張大明 孫貴洋 李 剛

(遼寧工程技術(shù)大學礦業(yè)學院， 阜新 123000， 中國)

0 引 言

人類一半以上建設(shè)工程為巖體工程活動(伍法權(quán)等， 2019)，礦山建設(shè)工程中，井工開采方式占比最大，露天開采方式只占小部分。井工開采避免不了掘進巷道，據(jù)不完全統(tǒng)計，國有大中型煤礦每年新掘進的巷道總長度高達8000km左右， 80%以上是開掘在煤層中的巷道，保持巷道暢通與圍巖穩(wěn)定對煤礦建設(shè)與安全生產(chǎn)具有重要意義(康紅普等， 2010)。

隨著錨桿(索)支護的普及與發(fā)展，國內(nèi)外眾多專家學者對巷道支護技術(shù)與掘進工藝在理論研究及現(xiàn)場應(yīng)用方面進行了廣泛的研究(李立華， 2020)。康紅普等(2012)通過大量現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)，分析巷道圍巖變形與破壞的特性和機理，分析了存在的問題，并提出改進意見。孫廣京等(2020)提出破碎頂板控制、增強煤體強度和通過隔水防止巷道底鼓的控制原理，并提出“控頂先固幫，固幫先護底”的支護原則。顧東東(2018)分析破壞深部破碎圍巖穩(wěn)定性的因素和深部巷道頂板破碎的形式，并提出了評估頂板破碎程度的方法。郝陽軍等(2018)針對煤巷掘進過程中由于錨桿支護錨固力、預(yù)緊力無法達標，導(dǎo)致發(fā)生冒頂問題，介紹了注漿鉆孔的施工參數(shù)和注漿工藝，在實際應(yīng)用中取得了良好效果。李云鵬等(2020)分析研究得出在采動影響下，距離工作面越近，巷道變形量越大，巷道變形主要體現(xiàn)在巷道頂?shù)装逦灰?，巷道兩幫位移次之。武越超?2016)研究結(jié)果表明：工作面應(yīng)力重分布受空巷影響，并且造成附近巷道垂直應(yīng)力驟增，塑性區(qū)范圍擴大。鄭朋強等(2014)通過對新集三礦-700m巷道進行現(xiàn)場勘查與試驗，提出了可縮性U型鋼全斷面封閉支護和非對稱性預(yù)應(yīng)力錨桿(索)支護的全新支護方案，通過大型有限元軟件ABAQUS建立數(shù)值分析模型，與原支護方案進行了對比分析。單仁亮等(2020)采用FLAC3D數(shù)值模擬算法，分析了錨索協(xié)同支護的圍巖變形及塑性區(qū)分布與傳統(tǒng)聯(lián)合支護的區(qū)別，結(jié)果表明：影響頂板支護效果的因素不單純是增加錨索局部的支護密度，應(yīng)注意頂板支護過程中錨桿與錨索的互相協(xié)同作用。隋旺華等(2019)基于覆巖采動響應(yīng)及潰沙、底板采動響應(yīng)及水害問題，提出了礦山水文地質(zhì)結(jié)構(gòu)概念。

雖然上述學者通過理論和現(xiàn)場工業(yè)性試驗的方法對巷道支護進行了較為全面的探究，但對于復(fù)采煤層巷道支護技術(shù)研究較少。在一些資源整合礦井中常會有復(fù)采煤層的存在。這類煤層因其特殊的條件，礦井在實際生產(chǎn)過程中要面對很多困難。復(fù)采煤層的采空區(qū)或者是空巷是生產(chǎn)的重大安全問題，嚴重影響礦井生產(chǎn)安全和生產(chǎn)效率。目前在資源整合型的礦井當中，面臨的一個重大問題就是如何在安全、經(jīng)濟的前提下對復(fù)采煤層進行回采，大大改善目前煤炭資源浪費的情況，逐步實現(xiàn)綠色開采。

本文以薛虎溝煤礦2-106A2巷道為工程背景，對復(fù)采煤層巷道受雙重采動影響頂板破碎及補強支護問題進行研究，為后期進行補強支護控制破碎頂板技術(shù)提供依據(jù)。

