Обоснование технологии буровзрывных работ в карьерах и открытых горно-строительных выработках на основе деформационного зонирования взрываемых уступов

Размещено на http://www.allbest.ru

Размещено на http://www.allbest.ru

Введение

Актуальность работы. Добыча полезных ископаемых, промышленное и гражданское строительство сопряжены с необходимостью разработки больших объёмов крепких скальных горных пород, выемка и перемещение которых требуют предварительной буровзрывной подготовки (дробления и рыхления), осуществляемой, как правило, скважинными либо шпуровыми зарядами ВВ в условиях уступной отбойки. Годовые объёмы буровзрывных работ (БВР) в России превышают 2 млрд. м3, что в стоимостном выражении составляет, по ориентировочной оценке, 45 млрд. руб. в ценах 2009 г. Столь большие объёмы и высокая стоимость ежегодно выполняемых БВР, а также существенное влияние качества взорванной горной массы на производительность последующих выемочно-погрузочных работ, транспортировки и первых стадий обогатительного передела определяет необходимость постановки научных исследований, направленных на повышение эффективности БВР. В этой же связи следует отметить целесообразность совершенствования научно-методической базы проектирования взрывных работ в соответствии с накопленным за последние десятилетия опытом.

Анализ технологии открытых горных работ позволяет выделить две наиболее существенные проблемы, связанные с БВР, - обеспечение требуемой степени дробления пород и устойчивости долговременных откосов уступов и бортов карьеров и горно-строительных выработок.

Необходимость достижения требуемой степени дробления обусловлена отмеченным выше влиянием качества взорванной горной массы на производительность последующих горно-технологических процессов. Кроме того, в промышленном строительстве требования к качеству взорванной массы нередко ужесточаются техническими условиями, исходя из функциональных особенностей строящихся объектов. Например, в гидротехническом строительстве для отсыпки конструктивных призм плотин необходимо использовать горную массу заданного гранулометрического состава, обеспечивающего высокую плотность её укладки.

В результате исследований отечественных и зарубежных учёных установлены механизм взрывного разрушения горных пород и характер зависимости степени их дробления от структуры массива, крепости пород, технологических факторов. Но применяемые в настоящее время эмпирические формулы для расчёта параметров БВР являются весьма ориентировочными, а рассчитанные по ним параметры корректируются путём проведения дорогостоящих опытно-промышленных работ.

С увеличением глубины карьеров и горно-строительных выработок большое значение приобрело обеспечение устойчивости долговременных откосов уступов и бортов, поэтому существенно возросли требования к сохранности законтурного массива и качеству оформляемых бортов, что привело к разработке и широкому внедрению контурного взрывания. При этом сохранилась недооценка действия взрыва на законтурный массив, где раскрытие природных трещин и необратимые межблочные подвижки, вызванные взрывом, приводят к снижению устойчивости откосов и, следовательно, к необходимости их дорогостоящего крепления, либо к не менее затратному выполаживанию. Поэтому при профилировании бортов карьеров и ответственных горно-строительных выработок необходимо осуществлять смягчение механического воздействия БВР в тыльную часть массива, что определяет целесообразность разработки эффективной технологии щадящего взрывания в предконтурных зонах.

В соответствии с изложенным научная проблема обоснования технологии БВР, обеспечивающей за данную степень дробления пород и устойчивость бортов карьеров и горно-строительных выработок, является актуальной.

Цель работы - установление закономерностей, необходимых для обоснования технологии буровзрывных работ в карьерах и открытых горно-строительных выработках, обеспечивающей требуемую степень дробления горных пород и сохранность долговременных бортов карьеров и выработок при многорядном короткозамедленном взрывании скважинных зарядов ВВ в условиях уступной отбойки.

Идея работы состоит в использовании деформационного зонирования взрываемых уступов и учёте характера взрывного воздействия в отдельных зонах для определения рациональных параметров буровзрывной технологии.

Научные положения, представленные к защите:

1. При взрывном разрушении массива скальных горных пород в нём, кроме зон измельчения, дробления и трещинообразования, формируется зона остаточных межблочных подвижек, уменьшающая устойчивость массива в обнажениях и сопротивление разрушению породы по подошве уступа; установлены новые соотношения для размеров этих зон.

