第九章石方洞挖工程

1、第九章石方洞挖工程9.1概述本标段石方洞挖工程主要包括（引 4+590.0m以后洞段）、钢管道、调压井、4# 支洞的石方洞挖工程。引水隧洞引4+590m-引4+706.906m段，长约149m采用圆形有压断面型式， 开挖断面内径7.7m,其中引4+590nv引4+625.513m段为上平段，引625.513m引 4+706.906m段为斜井段，角度为48 ,后端与钢管道相衔接。引4+706.906m后为钢 管道，钢管道为圆形断面，主钢管开挖断面内径6.8 m，支管开挖内径为5.4 m和4.4m两种。引水隧洞及钢管道沿线穿越的地层岩性为T2h中厚层夹薄层状微晶灰岩，局部为镶嵌破碎状结构。调压井为

2、圆筒型，井深约65m，阻抗孔内径5.0m，调压井内径15.8m，底板高 程608.0m,顶部高程675.0m。ZK61钻孔揭露第四系覆盖层厚7.1m，下伏基岩为T2h 灰岩。4#施工支洞布置在钢0+020.00处，为城门洞形，断面尺寸6.0mx 7.5m，底坡 -7.336%，长度约 201m9.2工程量及工期安排9.2.1主要工程量各洞挖工程主要工程量见表9-1。表9-1洞挖石方主要工程量表序号项目单 位工程量备注1引水隧洞4+590.000以后平段及斜井土建工程1.1石方洞挖m325001.2石方井挖m33840斜井1.3地质原因引起石方超挖m3200暂列量2钢管道土建工程2.1石方洞挖m

3、351242.2地质原因引起石方超挖m3100暂列量3调压井土建工程3.1石方井挖m3118303.2地质原因引起石方超挖m3200暂列量44#施工支洞工程4.1石方洞挖m356184.2地质原因引起石方超挖m3100暂列量922施工进度计划施工进度计划见表9-2。表9-2洞挖工程施工进度计划表序号项目单位工程量施工时段月强度 （m3/月）1引水隧洞4+590.000以后平段及斜井土建工程1.1石方洞挖m325002011.9.1 2011.9.1550001.2石方井挖m338402012.3.1 2012.4.3019202钢管道土建工程2.1石方洞挖m351242011.9.1 2012

4、.1.1817083调压井土建工程3.1石方井挖m3118302011.9.15 2011.11.25422544#施工支洞工程4.1石方洞挖m356182011.6.20 2011.9.2018739.3施工方案洞室开挖工程主要有引水隧洞4+590以后平段及斜井土建工程、钢管道、调压 井、4#施工支洞。4#施工支洞及钢管道开挖，采用单向掘进，台阶法开挖；引水隧洞 4+590以后 平段开挖待3#施工支洞工作面移交后，采用单向掘进，台阶法开挖；斜井段待下反 弧段开挖后开始，采用反导井法；调压井待引水洞上下平洞段开挖后采用反导井法开 挖。开挖的有用料全部运至宝水沟渣场存放。在开挖过程中应遵循“短进

5、尺、弱爆破、强支护、勤观测”的原则，加强施工 排水，配备足够的排水设施等措施确保掘进施工的正常进行。9.3.1 4#支洞、引水洞平洞及钢管道洞挖4#支洞、引水洞平洞段及钢管道洞挖，采用YT-28手风钻造孔，人工装药，非电毫秒雷管微差起爆。洞内出碴采用 2m3侧翻装载机装渣，12t自卸汽车装运至监理 指定堆料场点存放。9.3.2引水洞斜井段引水洞斜洞段开挖在引水洞上洞段及下部钢管道段开挖完成后进行，采用反导 井法施工导井，人工分两次扩挖至设计断面。在斜井中心位置先施工先导孔（先导孔直径 219mm，当先导孔钻透斜井后，卸 下小钻头，安装 1.4m大钻头，由下至上进行导井扩孔，然后进行扩挖。扩挖采

