巷道顶板灾害的防治及冒顶的处理

巷道顶板灾害的防治及冒顶的处理巷道掘进和支护的安全操作巷道冒顶主要发生在掘进工作在迎头处、巷道维修更换支架处及巷道交叉处。1、 掘进工作严禁空顶作业。靠近掘进工作面迎头10m内的爆破前必须加固，爆破崩倒、崩坏的支架必须先行修复之后，方可进入工作面作业。在松软的煤岩或流砂性地层及地质破碎带掘进巷道时，必须采用前探支护或其他措施。在坚硬和稳定的煤、岩层中，确定巷道不设支护时，必须制订安全措施。2、 支架间应设牢固的撑木或拉杆。3、 掘进巷道在揭露采空区前，必须制订探查采空区的安全措施，包括接近采空区时必须预留的煤（岩）柱厚度和探明水、火、瓦斯等内容。巷道维修及冒顶处理方法当围岩压力增大时，可能出现巷道发生变形、断面变小、支架折损或顶帮漏煤（岩）块等现象，甚至发生冒顶。当出现这些情况时都必须及时进行处理。如果在处理方法中措施不当，就可能延缓处理时间，使小变形变成大变形，小冒顶变成大冒顶，维修和处理的难度加大，而且更严重的是发生人身伤亡事故。巷道维修及冒顶处理的一般原则（一） 先外后里先检查该处前后5m范围支架的完整情况，有问题先处理。必要时可采取临时加固措施，例如加密支架，加打木垛，前后支架拉紧支牢，加打抬板，插严背牢等，以增加后路、外围支架的支护能力和稳定性，确保后路畅通。对一段范围巷道维修和冒顶处理时，也必须坚持先处理外面的（离安全出口近的那一头），逐渐向前处理，再处理里面的，直至该段范围全部处理通。禁止在巷道只存一个安全出口的情况下两头处理，这样可以避免因维修和冒顶地带再一次发生冒顶，将人员堵在里面。（二） 先支后拆更换巷道支护时，在拆除原有支护前，应先加固临近支搞，拆除原有支护后，必须及时除掉顶帮后砰和架设永久支护，必要时还应采取临时支护措施。如需更换柱腿，应该先用内注式单体液压支柱或金属磨擦支柱在顶梁下打好立柱，再拆去旧柱腿。（三） 先上后下倾斜巷道维修支架和处理冒顶时应该由上全下进行。特别是倾角在15°以上时，必须有防止砰石、物料滚落和支架歪倒的安全措施。（四） 先近后远当一条巷道存有几处需要维修支架和处理冒顶的地段，应该先处理距安全出口较近的那段，再向前处理较远的那一段，直至把巷道内的各段都维修好或处理通。这样可以避免因距安全出口较近的那一段再次冒顶，将里面那一段的作业人员堵在里面。（五）先顶后帮为了保证操作人员的人身安全，在处理等程序上必须注意先维护，支撑住顶板，再维护好两帮，如巷道一侧片帮需要处理，这时必须在顶梁下靠片帮侧打上一根立柱，使顶板稳住，然后对片帮空间进行架设支架。巷道冒顶处理巷道冒顶的处理有许多方法。1、 直接支架法在巷道围岩已经稳定，冒落砰石又不多，冒顶范围约为2架〜3架时，可采用直接支架法，即先扒掉碍事的砰石，在两帮掏出拉窝，然后立好柱腿，紧接着架设顶梁，并且插背好，最后清理底部煤砰。再往前依次照上述程序操作，直至处理完毕为止。2、 撞楔法当巷道冒落砰很碎，可采用撞楔法处理。在冒顶的地方先用撞楔向冒落碎砰深处打入，在撞楔的保护下，清理冒落的煤砰，重新架设支架。撞楔的材料可选用钢轨或小圆木。3、 锚喷法锚喷法适用于冒顶范围较大，具备锚喷支护设备的岩巷。先处理冒顶区域内顶板及两帮活砰，人员站在安全侧向冒顶区域顶部喷射一层厚30mm〜50mm的混凝土封固顶板，然后再封两帮。4、 木垛法如果巷道冒顶冒顶范围较大冒落高度较高，且冒落空洞以上顶板基本稳定，可以采用木垛法。先在冒落空洞里以下部的冒落煤砰为底加打木垛接顶，然后在木垛保护下清理煤砰，重新支架。