隧道爆破工程施工方案.docx

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隧道爆破工程施工方案

1工程概况

1.1工程地理位置及概况

隧道地处低中山区，进口位于王家庄村西南方向的山坡上，坡度较缓，隧道出口位于小峡水库东南方G109旁一陡壁上。

冲沟发育，洞身地形呈波状起伏，进口地表自然坡度30°～40°，出口为一近于垂直的陡壁。

分布有众多“V”型侵蚀谷，且延伸变化较快，沟内基本无水，多覆盖着黄土。

洞身最大埋深154m,洞身穿越的各沟埋深最浅约23.9米。

隧道起点DK177+604,终点DK179+968，全长2364米。

全隧道除进口端376.16m位于直线上以外，其余均位于R-7000m的曲线上。

纵坡为4.5‰端的单面上坡。

1.2工程地质概况

隧道工程区主要为闪长岩、砂岩、泥岩，山坡坡面及冲沟内分布有第四系上更新统风积砂质黄土，冲积卵石土等。

1.3地面建筑及管线状况

隧道进出口附近均无建构筑物及管线，施工场地开阔，施工条件较好。

2总体方案设计

2.1爆破特点及要求

（1）属于山岭隧道，爆破条件较好。

（2）隧道地质除洞口段外岩石坚硬，完整，整体性好。

（3）隧道断面大，要求对爆破方法选择合理，便于实施。

炮眼利用率在90%以上；光面爆破炮眼残痕率在85%以上；平均线性超挖不大于7cm，最大不超过10cm，相邻两循环炮眼台阶不大于10cm，局部欠挖小于0.1m2；最大欠挖小于5cm。