2. При короткозамедленном взрывании многорядных систем скважинных зарядов во взрываемом уступе формируется не менее четырёх деформационных зон, различающихся по степени дробления горных пород и определяющих гранулометрический состав взорванной массы; при этом средний размер куска горной массы в общем развале определяется суммой средних зональных размеров, взвешенных по относительным объёмам соответствующих зон.

3. Средний размер куска взорванной горной массы находится в обратной зависимости от удельного расхода ВВ, прямо пропорционален корню квадратному из объёмного веса породы и осреднённого размера блока в массиве, а также корню кубическому из диаметра заряда и коэффициента крепости пород.

4. Математическая модель дробления горных пород при короткозамедленном взрывании системы многорядных скважинных зарядов, детерминированная на основе деформационного зонирования взрываемых участков массива, позволяющая повысить точность прогнозной оценки грансостава взорванной горной массы, классифицировать горные породы по взрываемости и разработать методику расчёта рациональных параметров буровзрывной технологии, учитывающую требуемую степень дробления.

5. При групповом инициировании скважинных зарядов для исключения подбоя внутрискважинной сети ДШ вследствие межблочных подвижек в массиве горных пород интервалы замедления между смежными группами должны быть не более 1,1(а/d)min, где (а/d)min- минимальное отношение расстояния между зарядами смежных групп к диаметру зарядов, инициируемых первыми.

6. Для обеспечения сохранности долговременных бортов в карьерах и открытых горно-строительных выработках необходимо использовать технологию щадящего взрывания в приконтурных участках массива, ширина которых должна соответствовать радиусу зоны остаточных межблочных подвижек от взрывов зарядов дробления с учётом точности его определения, что составляет 70…150 диаметров зарядов (уменьшается с увеличением глубины расположения взрываемого уступа и блочности массива).

Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций, содержащихся в диссертационной работе, подтверждаются:

- корректной постановкой задач и соответствующим использованием теоретических и экспериментальных методов для обоснования полученных в работе результатов, выводов и рекомендаций;

- большим объёмом экспериментальных данных, значительная часть которых относится к полномасштабным промышленным экспериментам;

- теоретическим обобщением выявленных закономерностей с использованием общепринятых апробированных критериев надёжности при обработке результатов экспериментов.

Научная новизна работы заключается в следующем:

- установлены новые закономерности изменения радиусов зон дробления, трещинообразования и остаточных межблочных подвижек при взрыве колонковых зарядов ВВ от параметров зарядов и физико-технических свойств пород; при этом доказано, что радиус зоны межблочных подвижек зависит и от глубины расположения взрываемого заряда;

- вскрыта закономерность формирования грансостава взорванной горной массы при короткозамедленном взрывании многорядной системы скважинных зарядов в условиях уступной отбойки; показано, что грансостав горной массы в общем развале является результатом «сложения» полидисперсных масс из отдельных деформационных зон, образующихся во взрываемом уступе;

- уточнена зависимость степени дробления горных пород от показателей их физико-технических свойств и параметров зарядов;

- разработана детерминированная математическая модель взрывного дробления горных пород многорядной системой скважинных зарядов ВВ с учётом блочности массива, крепости пород, параметров зарядов и особенностей каждой деформационной зоны;

- обоснованы параметры щадящего (смягчённого) взрывания, выполняемого в приконтурных зонах карьеров и профильных выемок, с целью снижения отрицательного воздействия взрывных работ на устойчивость их откосов и бортов; получены зависимости для определения рациональной ширины приконтурных зон щадящего взрывания;

- установлена зависимость величины интервалов замедлений, безопасных по подбою концевиков ДШ, от относительного расстояния между зарядами, инициируемыми в смежных группах, позволяющая повысить надёжность и безопасность взрывных работ.

Научное значение работы состоит в развитии существующих представлений о зонах взрывного разрушения в массивах горных пород, уточнённой аналитической оценке размеров (радиусов) данных зон, последующем перенесении их в условия уступной отбойки горных пород, разработке математической модели взрывного дробления пород, детерминированной с учётом деформационного зонирования взрываемых уступов и, как результат, - в совершенствовании методологии обоснования рациональных технологических параметров взрывного разрушения горных пород скважинными зарядами ВВ.