1 工程背景

2#煤層為復(fù)采煤層，煤層底板標高666～684m，平均埋深180m。兩個工作面呈“L”型布置(圖 1)。工作面總體呈單斜構(gòu)造，傾角1°～5°。2-106B工作面傾向長度470m， 2-106A工作面走向長度790m，工作面長度分別為230m、200m，采用綜合機械化采煤工藝，長壁后退式開采。

圖 1 工作面布置圖Fig. 1 Working face layout

2#煤以暗淡型煤為主，可采高度平均3.40m，容重14.9kN； 直接頂為砂質(zhì)泥巖，泥質(zhì)結(jié)構(gòu)，厚約5.75m，部分冒落，較為穩(wěn)定； 基本頂為中粒砂巖，厚約3.60m，層理發(fā)育，穩(wěn)定性較好； 底板為粉砂巖，厚約5.20m，厚層狀構(gòu)造，質(zhì)軟。

當2-106B工作面回采接近尾聲，待工作面回采至停采線時，留設(shè)23m護巷煤柱，再回采2-106A工作面。2-106A2巷上部已被小窯用房柱式或巷采采煤方法破壞。受其影響， 2-106A2巷后部230m巷道斷面形狀設(shè)計為梯形，原支護方式為12#礦用工字鋼棚支護，棚間距600mm(圖 2)。巷道凈斷面規(guī)格為：上寬×下寬×高=3200mm×4600mm×3200mm。

圖 2 2-106A2巷道支護斷面圖(單位：mm)Fig. 2 Supporting section of roadway 2-106A2(unit: mm)

在未受到2-106B工作面超前支承應(yīng)力影響前，巷道圍巖狀態(tài)良好，但考慮到2-106B工作面推到停采線后，其超前支承應(yīng)力必然會對2-106A2巷造成一定的影響，另外，當2-106A工作面回采后，其超前支承應(yīng)力也必然會對2-106A2巷造成一定影響，因此， 2-106A2巷后部230m面臨著“復(fù)采煤層+雙重采動影響”這個復(fù)雜問題，如何有效地對2-106A2巷進行補強支護設(shè)計這個問題亟待解決。

2 2-106A2巷道穩(wěn)定性分析

在巷道斷面形狀對巷道破壞程度影響中，梯形巷道僅次于矩形巷道，矩形巷道和梯形巷道主要變形是頂板下沉(馬鑫民等， 2017)。2-106A2巷受兩工作面采動影響，圍巖變形嚴重，巷道部分頂板受巷采或房柱式采煤方法破壞，出現(xiàn)漏頂情況，漏頂高度為1.5～3.0m，平均2.0m。受巷道形狀影響，巷道底角容易出現(xiàn)應(yīng)力集中。

2.1 巷道受力理論分析

2-106B工作面的回采導(dǎo)致圍巖應(yīng)力重新分布。圖 3為采空區(qū)圍巖應(yīng)力重新分布圖(錢鳴高等， 2010)，從圖中可以看出，工作面開采后不僅會對前方形成超前支承壓力，而且同時也會對側(cè)向形成超前支承壓力，結(jié)合圖 1進行分析， 2-106A2巷道受開采擾動影響最為顯著，一部分原因是2-106B工作面回采以后，工作面前方形成超前支承應(yīng)力，由于停采線與2-106A2巷道之間僅有23m的煤柱，所以超前支承應(yīng)力由煤柱和2-106A2巷道共同承擔； 另一部分原因是當2-106A工作面進入回采階段時，工作面超前支承應(yīng)力再次對巷道的穩(wěn)定產(chǎn)生影響，同時2-106A工作面的側(cè)向殘余支承應(yīng)力作用在2-106A2巷道的一側(cè)煤柱上，進一步加劇2-106A工作面端頭的維護難度，因此，通過對2-106A2巷道受雙重采動作用的分析，表明2-106A2巷道后部230m長度內(nèi)巷道礦壓顯現(xiàn)非常嚴重，需要加固。

圖 3 采空區(qū)圍巖應(yīng)力重新分布圖(錢鳴高等， 2010)Fig. 3 Re-distribution diagram of surrounding rock stress in goaf(Qian et al.，2010) 1. 工作面前方超前支承應(yīng)力； 2. 工作面傾斜或仰斜方向殘余支承應(yīng)力； 3. 工作面傾斜或仰斜方向殘余支承應(yīng)力；4. 工作面后方采空區(qū)支承應(yīng)力