2.2钻爆设计原则

根据工程实际、设计程要求、地质地形条件，确定设计原则为：

（1）确保现场施工人员的安全。

要严格按照《爆破安全规程》GB6722-2003进行设计和施工，要有具体的安全施工措施。

（2）严格控制掏槽爆破、光面爆破、预裂爆破的单段起爆药量，尽可能多的创造爆破临空面，尽可能减小爆破振动对围岩的扰动深度。

（3）根据隧道洞口段所处围岩比较破碎、整体性及自稳性差的特点，采用三台阶临时仰拱法，对软弱岩层采用缩短台阶距离，及时支护等手段，保证顶板安全。

（4）对设计确定的钻爆参数进行现场爆破试验，以取得合理的爆破参数。

爆破参数应根据地质地形条件及相应的爆破效果，适时调整、动态管理。

考虑以上设计原则，该工程应按总体施工组织分期实施。

不同阶段对应不同的工作内容和施工方法。

本设计主要针对适合采用钻爆法施工的主洞Ⅱ～Ⅳ级围岩地段进行爆破设计。

2.3爆破施工方案比较与选择

隧道施工方法应根据施工条件、围岩类别、埋置深度、断面大小以及环境条件等，并考虑安全、经济、工期等要求选择。

选择施工方法时，应以安全为前提，综合考虑上述条件。

当隧道施工对周围环境产生不利影响时，应把环境条件作为选择施工方法的重要因素。

同时应考虑围岩变化时施工方法的适应性及其变更的可能性，以免造成工程失误和增加不必要的投资。

隧道施工方法有很多，但依据设计要求本隧道采用的方法有全断面法、台阶法、短台阶预留核心法、三台阶临时仰拱法和CRD法。

2.3.1全断面法

全断面法用在Ⅱ级硬岩中，利于组织大型机械化作业，提高施工速度。

该法可采用深孔爆破。

该法控制重点是：

常规布孔，孔内按常规布设微差毫秒雷管，孔外采用毫秒导爆管雷管串联技术，此法可以大大减小爆破振动。

2.3.2台阶法

台阶法分2步开挖，Ⅲ级围岩上台阶高度约7m，下台阶高度约3.4m，台阶长度30～50m；下台阶施工可分左右幅开挖，交替进行，以保证上台阶施工车辆通行。

2.3.3短台阶预留核心土法。

隧道进洞采用上下台阶法，上台阶预留核心土施工，开挖后及时进行初期支护封闭岩面。

开挖支护过程中重点进行隧道的周边位移、拱顶下沉等量侧项目的工作，根据量测数据，及时调整施工方案，必要时上半断面设临时仰拱。

上半断面开挖约15~20m后，开挖下部。

2.3.4三台阶临时仰拱法

三台阶临时仰拱法分3步开挖，第一步挖上台阶，上台阶分左右开挖，安设Ⅰ18钢架横撑；第二步挖中台阶，安设Ⅰ18钢架横撑；第三步滞后一段距离开挖下台阶。

2.3.5爆破施工方案选择

将几种常用施工方法列于表2-1中。

根据本工程的特点，具体的施工方案按围岩级别及相应的施工工法分别进行设计，共分4个方案，Ⅴ级围岩三台阶临时仰拱法、Ⅳ级围岩短台阶预留核心土法、Ⅲ级围岩台阶法、Ⅱ级围岩全断面法。

表2-1施工方法基本条件比较

条件

全断面

台阶法

单侧壁法

双侧壁法

隧道断面

单、双、多线

单、双、多线

双、多线

双、多线

围岩条件

Ⅰ～Ⅲ

Ⅳ，Ⅴ

土质、松软地层

土质、松软地层

安全性

一般

一般

较安全

最安全

施工机械

大型

大型或中型

中型或小型

小型

施工工序及工期

工序简单、工期快

工序简单、工期较快

工序较多、工期较慢

工序复杂、工期慢

造价

低

低

较高

高

围岩变化时施工方法的适应性

围岩向低类变化较难适应，向高类适应

围岩向低类及高类变化均能适应

各种适应性不强

围岩向低类变化适应

地应力场中主应力方向由竖直向水平转移时

双、多线洞室稳定性增加，单线洞室稳定性降低

洞室稳定性增加最明显

洞室稳定性降低

洞室稳定性降低

施工管线布置

很方便

方便

较方便

不方便

配合辅助支护措施

不容易

很容易

一般

一般

对关键部位支护的时效性

一般

好

较好

较好

3钻爆设计

采用理论计算、工程类比与现场试爆相结合的方法确定爆破参数。

计算依据如下：

1炸药与岩石的匹配

炸药与岩石的匹配实际是根据波阻抗理论而来，当炸药的波阻抗VrPr与岩石的波阻抗VePe相等时，爆炸波能量完全传入岩体内，从而达到最大限度的破碎岩石。

Ⅳ、Ⅴ级围岩需爆破段一般岩石抗压强度在Rc＜20MPa，岩石坚固性系数f＜Rc/10=3。

岩石纵波速度Ve＜2000m/s，岩石密度Pe≈2000kg/m3,岩石波阻抗VePe≈4*106kg/m2.s，2#岩石硝铵炸药爆速Vr≈3600m/s，炸药密度Pr≈1000kg/m3,VrPr≈（3.6~4）*106kg/m2.s，岩石与炸药匹配系数Ker=VePe/VrPr≈1，根据f及K值判定Ⅴ级围岩岩石可爆性好，岩石能够得到充分破碎。