Практическое значение работы заключается в:

- разработке методики расчёта размеров зон взрывного разрушения в массивах скальных горных пород, позволяющей учитывать влияние параметров зарядов ВВ, физико-технических свойств горных пород и глубину расположения взрываемого заряда;

- обосновании технологии БВР для уступной отбойки горных пород, обеспечивающей эффективное управление грансоставом взорванной массы при многорядном короткозамедленном взрывании скважинных зарядов;

- обосновании технологии щадящего взрывания в приконтурных зонах карьеров и открытых горно-строительных выработок, обеспечивающей сохранность массива горных пород за контурной поверхностью;

- разработке усовершенствованных методов оперативной оценки грансостава взорванной горной массы по поверхности развала после взрыва, учитывающих искажения поверхностного слоя.

Реализация результатов работы. Научные положения, рекомендации и методики, представленные в диссертации, использовались при проектировании и производстве БВР на объектах энергетического строительства (Хантайская, Нурекская, Колымская, Рогунская ГЭС, гидроузел Хоабинь в СРВ), карьерах природного камня ПО «Уралмрамор», Саяно-Шушенского КОК, ПО «Закарпатнерудпром», ОАО «Ураласбест», ООО «Карбонат», железорудных карьерах ОАО «Лебединский ГОК» и «Карельский окатыш». На горно-строительных, вскрышных и добычных работах, выполнявшихся на указанных объектах, подготовлены рекомендации по производству буровзрывных работ и соответствующие проекты БВР, осуществлены экспериментальные и промышленные взрывы по отработке рациональной технологии БВР для получения заданной степени дробления горной массы, технологии щадящего и контурного взрывания.

Результаты диссертационного исследования безопасной (по подбою внутрискважинных концевиков ДШ) величины интервалов замедлений между смежными группами одновременно инициируемых скважинных зарядов вошли в «Технические правила ведения взрывных работ в энергетическом строительстве».

Научные и практические результаты, полученные в диссертации, изложены в публикациях и научных отчётах, используются в учебном процессе при подготовке студентов МГГУ по дисциплинам «Разрушение горных пород взрывом», «Технология и безопасность взрывных работ», «Проектирование и организация взрывных работ», «Специальные способы взрывных работ», а также на курсах повышения квалификации и переподготовки специалистов-взрывников.

Апробация работы. Основные положения и результаты исследований по теме диссертации систематически докладывались на научных конференциях МГИ - МГГУ (с 1974 г.), семинарах Межведомственной комиссии по взрывному делу, IV международной научной конференции по физическим проблемам разрушения горных пород (ИПКОН РАН, 2004), технических советах ПО «Уралмрамор», «Закарпатнерудпром», «Главмоспромстройматериалы», АФ «Гидроспецстрой», ООО «Гидроспецпроект», «Загранэнергоспецмонтаж», ОАО «Лебединский ГОК», «Карельский окатыш», «Ураласбест», ООО « Карбонат» и «Промтехвзрыв».

Публикации. По результатам исследований опубликованы 32 научные работы, в том числе 16 статей в изданиях, рекомендованных ВАК Минобрнауки.

Структура и объём диссертации. Диссертация состоит из введения, пяти глав и заключения, включает 52 рисунка, 22 таблицы, список использованной литературы из 209 наименований, 3 приложения.

Автор выражает искреннюю признательность научному консультанту, проф., д.т.н Крюкову Г. М. за ценную научно-методическую помощь в процессе подготовки диссертации и коллективу кафедры "Взрывное дело" МГГУ, - за повседневную разностороннюю поддержку. Глубокая благодарность - специалистам - производственникам, причастным к организации и проведению трудоёмких промышленных экспериментов.

1. Состояние проблемы буровзрывного разрушения скальных пород в горном деле и строительстве. Задачи исследования

Значительное возрастание объёмов горных и горно-строительных работ, выполняемых с использованием энергии взрыва, обусловило ускоренное развитие взрывного дела, особенно заметное на протяжении последнего столетия.

