學模型，推導頂板的彎矩和撓度表達式，揭示煤巷頂板的基礎剛度效應，基于此提出煤巷控幫護巷支護原理，通過數值模擬分析與現場工程試驗對基礎剛度效應和控幫護巷原理進行驗證。研究工作深化了煤巷圍巖控制中對巷幫支護重要性的認識。

1 現場問題提出

1.1 現場工程地質條件

河南能化集團趙固二礦處于焦作煤田東部，11030工作面開采二1煤層，煤層傾角0°～11°，平均厚度6.16 m，煤層結構簡單，層位穩定，屬近水平穩定厚煤層。工作面長度為180 m，采用大采高綜合機械化開采工藝，后退式全部垮落法管理頂板，開采深度平均650 m。直接頂以泥巖、砂質泥巖為主，基本頂以粉砂巖、細粒砂巖為主，底板以砂質泥巖為主。工作面兩側分別為11011工作面采空區和正在回采的11050大采高工作面，11030運輸巷與11011采空區之間煤柱寬度8 m，工作面回風巷與11050工作面煤柱寬度30 m，如圖1所示。

11030運輸巷沿煤層頂板掘進，巷道斷面為矩形，掘進寬度×高度為4 800 mm×3 300 mm。原支護設計如圖2所示，一次支護采用錨桿-錨索聯合支護，在巷道變形嚴重、高冒頂隱患處以及超前工作面20 m范圍內，采用單體液壓支柱進行二次補強支護。

圖1 11030工作面布置示意Fig.1 Layout sketch of panel 11030

圖2 11030工作面運輸巷原支護設計Fig.2 Support design of headgate of panel 11030

錨桿技術參數為:采用φ20 mm×2 400 mm的高強螺紋鋼錨桿，頂板錨桿間排距為800 mm×900 mm，錨固長度為1 200 mm，頂板錨桿由托盤與鋼筋梯配合使用;兩幫錨桿間排距為900 mm×900 mm，錨固長度為900 mm，兩幫錨桿由托盤與金屬網配合使用。錨索技術參數為:頂板錨索φ21.6 mm×8 250 mm，間排距為1 300 mm×900 mm，錨索錨固長度為2 400 mm。錨索預緊力均不低于100 kN。

1.2 煤巷圍巖大變形特征

11030工作面回采前，運輸巷僅受掘進影響，巷道圍巖已經出現了大變形和嚴重破壞現象，如圖3所示。

圖3 圍巖變形破壞狀態Fig.3 Ground failure and deformation situation

為監測巷道圍巖變形，緊隨11030工作面運輸巷掘進作業面布置多個表面位移測站，各測站在掘進成巷后即進行頂底板移近量及兩幫移近測量，典型圍巖變形監測曲線如圖4所示。該測站監測時間共46 d，期間兩幫煤體變形最為劇烈，移近量達到545 mm，平均移近速率為11.8 mm/d;前期底臌變形嚴重，為保證巷道正常斷面于4月5日和9日進行人工起底，監測期間累計底臌量為370 mm，平均底臌速率為8.0 mm/d;頂板下沉變形較小，頂板下沉量為98 mm，平均頂板下沉速率為2.1 mm/d。

圖4 圍巖表面位移監測曲線Fig.4 Monitoring ground surface displacement curve

通過現場觀察和各測站變形實測可知，該運輸巷由于泥巖和砂質泥巖頂板采用錨桿錨索支護，兩幫軟弱煤體僅采用點錨桿支護，掘巷期間兩幫和底板變形顯著大于頂板下沉;兩幫移近變形十分突出，部分位置兩幫移近量超過1 200 mm;底臌嚴重，需反復人工擴幫、起底以維持巷道正常使用。在工作面回采前，需要超前進行大規模擴幫，影響了生產效率，增加了生產成本;而且頂板出現了大變形“網兜”，存在漏頂、冒頂隱患。

工作面回采前巷道如此嚴重的變形破壞，極大的影響了安全高效生產。需要深入研究煤巷兩幫煤體變形效應與圍巖變形破壞機理、圍巖控制原理與對策，提高煤巷圍巖控制效果，為其支護設計提供依據。

2 煤巷兩幫變形的基礎剛度效應

煤層的強度和剛度通常明顯弱于頂板巖層，巷道兩幫煤體大變形不僅影響巷幫的穩定性，而且對巷道頂板的力學狀態及其變形破壞有著極其重要的影響。為此，考慮煤巷兩幫的可變形特性進行圍巖穩定性分析。