6、用人 工自上而下进行，YT-28手风钻造孔，人工装药，非电毫秒雷管微差起爆，周边及基 础面设光面爆破孔。开挖的渣料料由导井溜至引水洞下平洞段，2n3侧翻装载机装渣， 12t自卸汽车经4#支洞运至监理指定堆料点存放。9.3.3调压井调压井开挖在引水洞上平段完成后进行，采用反导井法施工导井，人工分两次 扩挖至设计断面。在调压井中心位置先施工先导孔（先导孔直径219mm，当先导孔钻透调压井后， 卸下小钻头，安装 1.4m大钻头，由下至上进行导井扩孔；然后进行扩挖，扩挖采 用人工自上而下进行，YT-28手风钻造孔，人工装药，非电毫秒雷管微差起爆，周边 及基础面设光面爆破孔。开挖的渣料料由导井溜至引水洞

7、上平段，2m3侧翻装载机装渣，12t自卸汽车装运至监理指定堆料点存放。9.4施工工序施工工序见图9-1图9-1石方洞挖施工工艺框图9.5施工方法9.5.1 4#支洞洞挖施工9.5.1.1爆破设计4#支洞为城门洞型，开挖尺寸6X 7m长度约221m爆破布孔见图9-2。爆破0,70,7 -6 7100 ,.1 :*-1,5*孔参数见表9-3 o图9-24#支洞爆破布孔图6,2表9-34#支洞上半洞开挖爆破参数表序号名称孔径(mm)孔数孔深(m)孔距(m)钻孔方向 ()单孔药量(kg)合计药量(kg)1掏槽孔5262.80.75内倾152.816.82辅助孔52102.50.8902.0203辅助孔

8、52112.50.8902.0224底孔5282.50.7外倾22.217.65周边孔45242.50.5外倾20.75186合计59每循环进尺为2.0m每循环87.7m3单耗 1.44kg/m 384.49.5.1.2测量布孔采用全站仪确定隧洞中线、腰线及轮廓线，按爆破设计精确布孔。9.5.1.3 钻孔钻孔采用TY-28手风钻钻完成，钻孔深度2.8m,综合考虑循环进尺为2.5m。为 了下一循环钻孔方便期间，周边孔钻孔方向向开挖边线以外倾斜 2；为了取得良好 的爆破效果，掏槽孔向轴线中心底孔方向倾斜15，辅助孔钻孔方向平行于洞轴线。 9.5.1.4装药爆破炮孔经检查合格后方可装药爆破，按爆破设

9、计将药卷装进孔内后用炮棍捣实， 最后用炮泥封堵爆破孔。对于高度大于 1.5m以上炮孔，采用自制的车载简易伸缩台 车配合人工进行装药。爆破采用楔形掏槽方式，毫秒微差非电雷管孔内延时起爆， 周边孔实行光面爆破。9.5.1.5 出渣洞内出碴采用3m侧翻装载机装渣，20t自卸汽车装运至监理指定堆料场存放。9.5.1.6安全检查处理爆破完毕，洞内排烟结束后，派专职安全员对爆破面上残留的松动岩块进行彻 底检查清除。并在一定位置按设观测锚杆，定时监测其位移，分析检测结果，发现 异常情况及时采取有效措施，确保进洞作业人员及设备的安全。9.5.1.7钢支撑按监理人的指示或在经超前勘探查明的岩石破碎软弱地段安装钢

10、支撑，钢支撑应装设在衬砌设计断面以外。钢拱架在洞外制作，拱圈用18槽钢弯制而成，并进行对扣焊接，在拱脚位置焊15X 15cm钢板并打螺栓孔以便进洞安装与立柱连接。立柱 也采用18槽钢对扣焊成，在柱顶焊15X 15cm钢板打螺栓孔以备进洞与拱圈连接，安装采用机械与人工配合，随机锚杆进行固定。钢支撑之间应采用钢筋网（或钢丝网） 制成挡网，以防止岩石掉块。钢丝（筋）网挡网，应采用焊接或其它方式与钢支撑 牢固连接。9.5.1.8 下半洞扩挖采用毫秒微差非电雷管孔内延时小梯段爆破开挖，周边及基础设光面爆破孔。图9-4压力钢管道上半洞（D=6.8m爆破布孔图爆破参数及施工方法与上半洞相同。9.5.3引水洞