圖 4 巷道頂部空巷塑性區(qū)圖Fig. 4 Plastic zone diagram of empty roadway at the top of roadway

2.2 巷道受力數(shù)值模擬分析

通過數(shù)值模擬軟件FLAC3D建立數(shù)值模型，模型尺寸： 50m×40m×50m，模型底部固定，四周施加水平約束，頂部不設(shè)限制，施加垂直應(yīng)力4.50MPa，煤巖物理力學參數(shù)見表 1。

表 1 煤巖物理力學參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of coal and rock

模擬巷采或房柱式采煤方法對圍巖擾動情況，如圖 4所示。據(jù)現(xiàn)場觀測結(jié)果看，巷道上方的破壞對巷道的掘進和維護產(chǎn)生嚴重影響。對巷道頂部圍巖塑性區(qū)進行分析，結(jié)果表明由于受巷采擾動影響，開采區(qū)兩幫塑性區(qū)寬度1.0m左右，頂板破碎區(qū)較小，頂板塑性區(qū)在0.8m左右，加上空巷高度，回采巷道垮落帶高度約為2.8m。底板塑性區(qū)范圍較大，最大范圍達到1.8m左右，直接影響到下部待開采煤層和回采巷道，使其掘進、支護難度增大。兩幫應(yīng)力集中情況嚴重，應(yīng)力最大值達到7.53MPa，如圖 5所示。

圖 5 巷道頂部空巷應(yīng)力圖Fig. 5 Stress diagram of empty roadway at the top of roadway

巷道開挖后圍巖表面受卸載差應(yīng)力作用發(fā)生快速破壞(張德飛等， 2021)，在使用原有支護方式過程中， 2-106A2巷由于掘進斷面較大，兩個工作面超前支承應(yīng)力、回采擾動共同作用在巷道和空巷上，出現(xiàn)嚴重變形。破碎的圍巖對下部巷道生產(chǎn)造成嚴重生產(chǎn)隱患，所以在原有支護方式中：采用梯形棚+木垛方式支護。

根據(jù)2-106A2巷道與兩個工作面空間位置關(guān)系，建立FLAC3D數(shù)值模型的尺寸為： 150m×360m×80m，模型底部固定，四周施加水平約束，頂部不設(shè)限制，見圖 6，頂部施加垂直應(yīng)力4.50MPa，水平應(yīng)力1.11MPa。力學參數(shù)如表 1所示。

圖 6 數(shù)值計算模型三維模型示意圖Fig. 6 Diagram of 3D model of numerical calculation model

2-106A工作面回采過程中， 2-106A2巷道頂板存在兩種情況，即頂板為實體煤和空巷。由圖 7巷道應(yīng)力局部放大圖可知，當2-106B工作面回采至停采線時，由于巷道斷面形狀的影響，巷道底角容易出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，巷道右?guī)?2-106B采空區(qū)側(cè))垂直應(yīng)力值為8.56MPa，左幫增加至7.36MPa，頂板0.54MPa； 由圖 8受雙重采動影響下巷道應(yīng)力局部放大圖可知，當2-106A工作面回采時，巷道右?guī)痛怪睉?yīng)力最大值為12.50MPa，左幫增加至11.29MPa，頂板0.97MPa。

圖 7 2-106B工作面停采時巷道應(yīng)力局部放大圖Fig. 7 Local enlarged view of roadway stress at 2-106B working face when mining stopped

圖 8 受雙重采動影響下巷道應(yīng)力局部放大圖Fig. 8 Local enlarged view of roadway stress under the influence of dual mining

受2-106A2回采巷道重復(fù)掘進的影響，對巷道上方采空區(qū)產(chǎn)生擾動。由于空巷開掘年代久遠，煤體易風化變酥，煤壁表面剛度嚴重下降，主要表現(xiàn)為非均勻性變形。當巷道頂部為空巷時，巷道高度增加，且空巷大小不同，當受到采動影響時礦壓顯現(xiàn)劇烈。如圖 9所示，空頂區(qū)左側(cè)和巷道右側(cè)(2-106B采空區(qū)側(cè))底角垂直應(yīng)力分別為8.39MPa、7.92MPa。受雙重采動影響時，左側(cè)應(yīng)力最大值為12.27MPa，位于距巷道中軸線水平距離6.13m，距離底板高度3.40m，右側(cè)應(yīng)力最大為11.18MPa，如圖 10所示。因此，巷道右?guī)?2-106B采空區(qū)側(cè))需要進行加強支護。