在冒落空洞里加打木垛是带有一定危险的工作，操作时必须十分注意安全。操作前要站在有支架掩护的地点，用长柄工具敲帮问顶，并设专人观察顶板变化情况。按照处理冒顶时支护断面大小和位置划分按处理冒顶时支护断面大小和位置可以分为以下三种：1、 全断面处理全断面处理，即在处理冒顶时新架设的支架与原支架断面基本一致，也称一次成巷的处理方法。它的优点是避免多次松动原已破碎的顶板，缺点是进度较慢。它适用于冒顶范围不大的巷道。2、 小断面处理小断面处理，即先架设远比原巷道支架规格要小得多的临时支架，然后再扩大为永久支架，也称二次成巷的处理方法。它的优点是处理冒顶进度快；缺点是需要进行二次支护。它适用于抢救被堵人员和急于恢复巷道用作运输、行人和通风的冒顶处理。3、 绕道掘进巷道当巷道冒落范围和冒落高度都很大，冒顶处理条件极其困难时，可以采用另开绕道，躲开冒顶区域重新掘进巷道的方法。

支架支护巷道冒顶事故的防治措施（1）在可能的情况下巷道应布置在稳定的岩体中，并尽量避免采动的影响。 （2）巷道支架应有足够的支护强度以抗衡围岩压力。 （3）巷道支架所能承受的变形量，应与巷道使用期间围岩可能的变形量相适应...（1）在可能的情况下巷道应布置在稳定的岩体中，并尽量避免采动的影响。（2） 巷道支架应有足够的支护强度以抗衡围岩压力。（3） 巷道支架所能承受的变形量，应与巷道使用期间围岩可能的变形量相适应。（4） 尽可能做到支架与围岩共同承载。支架选型时，尽可能采用有初撑力的支架；支架施工时要严格按工序质量要求进行，并特别注意顶与帮的背严背实问题，杜绝支架与围岩间的空帮与空顶现象。（5） 凡因支护失效而空顶的地点，重新施工时应先支护顶，再施工。（6） 巷道替换支架时，必须先支新支架，再拆老支架。（7） 在易发生推垮型冒顶的巷道中要提高巷道支架的稳定性，可以在巷道的支架之间用拉撑件连接固定，增加架棚的稳定性，以防推倒。石门揭穿高瓦斯压力突出煤层组施工蚤摘要祁南矿井7煤层经分析存在煤与瓦斯突出的危险性，在施工中对7煤层的突出危险性进行了重新验证，并采取了一系列防突措施：建立独立的通风系统、打钻泄压、瓦斯监测、电器防爆管理及防突培训等。揭煤工艺采用了震动放炮导硐、小断面导硐全断面刷大掘进、水力冲孔、穿煤支护等措施。并介绍了揭煤中特殊问题的处理。关键词煤层瓦斯突出揭煤工艺防突措施祁南矿井位于宿州市南23km，设计生产能力1.8Mt/a，立井主石门开拓，属高沼气矿井，地表标高+24m，运输水平-550m，回风水平-365m。石门开拓时，高差为38m的中央运输石门和81采区回风石门分别在-550m和-512m水平同时、同方向揭穿7煤层组。1煤层赋存条件及煤层特征1.1井田构造该井田构造形成于印支一燕山期，井田区域处于宿南向斜西翼南端，为一走向接近南北转东西向西南突出、倾向东至北的单斜构造。中部及东部发育为次一级褶曲，以王楼背斜和张学屋向斜为主。石门穿煤位置处在接近王楼背斜顶部构造形成的瓦斯聚应力区，构成石门穿煤过程中煤与瓦斯突出的潜在威胁（附图）。石门及背斜位置1.2煤层特征该井田含煤地层为二叠系7石盒子组及山西组，共含煤30余层，其中可采10层，主采3层，即32，72，10煤层，平均厚度分别为2.37，2.57和2.34m,其中，7煤层组中7】煤和72煤间距较稳定，一般为5〜10m，在主井及运输和回风石门范围内仅2〜3m，石门揭煤处为1.0〜1.6m，并向背斜顶部逐渐变薄，夹层为泥岩。7煤层以亮煤为主，内生裂隙发育，属气煤，透气性差。顶板为泥岩、粉砂岩，底板为泥岩。