2.1 Winkler基礎懸梁模型及巷道頂板彎矩和撓度表達式

巷道開挖后，原始的三向應力狀態被打破，巷道周圍應力重新分布，應力轉移至巷道兩幫造成垂直應力集中，兩幫煤體產生變形破壞[16]，在這個過程中，由于頂板支撐狀態的改變，巷道頂板產生離層及彎曲變形。針對煤層巷道的工程力學特征及兩幫軟弱煤體變形特性，將巷道兩幫視為符合Winkler假設的可變形基礎，而巷道頂板則為在覆巖壓力增量作用下，受Winkler基礎支承的半無限長彈性基礎懸梁，并根據對稱性原則建立力學模型如圖5所示[17]，并推導得到巷道頂板Winkler基礎懸梁模型的彎矩和撓度是x=0為分界的分段函數。

當0≤x≤x1，即受兩幫煤巖體支承的巷道頂板彎矩M1(x)和位移yb(x)的表達式為

(1)

2ξ(x1)θ(x)-φ(x1)ψ(x)]

(2)

當-B/2≤x≤0，即巷道上方懸露頂板彎矩M2(x)和位移yz(x)的表達式為

(3)

(4)

式中，λ為基礎特征參數;qz為巷內懸露頂板所受的均布載荷;B為巷道跨度;φ0,φz為頂板巖梁支座處與跨中的彎矩修正系數;q1為巷幫頂板垂直應力峰值;k為巷道兩幫彈性基礎剛度;E為巷道頂板巖梁的楊氏模量;I為頂板巖梁任一截面慣性矩。

圖5 巷道頂板Winkler基礎梁力學模型Fig.5 Definition of analytical roof beam model with Winkler foundation

2.2 煤巷頂板的基礎剛度效應

由Winkler基礎懸梁的頂板撓度表達式(3)和(4)可知，頂板巖層的彎曲變形與巷道兩側垂直集中應力增量、巷道跨度、Winkler基礎楊氏模量、頂板巖層抗彎剛度、自重荷載等變量有關。

將趙固二礦工程地質參數代入式(3)和式(4)，得到巷道頂板Winkler基礎懸梁模型的彎矩分布和撓度分布如圖6所示?？梢?，在巷道跨度范圍內，頂板處于向巷內撓曲狀態，最大彎矩和撓度均發生在跨中(x=-2.4 m)，頂板撓度和彎矩由巷道跨中向巷幫巖體深部逐漸降低。受兩幫可變形基礎支承的巷道頂板肩角處(x=0)也產生了較大的彎矩和撓度，且與跨中最大值差距不大(彎矩差為6.4%，撓度差為5.64%)，這意味著巷幫上方未懸露的頂板巖層也出現一定的彎曲下沉變形，表明煤巷頂板的彎曲變形不是簡支梁、固支梁模型中以巷道肩部為剛性支點的向巷道內部彎曲回轉變形，而是伴隨著巷幫變形的巷內與巷幫頂板的共同變形下沉。

圖6 Winkler基礎梁模型算例彎矩與撓度分布Fig.6 Moment and deflection distribution of the beam model with Winkler foundation

巷道頂板彎曲變形與其抗彎剛度具有直接的關系。根據上述巷道頂板的彎矩和位移分布特征可知，作為可變形基礎的巷道兩幫煤巖體發生了明顯的變形下沉，兩幫煤巖體的剛度與頂板變形量和穩定性也有密切關系。頂板跨中彎曲變形與頂板抗彎剛度和基礎剛度的關系分別如圖7所示。由圖7(a)可知，頂板撓度隨頂板楊氏模量E單調遞減，但變化率與E呈負相關。當E由1 GPa增至6 GPa時，頂板撓度由96.4 mm降低為92.5 mm，而當E由6 GPa增加到15 GPa時，撓度僅由92.5 mm降至90.4 mm?？梢?，當頂板巖層E不大時對頂板變形有明顯的影響，而當E高于一定值后對頂板變形影響較小。由圖7(b)可知，可以看出頂板撓度隨基礎(兩幫煤巖體)楊氏模量Ec單調遞減且變化率與Ec呈負相關。頂板撓度隨著Ec的升高而顯著降低，當Ec從0.5 GPa升高到1.5 GPa時，撓度由154.9 mm銳減至58.1 mm。