圖 9 2-106B工作面停采時巷道頂部空巷應(yīng)力局部放大圖Fig. 9 2-106B enlargement of local stress of empty roadway at the top of roadway when mining stopped at working face

圖 10 雙重采動影響下巷道頂部空巷應(yīng)力局部放大圖Fig. 10 Enlargement of local stress of empty roadway at the top of roadway under the influence of dual mining

在雙重采動影響和超前支承應(yīng)力的作用下，圍巖破壞的關(guān)鍵部位是巷道上方的邊角和底角。在掘進2-106A2巷道過程中，再次擾動空巷。局部剪切破壞帶在空巷頂、底板和兩幫中產(chǎn)生，之后空巷和巷道圍巖內(nèi)部的局部剪切破壞帶互相連通，巷道整體塑性區(qū)增大，逐漸產(chǎn)生大面積的塑性破壞帶。

2.3 原支護方式強度校驗

支護強度驗算應(yīng)考慮上下重復(fù)開采后冒落帶高度。在不考慮下沉量前提下，垮落帶的最大高度Hm為(張文平， 2021)：

式中：Hm為垮落帶的最大高度(m)；M為采高(m)，取3.40m；α為煤層的傾角(°)，取1°；KP為巖層的碎脹系數(shù)，不同的巖石碎脹系數(shù)KP值見表 2。

表 2 巖石碎脹系數(shù)Table 2 Rock breaking expansion coefficient

根據(jù)巖石力學參數(shù)測試結(jié)果，并結(jié)合表 2，取Kp=1.2，計算Hm=17m； 取KP=1.3，計算Hm=11.30m。2-106A2巷的垮落帶的最大高度為： 11.30～17m。由圖 4可知，數(shù)值模擬方法得到2-106A2巷垮落帶高度2.8m，取最大值為頂板垮落帶高度，即17m。

圖 11 2-106A2巷道頂板錨索施工示意圖(單位： mm)Fig. 11 Anchor cable plan for construction on top of roadway 2-106A2(unit: mm)

(1)頂壓力計算。利用垮落帶高度代替直接頂厚度，支護強度至少應(yīng)當大于或等于直接頂?shù)膸r重，工字鋼梁應(yīng)控制并貼緊巷道基本頂，為：

qt=∑hzγzfz

式中：qt為巷內(nèi)工字鋼梁支護強度(kN·m-2)；hz為直接頂厚度(m)，取17m；γz為圍巖密度與當?shù)刈杂陕潴w加速度之積(kN·m-3)，取2.5×9.8kN·m-3；fz為懸頂系數(shù)，fz=1。計算得qt=17.0×2.5×9.8=416.50kN·m-2。

(2)單架梯形棚強度校驗。單架梯形棚承受的頂板壓力： 416.5kN·m-2×3.2m×0.6m=799.68kN。

由表 3可知，梯形棚梁跨度越大，其承載能力越差。當跨度取3.2m時，使用荷載QS小于106kN，破壞載荷小于235.10kN。

表 3 礦用工字鋼梁的計算承載能力表Table 3 Calculated bearing capacityTable of mine I-beam

實際單架棚梁承受的頂板壓力235.10kN<799.68kN。所以目前僅使用工字鋼梁，不能完全控制頂板，要使其穩(wěn)定，需要進行補強支護。

3 巷道補強支護方案設(shè)計

根據(jù)模擬和現(xiàn)場觀測結(jié)果，在頂部受破壞的松散破碎煤體中開掘巷道，錨桿長度較短，無法錨固在穩(wěn)定巖層中，錨固效果差，不能充分發(fā)揮其性能(康紅普等， 2010)，故不使用錨桿。因此現(xiàn)場采用“錨索+單體支柱”的支護形式，使用直徑φ為17.8mm的錨索和DW35-200/110單體液壓支柱。在原有支護基礎(chǔ)上對巷道進行加強支護。若因頂板破碎無法施工錨索以及對于巷道應(yīng)力升高區(qū)部分巷道長度，另外采用單體支護進行臨時補強支護。