11、上平段及钢管道洞挖施工9.531 爆破设计爆破布孔见图9-3、9-4，爆破孔参数见表9-4、9-5图9-3引水洞平段上半洞（D=7.7n）爆破布孔图888 i0.7i50,55?7,70,83m0,8070.70,75070,75?6,8452表9-5压力钢管道上半洞爆破参数表（D=6.8n）75a7 o表9-4引水洞平洞上半洞爆破参数表（D=7.7m）序号名称孔径孔数孔深孔距钻孔方向单孔药量合计药量(mm)(m)(m)()(kg)(kg)1掏槽孔5264.30.75内倾225.432.42辅助孔52103.80.790 -80 3.2323辅助孔52103.80.7590 -80 3.232

12、4周边孔45223.80.5外倾21.0225底孔5293.90.8外倾24.0536.56合计61每循环进尺为3.5m 每循环162m3单耗 1.43kg/m 3149.1序号名称孔径(mm)孔数孔深(m)孔距(m)钻孔方向()单孔药量(kg)合计药量(kg)1掏槽孔5264.30.75内倾215.432.42辅助孔52103.80.790 -79 3.0303辅助孔52103.80.7590 -79 3.0304周边孔45223.80.5外倾21.0225底孔5283.90.75外倾24.0532.46合计56每循环进尺为3.5m每循环127m3单耗 1.43kg/m 3146.49.53

13、2测量布孔用全站仪在掌子面根据设计图进行炮孔布置，所有炮孔均用红漆作出明显标记。9.533钻孔钻孔采用YT-28手风钻完成，钻孔深度3.8m，综合考虑循环进尺为3.5m。为了 下一循环钻孔方便期间，周边孔钻孔方向向开挖边线以外倾斜 2；为了取得良好的 爆破效果，掏槽孔向轴线中心底孔方向倾斜 15，辅助孔钻孔方向平行于洞轴线。9.5.3.4装药起爆周边光爆孔采用电雷管起爆，辅助孔、掏槽孔均用非电毫秒雷管分段起爆。具 体参数以爆破试验结果为准。起爆程序为：掏槽孔-辅助孔-周边孔。9.5.3.5 出渣洞内出碴采用2n3装载机装渣，12t自卸汽车装运至监理指定堆料场存放。9.5.3.6安全检查处理爆破

14、完毕，洞内排烟结束后，派专职安全员对爆破面上残留的松动岩块进行彻 底检查清除。并在一定位置按设观测锚杆，定时监测其位移，分析检测结果，发现 异常情况及时采取有效措施，确保进洞作业人员及设备的安全。9.5.3.7钢支撑按监理人的指示或在经超前勘探查明的岩石破碎软弱地段安装钢支撑，钢支撑应装设在衬砌设计断面以外。钢拱架在洞外制作，拱圈用18槽钢弯制而成，并进行对扣焊接，在拱脚位置焊15X 15cm钢板并打螺栓孔以便进洞安装与立柱连接。立柱 也采用18槽钢对扣焊成，在柱顶焊15X 15cm钢板打螺栓孔以备进洞与拱圈连接，安装采用机械与人工配合，随机锚杆进行固定。钢支撑之间应采用钢筋网（或钢丝网） 制