Существенный прогресс в области взрывного дела был бы невозможен без научных исследований и развития теоретических представлений о действии взрыва в горных массивах. Наиболее важные аспекты теории подземного взрыва разработаны выдающимися отечественными учёными, военными инженерами Фроловым М.М. и Боресковым М.М., акад. Мельниковым Н.В., Лаврентьевым М.А., Садовским М.А., Харитоном Ю.Б., Седовым Л.И., Ржевским В.В., Трубецким К.Н., Шемякиным Е.И., проф. Баумом Ф.А., Беляевым А.Ф., Власовым О.Е., Вовк А.А., Демидюком Г.П., Ляховым Г.М., Покровским Г.И., Родионовым В.Н., Сухановым А.Ф., Ханукаевым А.Н. и их учениками. В этой же связи необходимо отметить видных зарубежных исследователей - Нобеля А., Атчисона Т.К., Густафссона Р., Дюваля В.Ж., Кука М.А, Лангефорса У., Олофссона С.О., Перссона П.А., Хино К., Холмберга Р. и др.

Для совершенствования физико-технических основ оптимизации буровзрывных технологий разрушения горных пород большое значение имеют исследования механических эффектов промышленных взрывов в трудах акад. РАН Адушкина В.В., проф. Баранова Е.Г., Барона Л.И., Белина В.А., Боровикова В.А., Викторова С.Д., Гончарова С.А., Друкованного М.Ф., Казакова Н.Н., Крюкова Г.М., Кутузова Б.Н., Мосинца В.Н., Репина Н.Я., Тарасенко В.П., Щукина Ю.Г. и других отечественных учёных.

В настоящее время основу интенсифицированных буровзрывных технологий в горном деле составляет короткозамедленное взрывание (КЗВ) многорядных систем скважинных и шпуровых зарядов промышленных ВВ, осуществляемое в условиях уступной разработки горных пород. Весьма важные экспериментальные и теоретические исследования, посвященные взрывному дроблению горных пород в условиях уступной отбойки, выполнены проф., д.т.н. Анистратовым Ю.И., Бароном В.Л., Калашниковым А.Т., Мец Ю.С., Одинцевым В.Н., Рубцовым В.К., Рубцовым С.К., Сенук В.М., Тангаевым И.А., к.т.н. Азарковичем А.Е., Гильмановым Р.А.

Значительный вклад в совершенствование и внедрение взрывных технологий принадлежит специалистам-взрывникам: инж. Ассонову В.А., Багдасарову А.Г., Давыдову С.А., Попову Г.П., Страусману Р.Я., Цейтлину Я.И.

Наиболее надёжной основой для дальнейшего развития аналитической базы буровзрывной технологии являются изучение зон взрывного разрушения в крепких горных породах, установление закономерностей формирования грансостава взорванной горной массы, разработка более совершенной математической модели взрывного дробления горных пород. Решение данных задач применительно к условиям многорядного короткозамедленного взрывания позволяет уточнить зависимость степени дробления от параметров БВР и показателей физико-технических свойств пород, а также усовершенствовать методику расчёта параметров БВР на заданное дробление.

Как уже было отмечено, повышение требований к сохранности законтурного массива и качеству оформляемых бортов, сопровождавшее увеличение глубины карьеров и профильных горно-строительных выемок, привело к внедрению технологии контурного взрывания. Наиболее существенные аспекты контурного взрывания были рассмотрены в работах Холмса Д.К., Пэйна Р.С., Кларка Х.И., Давыдова С.А., д.т.н. Боровикова В.А., к.т.н. Граура М.И., Фещенко А.А., д.т.н. Фокина В.А. и других исследователей. Однако до сих пор имеет место недооценка действия взрывов на законтурный массив. Даже при наличии щелевого экрана, воздействие скважинных зарядов рыхления способно приводить к раскрытию природных трещин, необратимым межблочным подвижкам и снижению устойчивости оформляемых откосов. Поэтому при профилировании бортов карьеров и откосов ответственных горно-строительных выработок необходимо осуществлять щадящее взрывание в предконтурных зонах.

В соответствии с изложенным выше в диссертации были поставлены следующие основные научные задачи:

1. Систематизация, экспериментальное изучение и аналитическая оценка зон взрывного разрушения в скальных горных породах.

2. Деформационное зонирование взрываемых уступов (выделение типичных зон, отличающихся характером взрывного нагружения и интенсивностью дробления); определение относительной степени дробления породы в отдельных зонах.