Ⅱ、Ⅲ级围岩Ker=VePe/VrPr≈2，岩石可爆性差，应当用高密度、高爆速炸药，同时加大装药密度，加强堵塞质量。

②标准抛掷爆破单位耗药量K（kg/m3）

根据岩石容重γ用经验公式K=1.3+0.7（γ/1000-2）2计算,Ⅴ级围岩岩石γ≈2000kg/m3，计算得K≈1.3kg/m3。

Ⅳ级围岩岩石γ≈2300kg/m3，计算得K≈1.36kg/m3。

Ⅲ级围岩岩石γ≈2600kg/m3，计算得K≈1.55kg/m3。

Ⅱ级围岩岩石γ＞2700kg/m3，计算得K＞1.64kg/m3。

③爆破作用指数

我国普遍采用鲍列斯科夫公式，f（n）=0.4+0.6n3

当n=1时为标准抛掷爆破

当n＞1为加强抛掷爆破

0.75＜n＞1为加强松动爆破

n＜0.75为松动爆破

根据各部位炮眼所承担的任务不同，爆破作用指数也不相同。

具体为：

掏槽眼采用加强抛掷爆破，崩落眼采用松动爆破，内圈眼采用弱松动爆破，底板眼采用加强松动爆破。

3.1Ⅴ级围岩开挖

3.1.1炮眼深度与循环进尺

炮眼深度是指炮眼眼底至开挖面的垂直距离。

炮眼深度一般根据围岩的稳定性、凿岩机的钻凿能力和掘进循环安排。

根据现场考察和以往工程经验，取循环进尺为1m，炮眼深度1.2m。

3.1.2炮眼直径

本设计选用手持式风动凿岩机，常规土岩爆破钻头直径为38~42mm，为减小钻孔数量，提高掘进速度，炮眼直径取d=42mm。

3.1.3炮眼布置

（1）掏槽眼

掏槽眼爆破时在围岩中形成空腔，为后续炮孔爆破创造良好的临空面，一般为强抛掷爆破，本工程一律采用复式楔形掏槽，优点是钻眼工作量小，容易形成较好的临空面，Ⅴ级围岩段掏槽眼开口宽度为3m，排距0.6m。