圖7 頂板彎曲變形與頂板剛度和基礎剛度的關系Fig.7 Relationship between roof bending and roof flexural, foundation rigidity

通過對比頂板和基礎的剛度對頂板彎曲變形的影響可知，當巷道兩幫為較軟弱的煤(巖)體時，頂板處于可變形基礎支承狀態，頂板梁結構隨基礎的變形呈現整體彎曲變形，頂板剛度對頂板變形的影響相對較低，而兩幫可變形基礎的剛度是頂板變形的關鍵影響因素，具有顯著的基礎剛度效應。

3 基于基礎剛度效應的控幫護巷支護原理

3.1 煤層巷道控幫護巷支護原理

國內外學者研究了煤巷錨桿支護機理及錨固體的力學性質改善，形成了較成熟的煤巷錨桿支護理論或學說。侯朝炯等[2,11]研究揭示了錨桿支護的作用原理和圍巖加固實質，認為錨桿支護的實質是錨桿和受錨巖體通過相互作用形成統一承載結構，錨桿支護可以提高錨固巖體破壞前后的力學參數(楊氏模量、黏聚力和內摩擦角)，有效改變圍巖的應力狀態，從而提高圍巖承載能力，并通過相似材料模擬試驗得到錨固巖體的力學性質和錨固效應與錨桿支護強度及密度呈正比。BOBET[14-15]研究提出了圓形巷道圍巖經錨桿支護后的巖體等效楊氏模量解析解:

(5)

其中，Er，E，Eb分別為錨固巖體、原始巖體和錨桿的楊氏模量;db為錨桿直徑；Sθ和Sz分別為錨桿之間的切向和軸向間距。從式(5)可知，提高錨桿支護的強度(Eb，db)和密度(Sθ，Sz)，可以有效提高錨固巖體的楊氏模量。

通過巷道兩幫基礎剛度效應研究可知，當巷道兩幫為煤體等較軟弱的煤(巖)體時，巷道兩幫表現為可變形性而非完全剛性，兩幫基礎剛度及變形對頂板變形量影響顯著，是頂板變形的關鍵影響因素。11030運輸巷掘進前圍巖受上區段工作面回采影響已發生松動破裂和巖體力學性質劣化，兩幫軟弱煤體應視為可變形基礎的模型力學假設，因此，大采高煤巷圍巖穩定性的基礎剛度效應必然非常顯著。

根據上述綜合分析研究，提出基于基礎剛度效應的“控幫護巷”支護原理:通過加強巷幫錨固支護深度、強度及密度，提高幫部錨固煤體的等效力學性質(楊氏模量、黏聚力和內摩擦角)，從而增強兩幫煤體的基礎剛度，通過幫部高強錨固支護直接作用控制兩幫煤體的變形和破壞，并進一步通過基礎剛度效應改善整個巷道圍巖的應力狀態，提高圍巖承載能力和穩定性。

3.2 數值模型與支護設計模擬

由11030工作面運輸巷掘進期間的圍巖變形破壞特征可知，圍巖在未受采動影響下已發生了顯著大變形，其中兩幫和底板變形劇烈，嚴重影響了巷道正常使用。為保證回采巷道的圍巖穩定性，需開展巷道支護設計優化研究，降低圍巖變形破壞程度，提高圍巖穩定性與支護效果。

以11030工作面為工程背景建立模型算例，根據對稱性原則，以11030工作面中線為對稱軸，建立FLAC3D三維數值模型如圖8所示。模型長度350 m，其中工作面推進長度250 m，前后各留50 m邊界;模型寬度180 m，工作面1/2的長度90 m，側向邊界煤柱寬度90 m;模型高120 m。模型頂部施加15 MPa的垂直應力，X，Y方向施加的水平應力分別為垂直應

力的0.8和1.2倍，模型四周和底部采用位移限定邊界。隨著工作面推進，垮落帶冒落巖體采用雙屈服本構模型填充[17]，各巖層采用基于Mohr-Coulomb準則的應變軟化本構模型，力學參數見表1，其中K為體積模量，G為剪切模量，c為黏聚力，φ為內摩擦角，cr為峰后殘余黏聚力，εp為巖體強度變為殘余值時的塑性應變。工作面回采引起的垮落帶壓實過程通過編寫FISH命令實現:采用分步回采，工作面推進后，其后方垮落帶范圍的本構模型由應變軟化模型重定義為雙屈服模型并賦予相應力學參數，計算至模型達到平衡狀態后，工作面繼續向前推進并重復上述步驟，直至回采結束。本文中雙屈服模型力學參數見表2，其中ρ為密度，σt為抗拉強度，該參數針對11030工作面工程地質條件經理論計算和試錯反演得到[17]。選取與掘進期間同一監測斷面及測點記錄巷道采動影響期間(回采距離150 m)圍巖變形，研究幫部高強錨固支護對掘進和采動影響期間巷道圍巖變形演化特征的影響規律，揭示控幫護巷支護效果。