3. Установление закономерности формирования механического (гранулометрического) состава горной массы при взрыве многорядной системы скважинных зарядов ВВ в естественном массиве горных пород

4. Экспериментальное исследование и обобщение зависимости диаметра среднего куска взорванной массы от параметров зарядов и показателей физико-технических свойств горных пород.

5. Разработка эффективной математической модели дробления горных пород многорядными короткозамедленными системами скважинных зарядов ВВ, детерминированной на основе деформационного зонирования, позволяющей выполнить уточнённую прогнозную оценку грансостава взорванной горной массы.

6. Разработка классификации массивов горных пород по взрываемости в условиях уступной отбойки.

7. Исследование условий надёжности и безопасности многорядного короткозамедленного взрывания скважинных зарядов ВВ, предотвращающих их отказы.

8. Обоснование технологии буровзрывных работ в условиях уступной отбойки горных пород с учётом требуемой степени дробления.

9. Обоснование технологии щадящего взрывания, позволяющей обеспечить сохранность массива горных пород за пределами взрываемого объёма.

10. Совершенствование методов оперативной оценки грансостава.

При решении этих задач в качестве основных методов исследования использовались:

- анализ и обобщение результатов предшествующих исследований по литературным источникам и патентным разработкам;

- изучение практики и критический анализ результатов взрывных работ в горном деле и промышленном строительстве;

- экспериментальные исследования в лабораторных и производственных условиях;

- аналитический и графоаналитический методы определения рациональных параметров БВР;

- технико-экономический анализ и сопоставление технологических вариантов ведения взрывных работ.

При обработке эмпирического материала использовались методы математической статистики.

2. Систематизация, экспериментальное исследование и аналитическая оценка размеров зон взрывного разрушения в массивах скальных пород.

Взрыв заряда ВВ вызывает необратимые деформации и разрушения в массиве горных пород, уменьшающиеся с удалением от очага взрыва. В порядке удаления от очага взрыва в общем случае выделяются:

- Зона измельчения (…“смятия”, “раздавливания”, “мелкодисперсного дробления”), образующаяся на контакте породы с зарядом, в которой под воздействием большого сжимающего напряжения происходит смятие и диспергирование породы на частицы размером в доли мм;

- Зона дробления, образуемая многочисленными трещинами различной ориентации, возникающими за пределами зоны измельчения под воздействием тангенциальных и полярных растягивающих напряжений, напряжений сдвига и радиальной разгрузки массива; эта зона характеризуется полной фрагментацией естественного массива, разделением его на куски горной массы.

- Зона трещинообразования, образуемая единичными протяженными трещинами преимущественно радиального направления, развивающимися за пределами зоны дробления под воздействием растягивающих напряжений.

В существующих моделях взрывного разрушения горных пород (рис. 1а, б) зона трещинообразования примыкает к зоне упругих деформаций.

Учитывая естественную трещиноватость массивов скальных горных пород, их блочную структуру, целесообразно дополнить существующую модель взрывного деформирования пород зоной остаточных межблочных подвижек, характеризующейся необратимым раскрытием естественных трещин и сдвигом естественных отдельностей относительно друг друга под влиянием взрывных волн. За пределами зоны подвижек простирается зона упругих деформаций. скважинный карьер горный

Первые три из названных зон разрушения, неоднократно рассматривались в работах отечественных и зарубежных исследователей. Понятие же о зоне остаточных межблочных подвижек, как весьма значимой самостоятельной области необратимых деформаций при взрывных работах, до сих пор не получило признания. Между тем размеры именно этой зоны определяют границы структурного ослабления массивов, в которых заметно изменяются его деформационно-прочностные характеристики и проницаемость. Например, по данным ВНИМИ, сцепление по естественным трещинам уменьшается в несколько раз, коэффициент внутреннего трения также снижается, коэффициент фильтрации возрастает на два порядка и более. Это явление необходимо учитывать в целом ряде случаев при оформлении бортов карьеров и строительных выработок, добыче природного камня и в других ситуациях.



Рис. 1. Зоны взрывного разрушения в массиве скальных горных пород: а- по проф. Покровскому Г.И., б- по проф. Родионову В.Н., в- предлагаемая схема (с учётом естественной структуры массива)

Размеры зон взрывного разрушения в массиве горных пород.