（2）周边眼

周边眼沿隧道开挖轮廓线布置。

具体的炮孔间距根据经验公式和工程类比确定。

根据经验，炮眼间距E与炮眼直径d之间的关系为E=（10~18）d。

取d=42mm，则E=420~756mm。

考虑到洞口段岩石相对比较软，对于光面爆破取E=50cm

周边眼的炮眼密集系数m与最小抵抗线W之间的关系为m=E/W。

一般E＜W，结合洞口段爆破一般不易形成大块的特点，m取较小值，m=0.625，则对于光面爆破取W=80cm。

周边眼采用导爆索将药卷串联间隔装药结构，使炮孔内炸药爆炸围岩受力均匀，可以减小对围岩的扰动深度。

周边眼同段起爆规模不易过大，如周边眼数量大，易采用孔内或孔外微差爆破技术将齐爆孔数控制在8~10个左右。

（3）内圈眼

内圈眼的间距a、排距b应大于或等于周边眼的最小抵抗线W，而且a、b的取值与炮眼的单孔装药量有关。

本设计取a=100cm、b=80cm。

（4）崩落眼

崩落眼间距a=120cm、排距b=100cm。

炮眼布置及装药量见附表1。

3.1.4单孔装药量

（1）掏槽眼

掏槽眼在满足填塞长度要求的前提下，尽量多装药，以保证良好的掏槽效果。

据此确定Ⅰ、Ⅱ级掏槽眼的单孔装药量分别为1.2kg，0.82kg。

折算单耗为1.95kg/m3。

（2）周边眼

周边眼的装药量主要根据炮眼间距、最小抵抗线和装药集中度确定。

本设计取光面爆破装药集中度为0.1kg/m。

对于2m长的光面爆破炮孔，单孔装药量为0.2kg。

（3）内圈眼

内圈眼以弱松动爆破控制，内圈眼的装药量与围岩的坚硬程度、炸药单耗、炮眼长度及内圈眼的炮眼数量及间排距等参数有关。

内圈眼的单孔装药量按下式计算：

（3-1）

式中

——内圈眼的单孔装药量，kg；

——装药系数。

根据炮孔间排距及围岩性质，取τ=0.4；

γ——每米药卷的炸药质量，kg/m.。

对于直径为32mm的乳化炸药，γ=0.8kg/m。

——炮眼长度，m。

对于炮眼长度为2m的内圈眼，计算得

=0.4×0.8×2=0.64kg

（3）崩落眼

崩落眼以松动爆破控制，装药单耗适当加大，有助于减小爆破块体。

=2×1.2×1×0.55=1.32kg。

（4）炮眼填塞

炮眼填塞的目的是保证炸药充分反应，使之产生最大热量，防止炸药不完全爆轰；防止高温高压的爆轰气体过早地从炮眼或导洞中逸出，使爆炸产生的能量更多地转换成破碎岩体的机械功，提高炸药能量的有效利用率。