圖8 三維數值模型Fig.8 Layout of the numerical 3D model

表1 模型巖體力學參數Table 1 Rock mass mechanical properties

表2 垮落帶雙屈服模型力學參數Table 2 Properties of double-yield model for caved rock

11030運輸巷原支護方案中，頂板支護采用6根2.4 m長高強螺紋鋼錨桿及鋼筋梯、4根8.25 m長錨索及16號槽鋼梁支護，在類似巷道條件下[18-23]，頂板支護屬于較高強度和密度的支護方式。而兩幫支護僅由4根2.4m長高強螺紋鋼錨桿組成，這種點錨桿支護方式對大采高煤巷支護強度不足，難以形成完整有效的支護承載體，控幫效果較差，通過現場圍巖變形監測發現難以有效限制兩幫變形。

為了深入研究基礎剛度效應在巷道支護中的作用及控幫護巷技術，在現場原支護設計基礎上，改變兩幫支護方式，設計控幫護巷支護技術方案并進行數值模擬分析。

現場原方案中支護設計方案的數值模擬如圖9所示?？貛妥o巷支護設計方案如圖10(a)，(b)所示，頂板支護與原支護方案一致，在巷道兩幫各增設兩排錨索配合長度2 100 mm的號16槽鋼梁支護，錨索規格直徑×長度為φ17.8 mm×5 000 mm，上排距頂板850 mm，下排距底板950 mm，間排距為1 500 mm×1 800 mm，錨固長度為2 400 mm，錨索預緊力均不低于100 kN，錨固力均不小于200 kN?？貛妥o巷支護方案模擬如圖10(c)所示。

圖9 現場原支護設計模擬Fig.9 Simulation of the original field support design

圖10 控幫護巷支護方案Fig.10 Support design of rib-control design

3.3 煤層巷道控幫護巷支護數值模擬分析

由于11030運輸巷在上區段采動影響范圍內掘進，掘進前部分煤巖體已進入塑性狀態，因此巷道開挖后的圍巖塑性區分布難以分辨出是由上區段采動影響造成的還是由巷道開挖引起的。文獻[17,24]指出上區段采動影響產生的外圍塑性區主要為剪切破壞區，而巷道開挖后圍巖淺部的拉伸破壞區分布可以作為衡量巷道圍巖穩定性、分析圍巖破壞機理的有效指標。因此，通過FISH語言編寫程序，將巷道淺部圍巖(距離圍巖表面不超過2 m)中的拉伸破壞單元進行標記并統計，得到采用不同支護方案下巷道某一段沿軸向和豎直截面上掘進影響期間的拉伸破壞區分布如圖11所示，統計得到的淺部圍巖拉伸破壞分布見表3。

由圖11和表3可知，通過加強巷道兩幫支護，幫部圍巖破壞程度顯著降低，淺部圍巖中拉伸破壞范圍比原支護方案降低了31.9%，兩幫穩定性顯著改善。在僅加強兩幫支護的情況下，巷道頂板和底板的拉伸破壞范圍均有不同程度的減小，頂板拉伸破壞范圍縮小了19.8%，底板拉伸破區縮小了9.2%，頂底板圍巖穩定性和完整性在控幫作用下得到改善。不同支護方案作用下，巷道監測段在掘進與回采期間圍巖變形演化特征如圖12所示，監測段巷道掘出后開始監測，巷道掘進完畢后結束監測，變形量采用絕對值表示。

表3 控幫護巷支護掘進期間圍巖拉伸破壞單元Table 3 Zones of tensile failure after roadway excavation with respect to different support design

圖11 控幫護巷支護掘進期間圍巖拉伸破壞區分布Fig.11 Distribution of tensile failure zones after roadway excavation with different support design

圖12 煤巷掘進與采動影響期間圍巖變形演化規律Fig.12 Ground deformation evolution during entry development and retreat mining with respect to different support