Существующие аналитические оценки пока не позволяют осуществить достаточно точный расчёт размеров зон взрывного разрушения при взрыве скважинных зарядов ВВ, поэтому для уточнения размеров зон измельчения, дробления, трещинообразования и разупрочнения при взрыве колонковых зарядов ВВ были выполнены эксперименты на физических моделях из блоков железистых кварцитов Лебединского карьера (КМА). Общий вид взорванного блока после зачистки песчано-цементной обоймы отражён на рис. 2. Основные параметры и результаты моделирования представлены в табл. 1. Для оценки зоны взрывного разупрочнения железистых кварцитов в модельных экспериментах в соответствии с методикой работ были выполнены измерения скорости УЗК и предела прочности на растяжение на различных расстояниях от взорванных зарядов. С удалением от очага взрыва скорость продольных волн монотонно нарастает до значения, характеризующего ненарушенный взрывом монолитный образец (4-4,5 км/с).

Рис. 2. Взорванный блок после зачистки песчано-цементной обоймы

Таблица 1. Основные параметры и результаты модельных взрывов

Наименование параметров	Един. измер.	Величина
Прочность образцов на одноосное сжатие	МПа	190
То же на растяжение	Мпа	13
Диаметр заряда	мм	8
Масса заряда (ТЭН)	г	2,4
Длина заряда	В диаметрах	6,5
Линейная плотность заряда	г/см	0,47
Плотность заряжания	г/см3	0,91
Радиусы зон: - измельчения - разупрочнения - дробления - трещинообразования	В радиусах заряда	1,8 2,6 10 38

Предельная прочность образцов на растяжение определялась с помощью механического индикатора прочности камня Т-3, разработанного инж. Тимченко Н.К., по величине усилия, необходимого для раскола испытываемого образца неправильной формы между 2 соосными твёрдосплавными инденторами.

Размеры зон трещинообразования и межблочных подвижек определялись в натурных условиях при производстве промышленных и экспериментально-промышленных взрывов на строительстве гидротехнических сооружений и в карьерах природного камня. Для диагностики зон взрывного разрушения помимо визуальных наблюдений использовались средства ультразвукового контроля.

На рис. 3 приведен фрагмент зон интенсивного дробления и трещинообразования, зафиксированный на откосе гранитного уступа в процессе экскаваторной отработки.

Рис. 4 иллюстрирует характер межблочных подвижек в гранитном массиве при взрыве скважинных зарядов диаметром 150 мм.

Критерии разрушения и аналитические выражения для оценки размеров соответствующих зон взрывного разрушения представлены в табл. 2.

Рис. 3. Фотоснимок зоны дробления и трещинообразования на откосе уступа в крупноблочных гранитах (диаметр заряда 150 мм)



Рис. 4. Характер межблочных подвижек в крупноблочном гранитном массиве при взрыве скважинных зарядов в приконтурной зоне водосбросного сооружения

Таблица 2. Размеры зон взрывного разрушения горных пород скважинными зарядами ВВ

Наименовние зоны	Граничные условия	Расчётные формулы	Диапазон изменения
Зона измельчения	(1)	(1а)	(1-2)d
Зона дробления	(2) ;	(2а)	(4-8)d
Зона трещинообразования	(3)	(3а)	(15-30)d
Зона межблочных подвижек	(4)		(60-130)d

Здесь ус, ур, ф и [ус], [ур], [ф] - напряжения сжатия, растяжения, сдвига и их предельные (критические) значения соответственно, Па; ?, е - плотность заряжания, кг/м3, и относительная мощность (работоспособность) ВВ, определённая по теплоте взрыва; µ - коэффициент Пуассона горной породы; - амплитуда массовой скорости смещения частиц на фронте сейсмовзрывной волны и ее предельное (критическое) значение, м/с; Со, Ср - скорость распространения УЗК в отдельности горной породы и в массиве, м/с; г - объёмный вес породы, кг/м3; de - осредненный размер блока в массиве горных пород, м; Q - общая масса заряда ВВ, кг; lo-относительная (в диаметрах заряда) длина заряда; кэ- коэффициент, учитывающий наличие либо отсутствие щелевого экрана; при наличии контурной щели предварительного откола кэ=0,5, при отсутствии - кэ=1; в=[уp]/[уc].