3.1 巷道錨索支護參數(shù)確定

(1)錨索長度計算

錨索的長度應(yīng)滿足：

L=La+Lb+Lc+Ld

式中：L為錨索的總長度(m)；La為錨索深入到較穩(wěn)定巖層的錨固長度(m)。

式中：K為安全系數(shù)，取2；fa為錨索抗拉強度(N·mm-2)，取1770N·mm-2；d1為錨索直徑(mm)，取17.80mm；fc為錨索與錨固劑的黏結(jié)強度(N·mm-2)， 取10.00N·mm-2；Lb為需要懸吊的不穩(wěn)定巖層厚度(m)，取7.35m；Lc為托板及錨具的厚度(m)，取0.10m；Ld為外露張拉長度(m)，取0.25m。L=9.275m，得錨索長度9.30m。

(2)錨索間、排距a應(yīng)滿足：

式中：a為錨索間、排距(m)；G為錨索設(shè)計錨固力(kN/根)，取170kN/根；k為安全系數(shù)，一般取2； (松散系數(shù))L2為有效長度(取b)。γ為巖體容重(kg·m-3)，取2500kg·m-3。

L2=b

式中：B為巷道掘?qū)?m)，取3.40m；H為巷道掘高(m)，取3.40m；f頂為頂板巖石普氏系數(shù)，取實測值3.4；ω為兩幫圍巖的似內(nèi)摩擦角(°)，ω=arctan(f頂)=73.61°。算得b=L2=0.64m。計算得a<2.29m

巷道頂板凈寬度為3.20m，即2排錨索，排距2.0m，在靠巷道中間位置對稱布置，間距為2.0m。同理，巷道右?guī)?2-106B采空區(qū)側(cè))采用直徑φ17.8mm×5300mm錨索，間距2000mm，距離巷道底板1300mm處垂直巷幫布置。

3.2 巷道支護形式

(1)巷道頂板采用9300mm長錨索配合12#礦用工字鋼梁聯(lián)合支護，每2根長錨索為一組，每組錨索懸吊5架工字鋼梁，每組錨索間距為2000mm。組合錨索距2-106B回采側(cè)工字鋼梁梁口600mm處進行施工。若錨索無法錨固頂板破碎段和空巷，則采用DW-32型單體支柱配合12#工字鋼梁進行支護：單體支柱柱頭支護在工字鋼梁上，緊靠煤幫側(cè)布置，并使用木楔子楔牢。為了增加支護安全系數(shù)，采用每架梯形棚安裝2根初撐力200kN單體液壓支柱，即每5架棚安裝10根DW35-200/110單體液壓支柱，確保巷道安全。如圖 11所示。

(2)巷幫(靠近2-106B回采側(cè))支護措施采用組合錨索配合12#工字鋼梁聯(lián)合支護，錨索長度5300mm。每2根長錨索為一組，每組錨索固定5架棚腿。組合錨索高度為距巷道底板1300mm，與底板呈15°布置，錨索間距為2000mm。如圖 12所示。

圖 12 巷道支護斷面示意圖(單位： mm)Fig. 12 Schematic diagram of roadway support section(unit: mm)

(3)超前支護問題的解決方法：在巷道中間偏右側(cè)、兩架梯形棚中間的兩幫增加單體支柱，各補打一個即可。

4 巷道補強支護后圍巖穩(wěn)定性分析

在最原始狀態(tài)下，采用巷采或房柱式采煤法開采后，上覆巖層在自重應(yīng)力的影響下，將采空區(qū)內(nèi)冒落的矸石與周圍煤體壓實、固結(jié)形成新的平衡狀態(tài)的再生巖體(孫廣京等， 2020)，但是回采巷道掘進打破了平衡，造成頂板下沉變形、網(wǎng)兜和漏頂，部分棚架頂梁彎曲。上覆巖層重量作用在空頂區(qū)周圍煤體，進而傳遞到下方巷道，巷道同時受采動影響下應(yīng)力分布復(fù)雜。