通過對比圖12(a)和(b)中巷道掘進與采動影響期間的圍巖變形可知，采用控幫支護技術后，不僅兩幫煤體水平位移量顯著減小，而且頂板下沉和底臌變形也得到了有效控制。

巷道掘進影響期間，作為控幫支護的直接作用對象，巷道兩幫的收斂變形在控幫支護下顯著降低，兩幫移近量由原方案的503.6 mm減小為349.5 mm，比原方案降低了30.6%。同時，控幫護巷支護對頂板下沉和底臌變形控制也有較好效果，頂板跨中下沉量由原方案的119.4 mm減小為101.1 mm，底板中部底臌變形量由原方案的313.9 mm減小為273.2 mm。

上述控幫護巷支護作用在巷道采動影響期間表現更為明顯，當工作面回采至監測斷面時，兩幫移近量由原方案的1 986.2 mm減小為1 427.3 mm，頂板下沉量由原方案的619.5 mm減小為537.3 mm，底板中部變形量由原方案的948.5 mm減小為858.1 mm。

可以看出，在不改變巷道頂板支護的條件下，通過加強煤巷兩幫支護，提高了巷幫的等效基礎剛度和力學性能，改善了巷幫應力狀態，增強了巷幫承載能力，從而通過巷道基礎剛度效應有效降低了頂板下沉量，改善了頂板穩定性。加固巷幫對底臌控制的作用機理已有學者論證并研究[25-26]，王衛軍、侯朝炯[27]指出沿空巷道因靠近采空區，底板巖層應力在上區段工作面回采時已被釋放，基本不受水平應力的影響，加強窄煤柱的支護是底臌控制的關鍵。

通過上述煤巷控幫護巷支護的圍巖變形控制效果分析可知，控幫護巷技術不僅直接使兩幫煤體變形大幅度減小，顯著控制了巷幫大變形，同時由基礎剛度效應作用于頂、底板巖層，較好地降低了頂板下沉量，并有效地控制了底臌變形。研究表明，控幫護巷支護技術對掘進及采動影響期間的圍巖穩定性控制都取得了顯著效果。

4 控幫護巷支護設計現場試驗

為驗證巷道基礎剛度效應和“控幫護巷”支護原理，在11030運輸巷中設置長度為60 m的試驗巷道，進行“控幫護巷”的現場支護試驗研究，支護方案如圖10所示。為確保監測數據對比的有效性，采用與原支護段相同的表面位移監測方法進行多測點圍巖變形監測，其中典型監測曲線與現場支護效果如圖13和表4所示?？梢?，試驗巷道通過兩幫各增設兩排槽鋼梁錨索，加強了巷幫支護深度及強度，顯著降低了兩幫煤體的變形量和變形速率，顯著提高了巷幫穩定性，同時頂底板變形相比原支護段也有明顯的改善，從而驗證了基于巷道基礎剛度效應的控幫護巷支護原理及其數值模擬研究，檢驗了該支護原理的科學性、有效性和可行性。

圖13 試驗巷道圍巖位移監測與支護效果Fig.13 Ground deformation monitoring and support effect of the trial roadway

表4 試驗巷道與原支護段圍巖變形對比Table 4 Comparison of ground deformation between original and trial roadway

5 結 論

(1)基于煤巷兩幫的非剛性或可變形性，建立了巷道頂板Winkler基礎懸梁模型，研究了巷幫變形基礎支承下的頂板彎曲變形特征。在兩幫垂直集中應力作用下，巷幫軟弱煤巖體發生明顯的壓縮變形，頂板巖層隨基礎的變形而彎曲下沉。研究揭示了頂板跨中彎曲變形與直接頂抗彎剛度和基礎剛度的變化規律，即煤巷頂板的基礎剛度效應。兩幫基礎剛度對頂板變形量影響顯著，是頂板變形的關鍵影響因素。

(2)提出了基于基礎剛度效應的“控幫護巷”支護原理:通過加強巷幫錨固支護，提高幫部錨固煤巖體的基礎剛度，通過支護直接作用控制兩幫煤體的變形和破壞，并進一步通過基礎剛度效應改善整個巷道圍巖的應力狀態，提高圍巖承載能力和穩定性。

(3)通過數值模擬分析和現場試驗研究，“控幫護巷”支護設計能夠有效控制巷幫變形破壞，并通過基礎剛度效應抑制頂、底板變形破壞，是煤巷圍巖整體穩定性控制的有效途徑。研究結果深化了煤巷圍巖控制中對巷幫支護的重要性認識。