На рис. 5 отражена зависимость размеров зон взрывного дробления, трещинообразования и межблочных подвижек от крепости горных пород, диаметра и глубины расположения скважинных зарядов.

Представленные выше исследования послужили основой 1-го научного положения диссертации.



Рис. 5. Зависимость радиусов зон взрывного дробления (а), трещинообразования (б) и межблочных подвижек (в) от крепости горных пород, диаметра заряда ВВ, глубины заложения заряда и блочности массива (г=2700кг/м3, С=(3…4)103м/с, µ=0,25, [ус]/[ур] = 1/в= 14,6, с=(1…3)105 Па, ц=100, tg ц=0,18). II, IV - категории трещиноватости массива по МВКВД

Деформационное зонирование взрываемых уступов.

Выполненная выше оценка размеров зон взрывного разрушения, формируемых в массиве горных пород единичными колонковыми зарядами ВВ, позволяет осуществить анализ особенностей действия взрыва многорядных систем скважинных зарядов в различных участках разрабатываемого уступа и выделить в нём зоны, различающиеся по исходной трещиноватости породы и условиям нагружения (деформирования) при взрыве. Интенсивность дробления породы в таких деформационных зонах, как показывают модельные и натурные эксперименты, существенно различается.

Типичные условия уступной отбойки, отражённые на рис. 6, характеризуются наличием нескольких (как правило, двух) наклонных боковых поверхностей откосов, что в большинстве случаев позволяет реализовать безврубовые схемы взрывания.

Рис. 6. Схема расположения деформационных зон при уступной отбойке горных пород скважинными зарядами ВВ

При взрыве скважинных зарядов ВВ в толще уступа на уровне зарядных колонок образуются локальные зоны интенсивного дробления (зоны 1 на рис.6), приуроченные к зонам измельчения и дробления пород взрывом отдельных скважинных зарядов, и зоны трещинообразования (зоны 2).

Характерной особенностью уступной отбойки является наличие во взрываемой толще горных пород зоны, разупрочнённой предшествующими взрывами при отработке вышележащего уступа, имеющей изменённую ("наведенную") трещиноватость и повышенное раскрытие естественных трещин (зона 3 на рис. 6).

Наведенная трещиноватость представляет элемент наследственности взрываемого полигона.

В верхней части уступа, между слоем породы, нарушенным взрывом зарядов в перебуре, и верхним уровнем зарядных колонок расположен слой пород, не испытывающий при взрыве интенсивного воздействия и разрушающийся в основном на естественные отдельности (зона 4).

Весьма специфичной по условиям взрывного деформирования является приоткосная зона (зона 5 на рис. 6), в которой горная порода разрушается в основном напряжениями растяжения при трансформации волны сжатия в волну растяжения.

При использовании скважинных зарядов, рассредоточенных инертными промежутками, формируется ещё одна зона пониженного взрывного воздействия, расположенная на уровне инертных промежутков. При обосновании рациональных параметров БВР и при прогнозной оценке степени дробления взорванной горной массы необходимо учитывать как наследственные изменения в естественной структуре массива, так и деформационные особенности охарактеризованных выше локальных зон. Аналитическая оценка относительных объёмов деформационных зон представлена в табл. 3.

Таблица 3. Аналитическая оценка относительных объёмов деформационных зон

NN зон	Наименование зон	Относительный объём зон
		По параметрам сетки скважин	По удельному расходу ВВ
1	Интенсивного дробления	(5)	(5а)
2	Трещинообразо-вания
3	Приповерхностная	(7)
4	Пассивной фрагментации	(8)
5	Приоткосная	(9)	(9а)
6	Промежуточная	(10)

Условные обозначения, принятые в таблице:

r - радиус зоны интенсивного дробления, h - высота уступа, a, b - соответственно расстояние между скважинами в ряду и между рядами скважин,

lп, lзб, lз - соответственно глубина перебура, величина забойки и длина заряда, n - количество рядов скважинных зарядов, lпр - величина инертного промежутка (для рассредоточенных зарядов), q - удельный расход ВВ.

В табл. 4 приведены значения степени дробления горной массы в каждой из охарактеризованных выше деформационных зон, определенные по результатам модельных и промышленных экспериментов и индексы относительного дробления (за 1 принят индекс дробления в зоне трещинообразования).