15、成挡网，以防止岩石掉块。钢丝（筋）网挡网，应采用焊接或其它方式与钢支撑 牢固连接。9.538 下半洞扩挖采用毫秒微差非电雷管孔内延时小梯段爆破开挖，周边及基础设光面爆破孔。爆破参数及施工方法与上半洞相同。9.5.4引水洞斜井段开挖施工引水洞斜井为圆形断面，开挖直径 7.7m,角度48。开挖先利用反井钻机进行 导井施工，再进行人工扩挖。导井施工程序为：施工准备一导井钻机就位一钻导孔-扩孔一人工一次扩挖一人工二次扩挖一下一工序。1二T图9-5反导钻机示意图反井钻机9.5.4.1反导井施工在斜井中心位置，给反井钻机浇筑砼基座，基础尺寸2.5 X 4.0 X 0.8m;反井钻机安装就位；采用全站仪放出

16、竖井的中心点；反井钻机就位调平、调整角度；钻机 试运转；先导孔开钻（先导孔直径 219m m；当先导孔钻透隧洞后，卸下小钻头，安 装 1.4m大钻头，由下至上扩孔。扩孔过程中，隧洞要及时出渣，防止发生堵孔事 故。9.5.4.2斜井扩挖施工当导孔贯通后，立即进行人工扩挖施工。人工扩挖自上而下分两次进行，一次 扩挖至直径3000mm二次扩挖至设计断面，扩挖时自上而下采用 YT-28手风钻钻孔, 人工装药爆破，对于高度大于1.5m以上炮孔，采用自制的简台车配合进行，周边及 基础面设光面爆破孔。爆破后渣料从导井下溜，剩余石渣采用人工扒渣的方式从导 井中下溜，在下平段用装载机装渣，12T自卸汽车运输至监

17、理指定堆放场存放。 9.543爆破参数选定炸药单耗：初拟单位耗药量 q=1.61kg/m3。炮孔深度：考虑钻孔速度，炸药威力，岩石性质及进度要求，确定钻孔深度2.3m, 有效进尺2m斜井扩挖断面围岩爆破参数见表 9-67,斜井扩挖断面预计爆破效果 见表9-8。表9-6斜井一扩断面围岩爆破参数表炮孔 名称炮孔 个数炮孔 深度炮孔 间距每孔装药量合计卷数长度卷数重量(kg)主爆孔112.3m80cm81.6m8822.5合计118822.5表9-7斜井二扩断面围岩爆破参数表炮孔 名称炮孔 个数炮孔 深度炮孔 间距每孔装药量合计卷数长度卷数重量(kg)光爆孔482.1m50cm51.0m24060主

18、爆孔432.3m80cm81.6m34486合计81584146表9-8斜井扩挖断面预计爆破效果表序号指标名称单位数量1炮孔利用率%902每循环进尺m23每循环爆破岩体n8934每循环炸药用量消耗kg168.55炮孔总长m204.36每立方炸药消耗Kg/m31.619.5.5调压井开挖施工调压井为圆形断面，开挖直径 15.8m,角度90。开挖先利用反井钻机进行导 井施工，再进行人工扩挖。导井施工程序为：施工准备f导井钻机就位f钻导孔f扩孔f人工扩挖f下一工序。9.5.5.1反导井施工在调压井中心位置，给反井钻机浇筑砼基座，基础尺寸2.5 X 4.0 X 0.8m;反井钻机安装就位；采用全站仪放

19、出竖井的中心点；反井钻机就位调平、调整角度；钻 机试运转；先导孔开钻(先导孔直径 219mm ;当先导孔钻透隧洞后，卸下小钻头， 安装 1.4m大钻头，由下至上扩孔。扩孔过程中，隧洞要及时出渣，防止发生堵孔 事故。9.5.5.2调压井扩挖施工当导孔贯通后，立即进行人工扩挖施工。人工扩挖自上而下分两次进行，一次 扩挖至直径5000mm二次扩挖至设计断面，扩挖时自上而下采用 YT-28手风钻钻孔， 人工装药爆破，周边及基础面设光面爆破孔。爆破后渣料从导井下溜，剩余石渣采 用人工扒渣的方式从导井中下溜，在引水洞上平段用装载机装渣，12T自卸汽车运输 至监理指定堆放场存放。9.5.5.3爆破参数选定炸