填塞材料采用炮泥，炮泥由砂子和黏土混合配置而成，其重量比为3：

1，再加上20%的水。

填塞应采用分层捣实法进行，不得有空隙或间断。

各炮眼应填塞足够长度的炮泥，除周边眼根据光面爆破，其他各炮眼填塞炮泥的长度不得小于40cm。

（5）爆破器材的选择

炸药：

采用2号岩石乳化炸药，规格为Φ32mm×200mm，每卷200g。

雷管：

雷管选用第一系列毫秒导爆管雷管。

起爆选用普通瞬发电雷管或导爆管激发针起爆。

（6）装药结构

掏槽眼采用正向起爆。

光面爆破炮眼采用空气间隔不偶合装药结构（图3-1）。

为保证炮孔内各间隔药卷同时起爆，所有空气间隔装药均使用导爆索连接各药卷。

（7）网路联结

见Ⅴ级围岩炮孔布置及网路联结图。

3.2Ⅳ级围岩开挖

3.2.1炮眼深度与循环进尺

循环进尺为2m，炮眼深度2.5m。

3.2.2炮眼直径

炮眼直径d=42mm。

3.2.3炮眼布置

（1）掏槽眼

采用复式楔形掏槽。

掏槽眼开口宽度为4m，排距0.6m。

（2）周边眼

周边眼沿隧道开挖轮廓线布置。

炮孔间距E=500mm

m=E/W，m=0.625，则对于光面爆破取W=80cm。

周边眼采用导爆索将药卷串联间隔装药结构。

周边眼同段起爆规模不易过大，如周边眼数量大，易采用孔内或孔外位差爆破技术将奇爆孔数控制在8~10个左右。

（3）内圈眼

内圈眼的间距a、排距b应大于或等于周边眼的最小抵抗线W，而且a、b的取值与炮眼的单孔装药量有关。

本设计取a=100cm、b=80cm。

（3）崩落眼

崩落眼的布置方式与内圈眼的布置方式相同，环向间距120cm，排距100cm。

其余炮眼布置及装药量见附表2。

3.2.4单孔装药量

（1）掏槽眼

Ⅰ、Ⅱ级掏槽眼的单孔装药量分别为1.53kg，1.26kg。

折算单耗为2.04kg/m3。

（2）周边眼

光面爆破装药集中度为0.15kg/m。

对于2.5m长的光面爆破炮孔，单孔装药量为0.375kg。

（3）内圈眼

内圈眼的装药量计算得

=2.5×1×0.8×0.5=1.0kg

（3）崩落眼

崩落眼的装药量。

=2.5×1.2×1×0.6=1.8kg。

（4）炮眼填塞

填塞应采用分层捣实法进行，不得有空隙或间断。

各炮眼应填塞足够长度的炮泥，除周边眼根据光面爆破，其他各炮眼填塞炮泥的长度不得小于40cm。

（5）装药结构

与Ⅴ级围岩装药结构相同。

（7）网路联结

见Ⅳ级围岩炮孔布置及网路联结图。

3.3Ⅲ级围岩开挖

3.3.1炮眼深度与循环进尺

炮眼深度3.5m，循环进尺为3m。

3.3.2炮眼直径

本设计选用手持式风动凿岩机，炮眼直径d=42mm。

3.3.3炮眼布置

（1）掏槽眼

全断面法施工由于断面大，一次起爆炮眼数量多，网路联结较为繁琐，为增加临空面，采用上掏槽和下掏槽，掏槽孔炮孔开口宽度均为3m，掏槽排距0.6m。

（2）周边眼

周边眼沿隧道开挖轮廓线布置。

炮孔间距E=55cm

根据m=E/W，m=0.688，则对于光面爆破取W=60cm。

周边眼同段起爆规模不易过大，如周边眼数量大，易采用孔内或孔外位差爆破技术将奇爆孔数控制在10~15个左右。

（3）内圈眼

内圈眼本设计取a=80cm、b=80cm。

（3）崩落眼

崩落眼环向间距100cm，排距80cm。

3.3.4单孔装药量

（1）掏槽眼

见附图。

（2）周边眼

周边眼的装药量主要根据炮眼间距、最小抵抗线和装药集中度确定。

本设计取光面爆破装药集中度为0.20kg/m，单孔装药量为0.8kg。

（3）内圈眼

内圈眼的装药量

=4×0.8×0.8×0.67=1.72kg

（3）崩落眼

崩落眼的装药单耗适当加大，有助于减小爆破块体。

=4×1×0.8×0.7=2.24kg。

（4）炮眼填塞

填塞应采用分层捣实法进行，不得有空隙或间断。

各炮眼应填塞足够长度的炮泥，除周边眼根据光面爆破，其他各炮眼填塞炮泥的长度不得小于40cm。

（5）装药结构

除光爆孔其余均为连续装药结构。

（6）网路联结

见Ⅲ级围岩炮孔布置及网路联结图。

Ⅱ级围岩爆破孔位布置与Ⅲ级围岩相同，药量增加20%~30%。

3.5爆破振动强度的控制措施

根据围岩围岩地质及施工超挖情况，及时调整爆破振动，降低围岩的扰动深度，达到控制超挖及保证围岩稳定的目的，常采取以下措施：