其中，71煤层厚度1.6〜2.3m，呈碎块、粉状，碾碎后有颗粒感，结构简单，含1层夹矸；72煤层厚度为2.8〜3.3m，呈粉末状，破坏程度严重（达5级），手抓即碎，碾之成面，结构复杂。煤层产状：-550m水平中央运输石门揭露煤层倾角为13°；-512m水平81采区回风石门揭露的煤层倾角为4〜6°，并逐渐变小。由附图可见，王楼背斜控制着煤层形态和赋存条件，并对该区域内的瓦斯赋存起到制约作用。2瓦斯突出预测预报和突出预兆淮北矿区的高突矿井，均系在矿井建设期间，根据揭煤过程中对瓦斯赋存状况的实测以及施工中发生的突出及突出动力现象，对初步设计提供的瓦斯等级进行验证后重新确定的。煤与瓦斯突出均发生在8号煤层。而祁南井田内的8煤层为不可采煤层，7煤层做为8煤的邻界层，从精查报告提供的瓦斯含量、分布以及对石门所处的特殊地质构造位置和顶底板岩性等分析，不能排

除其突出危险性，因而在施工中对7煤层的突出危险性进行了重新验证。2.1瓦斯压力测量由于矿井地压大，巷道周边破坏严重，为测准瓦斯原始压力，在距煤垂距10m处布置测孔。孔直径75mm，尽可能垂直煤层钻进，穿透煤层全厚进入底板后终孔。采用液压封孔技术测量7煤层组压力。撤钻后立即封孔，压力仅3d即回升至稳定值，运输石门测定值为3.7MPa，是淮北地区历史上最高值；回风石门稳定值为2.6MPa。由于测得压力值为7煤层组综合压力，而其中71煤无突出危险，故72煤层实际瓦斯压力必然高于测定值。突出危险性预测预报采用WTC-3型瓦斯参数仪和MD-2型瓦斯解吸仪，用钻屑指标法测得瓦斯解吸指标瑚和△h2值，分别为0.65mL/g.mini/2和400Pa。突出预兆距煤层垂距20m之前遇有两处断层，曾发生冒顶，并伴有瓦斯溢出；在后来施工中，由于季节、天气等因素，出现巷道顶、底板大面积瓦斯涌出现象，底板积水中可见瓦斯气泡密集，轨面以上200mm处瓦斯浓度达6%〜9%，顶板以下200mm处浓度达10%以上，回风流瓦斯浓度曾达6%。工作面装药时出现药卷被慢慢顶出等现象。打测、泄压孔施工中，钻杆一进入72煤层，即出现顶钻、夹钻和喷孔等动力现象，每孔必喷。右侧(近背斜顶部一侧)较左侧严重，自右向左逐渐减弱，钻进过程中和钻杆拔出后，均发生较强喷孔，钻进时水伴煤粉喷出距离最长达46m，最短4.5m，喷射时可见蓝、白色光谱。中央运输石门在距煤2.5m时，工作面巷道底板突然发生凸起鼓裂，巷底迅速鼓起，4h内鼓起1.6m(平均0.4m/h)，6h鼓起2m后稳定，3.7m高的巷道仅余1.7m，现场人员可明显感到脚下岩石上升，并伴有隐约的响动；靠在工作面的铁梯子被挤成“L”形，钻机被顶歪至巷道一侧。鼓起的岩石呈龟背状，宽及两帮达6m。中间自工作面左侧斜向右方延伸裂开1道200〜450mm宽的纵向裂缝，深及72煤层，缝中瓦斯含量100%；中缝两侧裂开各5道20〜200mm宽的横向裂缝，缝中可见72煤的粉末。底鼓前工作面瓦斯含量无变化，为0.3%；底鼓后，随着瓦斯大量涌出，回风流瓦斯浓度达10%以上，进风井口达3%，瓦斯逆流。共涌出瓦斯量近10万m3。4d后距煤垂距4.5m的回风石门也发生底鼓，长度22m，高1.92m，工作面0.5m深的积水渗漏一空，底鼓将扒矸机顶成高射炮状。断裂缝隙较小(20mm)的缝中瓦斯持续涌出达1个月，含量10%以上。回风石门底板鼓裂后，连续数天可听到来自底板深处的隆隆响声，初始频率为20min/次，3d后逐渐减少。