20、药单耗：初拟单位耗药量 q=1.38kg/m3。炮孔深度：考虑钻孔速度，炸药威力，岩石性质及进度要求，确定钻孔深度2.3m, 有效进尺2m调压井扩挖断面围岩爆破参数见表9-910，斜井扩挖断面预计爆破效果见表9-11.表9-9调压井一扩断面围岩爆破参数表炮孔 名称炮孔 个数炮孔 深度炮孔 间距每孔装药量合计卷数长度卷数重量(kg)主爆孔332.3m80cm81.6m26439.6合计3326439.6表9-10调压井二扩断面围岩爆破参数表炮孔炮孔炮孔炮孔每孔装药量合计名称个数深度间距卷数长度卷数重量(kg)光爆孔992.1m50cm51.0m49574.3主爆孔1632.3m90 x100cm

21、81.6m1304195.6合计2621799269.9表9-11调压井扩挖断面预计爆破效果表序号指标名称单位数量1炮孔利用率%902每循环进尺m23每循环爆破岩体n81954每循环炸药用量消耗kg269.95炮孔总长m658.76每立方炸药消耗Kg/m31.389.5.6反导钻机孔位偏差控制为了防止导孔钻进一定深度后，受重力和钻进力影响使钻杆施加给钻头的作用 力发生改变进而使孔向发生偏移，施工中配置68根稳定钻杆(直径与钻头一致的钻 杆)强行控制钻进方向。将稳定钻杆配置在靠近钻头的前端，利用钻孔孔壁的束缚将钻杆前端的15 m范围强制摆正，使此15m范围内钻杆轴线方向与原孔向一致，以此达 到纠

22、正孔向偏差的目的。利用反导井施工斜井需配置一定数量的稳定钻杆，施工过程中稳定钻杆配置方式为：开始的5080 m范围可配置68根，以后根据孔向的钻进偏差情况逐渐减 少，当孔向往下偏时减少稳定钻杆数量可使钻进方向往上偏移，当孔向往上偏时增加稳定钻杆数量可使钻进方向往下偏移。配置了稳定钻杆施工斜井，当斜井角度小于60时,导井开孔时可根据斜井长 度适当提高开孔角度，斜井长度在100 m以内可提高0.1。0.3 o采用Flex-IT测斜仪，根据本工程施工经验及时检测孔斜。 钻进力控制：对于硬度较高的岩体，孔深070 m范围钻进力控制在150200 kN,70190 m范围钻进力控制在200250 kN,

23、当稳定钻杆减少至3根以下时,钻进 力不能太高,应控制在250 kN以下,以免钻孔发生左右偏移的情况。在开孔时,使用较小的钻进力和相对较高的回转速度,当有两根稳定钻杆进入 岩石后,可增大钻进力，相对减小回转速度。9.6施工监控量测961监控量测作业内容必测项目为：洞内外观察、周边位移量测、拱顶下沉量测等；选测项目为：地表下沉量测、围岩内部变形量测、锚杆轴力量测、围岩压力量 测、钢架内力及所承受的荷载量测、围岩弹性波速度测试等。9.6.2监控量测作业的一般要求9.6.2.1洞内外观察观察工作面状态、围岩变形、围岩风化变质情况、节理裂隙、断层分布和形态、地下水情况以及喷射混凝土的效果。观察后应绘制开

24、挖工作面略图（地质素描），填写工作面状态记录及围岩类别判定卡。对已施工区段的观察也应每天至少进行一次， 观察内容包括喷射混凝土、锚杆、钢架的状况。洞外观察包括对洞口地表情况、地 表沉陷、边坡及仰坡的稳定以及地表水渗透等的观察。9.622周边位移量测拱顶下沉和水平收敛量测断面的间距为：川类围岩不大于40m W级围岩不大于25m V级围岩应小于20m围岩变化处应适当加密，在各级围岩的起始地段增设 拱顶下沉测点12个，水平收敛12对。当发生较大涌水时，W、V级围岩量测 断面的间距应缩小至510m各测点应在避免爆破作业破坏测点的前提下，尽可能靠近工作面埋设，一般为0.52m并在下一次爆破循环前获得初始