（1）调整周边眼的装药结构，尽量采取分段间隔装药。

（2）控制周边眼炮孔齐爆个数，齐爆个数控制在8~10个为宜。

（3）利用孔内外微差控制其余炮孔的齐爆药量。

3.6钻爆质量的控制

（1）人员的配备

光面爆破与预裂爆破炮眼的钻凿技术要求高，操作难度大。

因此，应注意对钻爆人员的合理调配。

固定技术好的钻工进行光爆孔和预裂孔的钻凿作业。

从布眼、钻孔、装药到爆破网络联接层层把关，责任到人。

（2）钻孔机具的配备

周边眼分布在隧道轮廓的不同部位，高度、角度各不相同。

配备合适的多功能简易钻孔台架非常关键。

根据断面尺寸，利用钢管、网片制成简易拼装钻孔台架，可以快速拆卸，便于施工。

（3）炮眼深度及装填药量的控制

①炮眼深度。

根据钻爆设计，钻眼深度严格按照设计进行施钻。

②清孔装药。

装药前将炮孔内的石屑、杂物用水冲净。

③装药连线。

严格按照装药结构图进行装药，药量应严格按照设计装填，炮泥填塞应分层捣实，填塞长度应满足设计要求。

④预裂孔、光面孔应按设计图纸钻凿在一个布孔面上，钻孔偏斜误差不超过1°。

⑤验孔、装药等应在现场爆破工程技术人员指导监督下由熟练爆破员操作。

⑥起爆网路。

起爆网路连接应由专人负责。

对于孔外延期部分的连线，应特别注意对孔外雷管及滞后起爆网路的保护，防止先爆雷管产生的飞片炸坏滞后起爆的网路，以及先行起爆产生的飞石损坏之后起爆的网路。

⑦爆破。

装药、连线结束后，经技术人员检查合格后，撤离人员和机械设备，最后引爆。

4爆破作业安全措施

爆破工程的不安全因素主要有：

空气冲击波、爆破有害气体、爆破飞石、爆破振动、早爆、盲炮以及塌方、冒顶等。

每种不安全因素有其特点、影响范围和影响强度，均应根据现场情况，采取相应的安全措施。

4.1空气冲击波、爆破有害气体与爆破飞石

隧道爆破产生的空气冲击波沿隧道传播时，比沿地面半无限空间的传播衰减要慢，故要求的安全距离也更大。

爆破产生的有害气体也必须通过通风管道或隧道才能排出。

爆破飞石的飞行方向无法准确预测，飞行距离难以准确计算，会给爆区附近的人员及设备造成严重威胁，特别是二次破碎爆破造成的事故更多，因此应加以严格控制和防范。

爆破产生个别飞石的距离与爆破参数、填塞质量等因素有关。

主要采取以下措施。

（1）隧道爆破时，人员应在地面避炮。

（2）进洞阶段，沿洞口向外的爆破冲击波和飞石强度较大。

应特别注意对洞口附近人员、建筑物和设施的防护，可在洞内悬挂胶帘，洞外布置防护挡墙。

（3）爆破后，应进行充分通风，保持爆破作业场所通风良好。

（4）采取控制爆破技术缩小危险区，合理确定爆破参数，特别注意最小抵抗线的实际长度和方向，避免出现大的施工误差。

（5）将可移动设备撤出飞石影响区域。

4.2早爆

爆炸材料（雷管或装药）比预期时间提前发生爆炸的现象称为早爆。

对于本工程应采取以下措施防止早爆事故。

（1）使用电雷管起爆时，爆破主线、区域线、联接线，不应与金属管物接触，不应靠近电缆、电线、信号线、铁轨等。

（2）电雷管在接入网路前，脚线应短接。

（3）装药、连线人员应穿不产生静电的工作服。

（4）在距电雷管15m范围内，禁止使用无限通讯工具。

（5）工作面所用炸药、雷管应分别存放在加锁的专用爆破器材箱内，不应乱扔乱放。

爆破器材箱应放在顶板稳定、支架完整、无机械电器设备的地点。

每次起爆时都应将爆破器材箱放置于警戒线以外的安全地点。

（6）必须所有人员撤出警戒区域后，方能在爆破作业领导人的指示下，将爆破母线与发爆器相联接。

4.3盲炮处理

盲炮是指预期发生爆炸的炸药未发生爆炸的现象。

对于本工程项目中出现的盲炮，应遵循以下原则和方法来处理。

（1）处理盲炮前应由爆破领导人定出警戒范围，并在该区域边界设置警戒。

处理盲炮时无关人员不准许进入警戒区。

（2）应派有经验的爆破员处理盲炮。

（3）电力起爆发生盲炮时，应立即切断电源，及时将盲炮电路短路。

（4）导爆索和导爆管起爆网路发生盲炮时，应首先检查导爆管是否有破损或断裂，发现有破损或断裂的应修复后重新起爆。

（5）不应拉出或掏出炮孔中的起爆药包。

（6）可打平行孔装药爆破，平行孔距盲炮不应小于0.3m。

为确定平行炮孔的方向，可从盲炮孔口掏出部分填塞物。

（7）盲炮应在当班处理，当班不能处理或未处理完毕，应将盲炮情况（盲炮数目、炮孔方向、装药数量和起爆药包位置，处理方法和处理意见）在现场交接清楚，由下一班继续处理。