该石门在距煤2.5m处打泄压钻孔时，又发生二次底鼓，将混凝土喷封的工作面底板鼓裂顶起，钻机被顶歪，钻工感到脚下振响和隐约颤动，底板瓦斯大量涌出，含量高达23%。3防突措施根据实测的瓦斯压力值P，瓦斯解吸指标K1和△h2值，上述主要突出预兆及动力现象，以及72煤层的破坏程度等综合指标，断定72煤层具有突出危险，决定对石门揭煤实施全过程的防突管理。3.1建立可靠的独立通风系统运输石门。由主井地面设置的4-58No12D无级调速风机(风压h=4900〜3200Pa，风机流量Q=1100m3/min)和铺设的^900mm/3800mm铁风筒将石门回风直接抽排至地面；在副井马头门设双28kW局扇(TF525-1型)和双路3600mm胶皮风筒向工作面供风。回风石门。由风井井口地面设置的9-26No10D高压离心式扇风机(h=9800〜5800Pa，Q=950〜1200m3/min)和铺设的3900mm/3800mm玻璃钢风筒抽排瓦斯风流；设2BKJ型轴流式通风机2

台为工作面供风。两石门均在其抽风口之后设两道反向风门。打钻泄压鉴于煤层倾角小，穿煤平距长，采用分段泄压排放瓦斯，分段揭穿煤层。按淮北地区泄压半径0.9m布置钻孔，其泄压范围每段超前工作面20m，巷道周边5m。3.3防突效果检验当瓦斯压力值降至0.7MPa以下，防突效果检验K1和△h值低于突出临界指标后，采用震动放炮揭穿煤层。瓦斯监测局扇实行“三专（专用变压器、专用供电线路、专用开关）两闭锁（风电闭锁、瓦斯电闭锁）”，并装备瓦斯遥测自动警报断电仪。工作面和回风流设双探头，接收机设在调度室，专人值班，24h监测瓦斯变化情况。设专职瓦检员跟班，工作面设专人观察突出预兆。建立机电防爆管理中心设专人维修管理电气设备，执行分级检查、逐台验收签字制度，杜绝电器失爆。3.6防突培训开展全员防突培训教育，执行考试合格上岗及奖罚规定。4揭煤工艺沿巷道掘进方向水平揭穿极缓煤层，采用震动放炮不可能一次全断面揭露煤层。针对7煤而言，也只能逐步剥开保护岩柱、71煤层、泥岩夹层，最后揭穿72煤层，这在实质上是将现场人员逐步暴露在具有强烈突出危险的72煤层前。巷道底板的鼓裂和瓦斯的涌出说明，距煤2.5m和4.5m的保护岩柱尚未能抗拒瓦斯突出的能量，已遭破坏的71煤层和泥岩夹层就更不具备保护的含义。鉴于此，此次揭煤采用震动放炮导硐，全断面刷大掘进以及水力冲孔等方法。4.1震动放炮导硐利用导硐形成的大自由面使瓦斯能量得到充分释放，一次揭开煤层全厚。每次震动放炮均应尽量垂直煤层钻进，以减少孔深度。孔数5〜7个，孔径375mm，穿透煤层全厚至72煤层底板。中心孔只封水不装药，其余每孔按71煤、泥岩夹层、72煤层分3段装药，中间用炮泥隔开。使用水胶炸药，每3卷1捆，共3捆9卷，用竹片绑成1组，根据孔深装入1〜3组。自浅到深，用3段毫秒雷管起爆，最大不超过130ms。放炮时人员全部撤离井下，关闭反向风门，全井停电，但要一手拉闸，一手即合上起爆电闸引爆，以免停风造成瓦斯积聚。放炮后如无异常，即启动地面主扇，半小时后入井自外向里检查，恢复局扇通风。按专门的瓦斯排放措施排放瓦斯。小断面导硐，全断面刷大掘进通过震动放炮导硐揭放瓦斯后，在工作面下方左中右施工3个342mm超前钻孔，并做防突效果检验；之后在巷道中间掘进小断面导硐。炮孔深1.2m，远距离放炮，炮后观察一小班（如有异状要加长观察时间），待瓦斯潜能进一步释放后，进行全断面刷大；掘进5m段长后，进行下次震动放炮和一导一刷循环，直至揭开72煤层。水力冲孔鉴于81石门穿煤距离过长，以及施工进度要求加快等，对巷道施工设计进行了修改：改做1条20m下山直接穿透煤层后，再施工剩余回风段平巷。利用巷道排水设备，采用水力冲孔方式揭开煤层。先将工作面和底板用混凝土喷封。施工