25、读数。初读数应在开挖后12h内读取，最迟不得超过24h,而且在下一循环开挖前，必须完成初期变形值的读数。净空水平收敛测线的布置应根据施工方法、地质条件、量测断面所在位置等条 件确定。在地质条件良好，采用全断面开挖方式时，可设一条水平测线；当采用台 阶开挖方式时，可在拱腰和边墙部位各设一条水平测线。拱顶下沉量测应与净空水平收敛量测在同一量测断面内进行，可采用水准仪测 定下沉量。当地质条件复杂，下沉量大或偏压明显时，除量测拱顶下沉外，尚应量 测拱腰下沉及基底隆起量。拱顶下沉量测与净空水平收敛量测宜用相同的量测频率，应从表9-12中根据变形速度和距开挖工作面距离选择较高的一个量测频率。表9-12量测

26、频率变形速度（mm/c）量测断面距开挖工作面的距离量测频率 10（0 1） B12次/d105（1 2） B1次/d51（2 5） B1 次 /2dV 1 5B1次/1周注：B表示开挖宽度9.623地表下沉量测对位于nm类围岩中且覆盖厚度小于 40m时，应进行地表沉降量测。量测频率：地表下沉量测频率和拱顶下沉及净空水平收敛的量测频率相同， 地表下沉量测应在开挖工作面前方 H十h (地下洞室埋置深度+地下洞室高 度)处开始直到衬砌结构圭寸闭，下沉基本停止的为止。围岩松弛范围量测：采用弹性波法。当围岩条件差、变形过大或初期支护破损变形较大时，应进行支护结构内 的应力及接触应力量测。各项量测作业均应

27、持续到变形基本稳定后 I3周，停止量测作业须经监理 人批准。各项量测项目，其监测量测的要求应按图纸规定，监测量项目及频率按有 关规定执行。见表9-13洞室周边允许相对位移度(%。表9-13洞室周边允许相对位移值(%围岩级别覆盖层厚度(m)V 5050 300 300IV0.1-0.30.2-0.50.4-1.2III0.150.50.4-1.20.8-2.0II0.2-0.80.6-1.61.07.0注： 相对位移值系指实测位移与两测点间距离之比，或拱顶位移实测值与地下洞室宽度之比。脆性围岩取表中较小值，塑性围岩取表中较大值。I、V、VI级围岩可按工程类比初步选定允许值范围。本表所列数值可在施

28、工中通过实测和资料积累作适当修正。9.6.3现场监控量测项目及量测9.6.3.1布置形式V类断面以选测监测项目为主，包括围岩内部变形量测、锚杆轴力量测、围岩 压力量测、支护及衬砌应力量测、钢架内力及所承受的荷载量测、围岩弹性波速度 测试等。监测以在W类断面上安装相应的观测仪器作为监测手段。监测仪器以振弦 式观测仪器为主。岩体位移监测采用钻孔埋设单(多)点位移计；锚杆应力监测采 用锚杆应力计；拱支座可安装支座应力计；衬砌混凝土内部安装应变计。施工时对w、v两类断面的仪器根据现场实际情况在布置时可做调整。963.2现场监控量测项目及量测方法监测项目及量测方法、频次要求见表9-14现场监控量测项目及

29、量测方法表表9-14现场监控量测项目及量测方法序 号项目名称测量间隔时间115天16天1个月13个月大于3个月1地质和支护状况观察每次爆破后进行观察2周边位移12次/天1次/天12次/周13次/月3拱顶下沉12次/天1次/天12次/周13次/月4地表下沉开挖面开挖 开距量测断面前后2B时，12次/天 面距量测断面前后5B时，1次/天 挖面距量测断面前后5B，1次/周5围岩体内位移(洞内设 点)12次/天1次/2天12次/周13次/月6围岩体内位移(地表设 点)冋地表下沉要求7围岩压力及两层支护间12次/天1次/2天12次/周13次/月8支护、衬砌内应力、 表面应力及裂缝量测12次/天1次/2天