從加強支護前后的應(yīng)力分布圖和支護效果看，圍巖應(yīng)力集中情況較加強支護前得到改善，垂直應(yīng)力向巷道一側(cè)回采中的2-106A工作面煤壁內(nèi)轉(zhuǎn)移，同時巷道斷面形狀起到了減輕上部采動影響的作用。梯形巷道頂板跨度小于底板，使得巷道圍巖的應(yīng)力有所降低，起到了部分釋放壓力的效果。

圖 13 巷道上方垂直應(yīng)力分布水平切面云圖Fig. 13 Horizontal section cloud map of vertical stress distribution above the roadway

圖 14 巷道截面應(yīng)力分布云圖Fig. 14 Stress distribution diagram of roadway section

圖 15 巷道垂直位移分布圖Fig. 15 Vertical displacement distribution diagram of roadway

受雙重采動影響后，采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對2-106A工作面超前應(yīng)力峰值點進行提取研究，峰值點大約在工作面煤壁前方5m左右，如圖 13所示，巷道受超前支承應(yīng)力影響，頂板最大主應(yīng)力0.42MPa。經(jīng)過加強支護后，在錨索錨固力、單體支柱初撐力和棚梁承載力共同作用下，由應(yīng)力分布圖 14可知，應(yīng)力集中現(xiàn)象得到緩解，巷道右側(cè)最大應(yīng)力為10.46MPa，位于距底板600mm處，左幫最大應(yīng)力為11.13MPa，位于距離底板700mm。巷道左幫較原有支護方式降低15%，右?guī)徒档?%。護巷煤柱承擔了兩個工作面主要壓力，巷道右?guī)?2-106B工作面?zhèn)?損傷比左幫嚴重，錨索和棚梁的組合抑制了巷幫的變形與破壞。

巷道支護效果重點體現(xiàn)在圍巖的變形量。截取頂?shù)装逦灰谱畲筇庍M行比較分析，如圖 15所示。根據(jù)支護方案數(shù)值模擬計算結(jié)果分析，最大下沉量為165mm，頂板位移降低了28%。錨索起到了錨固深部圍巖的作用，單體支柱和棚梁起到巷道淺部圍巖的維護作用。

圖 16 2-106A2巷道實拍圖Fig. 16 Real photo of 2-106A2 roadway

綜上所述，巷道在補強支護作用下其圍巖穩(wěn)定性得到提升，巷道變形均在允許范圍內(nèi)。因此，按照上述支護參數(shù)，頂板采用“9300mm長錨索+DW35-200/110單體支柱”，巷道右?guī)筒捎谩敖M合錨索(5300mm)配合12#工字鋼梁聯(lián)合支護”的支護形式對巷道進行補強支護。

5 現(xiàn)場應(yīng)用情況

在2-106A工作面回采前230m的過程中，采用十字布點法對230m長度巷道圍巖變形量進行全程監(jiān)測。經(jīng)測得，回采過程中頂板位移最大為195mm，底板位移最大為140mm，左幫最大位移124mm，右?guī)?65mm。230m長巷道狀態(tài)良好，能夠滿足工作面回采需要，巷道狀態(tài)如圖 16所示。

6 結(jié) 論

針對薛虎溝煤礦雙重采動影響下巷道加固支護問題，采用了現(xiàn)場調(diào)研、現(xiàn)場實測、理論計算、數(shù)值計算及效果監(jiān)測等手段開展了研究，得出如下結(jié)論：

(1)根據(jù)數(shù)值模擬研究結(jié)果，得出在受雙重采動影響時， 2-106A2巷頂板為空巷時，頂板應(yīng)力0.97MPa，底板應(yīng)力1.71MPa，左幫應(yīng)力12.27MPa，右?guī)?2-106B采空區(qū)側(cè))應(yīng)力11.78MPa，經(jīng)計算目前采用梯形棚支護方案不能夠控制巷道圍巖穩(wěn)定。

(2)雙重采動影響下巷道圍巖加固方式進行了設(shè)計。經(jīng)計算，巷道需采用9300mm長錨索配合工字鋼梁+2根初撐力200kN單體支柱和2-106A2巷右?guī)?2-106B工作面?zhèn)?采用“組合錨索(5300mm)配合12#工字鋼梁聯(lián)合支護”的支護方式。經(jīng)現(xiàn)場實測數(shù)據(jù)表明，采用的補強方案對巷道穩(wěn)定產(chǎn)生良好的效果，實現(xiàn)了兩個工作面的安全回采。