（8）盲炮处理后，应仔细检查爆堆，将残余的爆破器材收集起来销毁。

在不能确认爆堆无残留的爆破器材之前，应采取预防措施。

（9）盲炮处理后应由处理者填写登记卡片或提交报告，说明产生盲炮的原因、处理的方法和结果、预防措施。

4.4敷设导爆管爆破网路时应注意的问题

（1）导爆管一旦被截断，端头一定要密封，以防止受潮、进水及其它小颗粒堵塞管腔。

可用火柴烧熔导爆管端头，然后用手捏紧即可。

再使用时，把端头剪去约10cm，以防止端头密封不严受潮失效。

（2）导爆管、导爆管雷管在使用前必须进行认真的外观检查。

发现导爆管破裂、折断、压扁、变形或管腔存留异物，均应剪断去掉，然后用套管对接。

如果导爆管雷管的卡口塞处导爆管松动，则会造成起爆不可靠，延时时间不准确，应将其作为废品处理。

（3）导爆管网路中不应有死结，炮孔内不得有接头，孔外相邻传爆雷管之间应留有足够的距离。

（4）为了防止雷管聚能穴产生的高速聚能射流提前切断尚未传爆的导爆管，应将起爆雷管或传爆雷管反向布置，即将雷管聚能穴指向与导爆管的传爆方向相反的方向。

雷管应捆绑在距导爆管端头大于15cm的位置，导爆管应均匀地敷设在雷管周围，并用胶布等捆扎牢固。

对于孔外延时起爆的雷管必须采取防止聚能穴炸断导爆管的有效措施。

（5）安装传爆雷管和起爆雷管之前，应停止爆破区域一切与网路敷设无关的施工作业，无关人员必须撤离爆破区域，以防止意外触发起爆雷管或传爆雷管引起早爆。

（6）注意对孔外延期导爆管雷管的防护。

对于秒延期雷管，应采取措施防止延期导火索或喷气孔喷出的火焰将导爆管熔断或破坏。

（7）用导爆索起爆导爆管时，宜采用垂直联接。

4.5敷设导爆索爆破网路时应注意的问题

（1）切割导爆索应使用锋利刀具，不应用剪刀剪断导爆索。

（2）联接导爆索中间不应出现打结或打圈；交叉敷设时，应在两根交叉导爆索之间设置厚度不小于10cm的木质垫块。

（3）起爆导爆索的雷管与导爆索捆扎端端头的距离应不小于15cm，雷管的聚能穴应朝向导爆索的传爆方向。

4.6敷设电爆网路时应注意的问题

电力起爆的综合安全性高于火雷管起爆，根据国家的产业政策和安全生产的要求，本设计选用电雷管或导爆管激发针起爆导爆管网路。

当使用导爆管激发针起爆网路时，电力起爆系统不受静电、杂散电流、射频电流的影响。

敷设电爆网路时应注意以下问题。

（1）电爆网路不应使用裸露导线，不得利用铁轨、钢管、钢丝作爆破线路，爆破网路应与大地绝缘。

（2）电爆网路的导通和电阻值检查，应使用专用导通器和爆破电桥，专用爆破电桥的工作电流应小于30mA。

爆破电桥等电气仪表，应每月检查一次。

（3）爆破作业场地的杂散电流值大于30mA时，禁止采用普通电雷管。

（4）起爆网路的联接，应在工作面的全部炮孔（或药室）装填完毕，无关人员全部撤至安全地点之后，由工作面向起爆站依次进行。

（5）爆破主线与起爆电源或发爆器联接之前，必须测全线路的总电阻值。

总电阻值应与实际计算值符合（允许误差±5%）。

若不符合，禁止联接。

（6）如果发爆器限时电路发生故障，发爆器放电不彻底，则在发爆器与电爆网路联接瞬间极易发生早爆事故。

国内已发生过多起此类事故。

因此，在将发爆器与电爆网路联接之前，应使用金属导线将发爆器的两个接线端子短接，将发爆器内残余电荷释放掉。

（7）发爆器的钥匙在整个爆破作业时间里，必须由爆破工作领导人或由他指定的爆破员严加保管，不得交给他人。

（8）各种发爆器和用于检测电雷管及爆破网路电阻的爆破专用电表等电气仪表，每月以及大爆破前均应检查一次，电容式发爆器至少每月赋能一次。