30、12次/周13次/月9.6.4数据处理和应用应及时对现场量测数据绘制时态曲线(或散点图)和空间关系曲线。当位移-时间曲线趋于平缓时，应进行数据处理或回归分析，以推算最终位移和掌握位移变化规律。当位移-时间曲线出现反弯点时，贝憔明围岩和支护已呈不稳定状态，此时 应密切监视围岩动态，并加强支护，必要时暂停施工。洞室周壁任意点的实测相对位移值或用回归分析推算的总相对位移值均应 小于下表所列数值。当位移速率无明显下降，而此时实测位移值已接近表列数值， 或者喷层表面出现明显裂缝时，采取补强措施，并调整原支护设计参数或开挖方法。埋设量测元件情况和量测资料，均应整理清楚报监理人核查。根据量测结果进行综合判断

31、，确定变形管理等级，据以指导施工。965主要监测量测仪器现场监控量测的主要仪器见下表 9-15。表9-15主要监测设备表序号监测项目设备名称及型号单位数量1水平净空收敛SL-2收敛计台22水平净空收敛收敛测点个约5003 顶拱下沉及地表下沉DNA03水准仪套14顶拱下沉及地表下沉悬挂钢尺套15锚杆抗拔力锚杆拉拔器台16围岩变位位移计套57围岩变位位移计读数仪套18拱支座外力测力计套49混凝土应力应变（测缝计）应变计支2010混凝土应力应变读数仪台19.7特殊地质段的地质预报开挖施工中，严密注意围岩开挖情况，通过探测手段，预测开挖工作面前方几 米至几十米的围岩工程地质和水文地质条件，结合掘进中地

32、质条件的变化，及时提 出预报，以便有准备地做好各种预防和施工措施，保证地下洞室施工的顺利进行。9.7.1预报内容（1）对照图纸提供的地质资料，预报地质条件变化情况及对施工的影响程度。（2） 预报可能出现塌方、滑动的部位、形式、规模及发展趋势，提出处理措施。（3）预报可能出现突然涌水的地点、涌水量大小、地下水泥砂含量及对施工的 影响。（4）预报软岩内鼓、片帮掉块地段及对施工的影响程度。（5）预报岩体突然开裂或原有裂隙逐渐加宽的位置及其危害程度。（6）位移量测中发现围岩变形速率加快时，应预报对围岩稳定性的影响程度。（7）浅埋地下洞室地面出现下沉或裂缝时， 预报对隧洞稳定和施工的影响程度。（8）对隧

33、洞将要穿过不稳定岩层、较大断层作出预报，以便及时改变施工方法 或做应急措施。（9）隧洞附近或穿过瓦斯地段的岩（煤）层中，预报瓦斯影响范围。（10）隧洞施工中由于措施不当，可能造成围岩失稳，应及时采取改进措施。9.7.2探测预报方法9.7.2.1导坑探测地质条件较复杂的施工中，采用超前导坑或专用的探测坑道进行探测。根据导坑开 挖揭露的围岩地质情况，能了解并较准确地预测地下洞室开挖工作面前方相应 地段围岩的工程地质及水文地质条件。9.722超前水平岩芯钻探超前水平岩芯钻孔，可视为隧洞中的微形导坑，可能探测了解地下洞室开挖工 作面前方几十米乃至上百米范围内围岩的地质情况。在钻进过程中，应尽可能避免 钻头发生偏移而导致的探测结果误差，应根据岩石的坚硬程度，调整钻机的转速和 较低的钻压。坚硬的岩石、应采用较低的转速和较高的钻压；较软的岩石，则应采 用较高