3108mm钻孔12个，沿20m下山穿透煤层全厚(共冲出煤量3.8t)；通过冲孔造成的空硐泄放瓦斯，消除了突出的潜在危险。4.4穿煤支护自进入巷道底板距煤层2m到巷道顶板穿过煤层至72煤层底板2m区段，采用U型钢全封闭，加双支脚支架，密集水泥背板，加喷混凝土支护方式。其间，在72煤层进入石门全断面后，沿巷顶施工30〜40m深的密集金属骨架支护，并对72煤层注入固化剂，防止煤层因过软而倾出。5揭煤中特殊问题的处理和分析祁南矿井由6个施工单位分块承包施工，施工和作业方式不同，互相制约，管理难度极大；建设单位的主管部门注重重点工程项目的施工速度，筹建单位着眼于先期出煤，施工单位要考虑工程顺序的合理性以保障施工安全。而祁南矿井在通风系统未形成时就进入了采区巷道施工，包括石门穿煤均要靠地面扇风机通过刚性风筒抽排乏风，风路长阻力大，供风量受限，容易造成局扇循环风和瓦斯风流串联等隐患；运输石门穿煤期间要进行主井安装工程，而主井筒中设有专为抽排石门瓦斯风流的铁风筒，安装时就势必要拆除，而安装期间又必然进行烧焊作业，主井筒作为回风井并通过突出煤层的回风，这对矿井安全威胁极大。上述问题虽然通过协调和努力得到解决，但也严肃地提出了在新的市场经济管理体制下，如何合理地安排工程排队，统筹管理多方施工，确保施工安全的课题。在高差仅38m的双石门同时揭穿同一突出煤层，又都从煤层顶板进入，并且煤层倾角小，穿煤平距长；两石门同时施工中，其中一石门放炮，另一石门受采动影响，巷道中瓦斯即大量涌出，互相干扰。要协调好各相关的施工作业，统一审批各项技术措施、方案。对超前突出的处理。此次揭煤，两石门均在留有相当厚度的保护岩柱时就发生强烈的超前突出动力现象，造成巷道底板鼓裂，瓦斯大量涌出，从岩石鼓起龟裂的缝隙中可观察到72煤层的煤粉充斥岩缝的状况，如同原始赋存状态。保护岩柱鼓裂后，实际上等于已失去保护层，为此要首先处理底鼓。处理方法：自底鼓边缘后退5m，打钻泄放鼓裂部分下面煤层的瓦斯压力。设计钻孔72个，纵横扇形布置，开孔3108mm、孔深1.0m下管，之后改为375mm钻至72煤层底板。由于顶钻夹钻和喷孔、塌孔等而实施31个，泄放1周时间后，经效果检验达到泄放目的，清除底鼓部分，封严钻孔。运输石门全断面揭露72煤层后，在施工3108mm泄放钻孔时，有多孔发生突煤，其中最大孔喷量达2t以上；因此，对具有强烈突出危险煤层，钻孔孔径应适当减小。运输石门放震动炮导硐时，曾发生强度为200t的突出，突出煤矸堆积如倾出特征，但深部的72煤翻到堆积的矸石上部，而浅部的71煤却压在下部，说明71煤层和泥岩夹层对72煤的突出起到了制约作用。 1 1 26施工效果在揭穿高瓦斯压力、具有突出危险的祁南矿井7煤层组的施工过程中，由于检测严细、措施得力，施工安全顺利，为类似的瓦斯地质煤层组施工积累了经验。

1112东高冒巷石门揭煤方案及安全技术措施1112东高冒巷位于建新矿中央采区，该巷自3#进风上山向西开门，设计揭煤长度为39M，为确保该头安全揭煤，特制定本安全技术措施。一：概况1112东高冒巷位于我矿中央采区高瓦斯双突危险区域，瓦斯赋存条件好，含量高，煤层透气性系数低，煤层结构简单，煤层厚度2.5M，见煤点地应力大，顶板破碎，应加强揭煤期间通风瓦斯和防突管理。二：揭煤步骤1、 当头掘至煤层垂距5M之前（变坡点向上12M）时，由综合队用风动钻机打2个探煤孔，以便确切掌握煤层层位，倾角变化，地质构造及瓦斯情况，并利用这2个孔测定K1值，预测石门工作面的突出危险性。参照《防突细则》K1临界值取0.4（湿样）。2、 1110东顺2003年10月31日-11月4日已向见煤点每隔1米共施工18个65-68米的下向抽放孔，石门周边5M的煤层范围内煤层瓦斯已基本释放。当头掘至距煤层垂距3M（变坡点向上17M）时，由综合队再打4个效检孔，采用钻屑指标法进行效果检验。当KK0.4时，措施有效。如K1N0.4措施无效，则继续补打抽放孔，由综合队在石门周边5米的煤层范围内布孔（见图），钻孔底间距2-3米，抽放钻孔施工后及时接抽，综合队每天测定抽放参数，抽放全控制范围内煤体瓦斯抽放率达30%后，KK0.4为止。3、 当岩巷距煤层垂距不足5米且大于1.5米掘进时，为了防止岩巷误穿煤层，施工单位每班进尺前，必须在巷道顶部正中间打一探测孔（1.5米），保证岩柱厚度不小于1.5米。4、 掘至距煤层垂距1.5米时（变坡点向上22米），采用震动放炮揭穿煤层。当震动炮未能揭穿煤层时，必须按照《2001煤矿安全规程》第210条第6款及《防突细则》第94条执行，在掘进剩余部分时，重新打3个孔预测煤体的突出危险性，当突出预测临界指标超标时，则必须重新采取防突措施，并经效果检验后方能掘进放炮。三：揭煤的安全措施1、 掘至距煤层垂距5M时，按高突头管理。工作面必须有独立和可靠的通风系统，必须保证回风系统中风流畅通，通风队必须在3#进风措施巷完善2道防突风门。通风系统必须坚固可靠，防止突出后的瓦斯涌向其它区域。风筒过风门装好防逆流装置，防突风门挡墙厚度，掏槽深度等符合《防突细则》要求。2、 综合队在该头掘至煤层垂距5M时，必须形成抽放系统。3、 机电部门要完善好供电系统，风机必须实行“三专两闭锁”，3#进风措施巷、3#底板上山、中央总回电源要由风机闭锁控制，瓦斯监测中心在1112东高冒巷当头和回风各装一只瓦斯探头，断电报警浓度为0.9%。确保CH4超限能切断1112东回风侧全部电源，同时不定期派人与瓦斯员共同校对探头，保证准确报警断电。4、 完善好该头安全系列化装备，综合队在该头安装一组隔爆水棚，机电四队、开拓二区安装好双管路，1112东高冒巷、3#底板上山每隔50M安装一组压风自救，每组设5个自救袋，供风量不少于0.3立方米/分。5、 加强通风瓦斯管理。通风队每班派一名CH4班长，一名专职CH4员加强瓦斯巡回检查，严格执行一炮三检、四人联锁放炮，及时维护好风筒，风筒出口全当头距离不得超过5M，确保有足够的风量。炮后30分钟不经过瓦斯员检查CH4,严禁入内作业。6、加强放炮停电、撤人、警戒工作。必须严格执行中央采区区域性定时定点放炮安全技术措施的各项规定。放炮地点设在3#进风下部放炮峒室内。严禁在三班规定放炮时间之外放炮。（即早班6：45--7：15，中班14：30--15：00，晚班22：30--23：00）7、 机电科、机电三队加强1112东高冒巷当头及回风侧电器检查，要求每天有检查记录，坚决杜绝电器失爆。8、 加强工作面支护，揭煤点附近20M范围内采用U型金属支架和打锚杆铺网喷混凝土相结合支护。双边榴树跟当头，巷道支架接顶护帮背严，严禁垮帮垮顶。如发生空顶，必须将顶接实接牢后，方可作业。9、 如发现工作面岩层特殊破碎，岩柱崩落或压出，地应力加大，瓦斯涌出量剧增，温度忽降及发生震动声响等异常现象时，应立即停止作业，撤出人员全-600西大巷以外，切断电源。10、 施工前探钻孔，抽放钻孔，生产科，综合队派