Таблица 4. Относительные диаметры средних кусков взорванной горной массы

Индексы деформационных зон (n)	1	2	3	4	5	6
Степень дробления (i=de/dс)	25	3,1	3,4	1,9	2,3	2,4
Относит. диаметр среднего куска (kn=i2/in=dcn/dc2)	0,12	1	0,9	1,75	1,46	1,38
Относительная степень дробления (io=in/i2)	8,33	1	2,44	0,57	0,68	0,72

Таким образом, при короткозамедленном взрывании многорядных систем скважинных зарядов во взрываемом уступе формируется не менее 4 специфичных деформационных зон, различающихся по степени дробления горных пород; конечный гранулометрический состав взорванной массы является результатом сложения зональных грансоставов, а средний размер кусков горной массы в общем развале определяется суммой их средних зональных размеров, взвешенных по относительным объёмам соответствующих зон.

; (11)

, (12)

где dc , d50 - средний и медианный (cоответственно) размеры кусков в общем развале горной массы;

dс1 , ….dс6 - средние размеры кусков горной массы в с-д зонах;

…. - медианные размеры кусков горной массы;

V1 , V2 , …V6 - относительные объемы горной массы из 1….6-й зон в их общей смеси (в долях единицы).

На основании исследования результатов деформационного зонирования взрываемого уступа сформулировано 2-е научное положение.

3. Исследование дробления горных пород при уступной взрывной отбойке. В существующей технологии буровзрывной подготовки массивов горных пород к выемке доминирует многорядное короткозамедленное взрывание скважинных зарядов в условиях уступной отбойки.

Зависимость грансостава горной массы от показателей физико-технических свойств горных пород и параметров БВР

Экспериментальное изучение процессов взрывного разрушения горных пород и обобщение полученных результатов позволяет выделить следующие основные природные факторы и технологические параметры, существенно влияющие на степень взрывного дробления горных пород: трещиноватость (блочность) взрываемого массива, крепость взрываемых пород и их объёмный вес, диаметр заряда, удельный расход ВВ. Поэтому средний размер куска горной массы, определяющий интенсивность взрывного дробления, может быть представлен в виде степенного одночлена:

 , (13)

где f, de, г, d, q - коэффициент крепости пород по проф. Протодъяконову М.М., средний размер блока в массиве, объёмный вес породы, диаметр заряда, удельный расход ВВ соответственно; б, в, и, д, л- показатели степени; к- коэф. пропорциональности.

Для определения показателей степени и коэффициента, к, в параметрическом комплексе (13) выполнен анализ результатов 85 экспериментально-промышленных взрывов на строительстве основных сооружений Хантайской и Колымской ГЭС, гидроузла Хоабинь (СРВ), а также в карьерах ПО “Уралмрамор”, ОАО “Лебединский ГОК”, “Стойленский ГОК”, “Карельский окатыш”, ООО “Карбонат”.

Зависимость грансостава горной массы от удельного расхода ВВ.

Удельный расход ВВ является наиболее эффективным средством управления степенью дробления горных пород, определяющим стоимостные параметры буровых и взрывных работ. С учётом же существенного влияния грансостава горной массы на производительность выемочно-погрузочного, транспортного и дробильного оборудования удельный расход ВВ в значительной мере определяет и эффективность всего горнотехнологического комплекса.

В настоящее время наиболее обоснованной считается гиперболическая зависимость диаметра среднего куска взорванной горной массы от удельного расхода ВВ в виде .

Однако в оценке показателя степени л существуют значительные расхождения - его величина, по данным отечественных и зарубежных исследователей, изменяется от 0,5 (Мец Ю.С.) до 2,9 (А. Рустан, Швеция). Поэтому в упомянутых выше промышленных экспериментах было обращено особое внимание на точность измерения основных результатов взрывного дробления пород.

На рис. 7 приведена зависимость диаметра среднего куска взорванной массы dc от удельного расхода ВВ q, по результатам промышленно-экспериментальных взрывов скважинных зарядов диаметром 110-220 мм в гранитных массивах III- IV категорий трещиноватости крепостью f=12-14.

Анализ полученных результатов с использованием программы Excel позволяет установить зависимость осреднённого размера куска взорванной горной массы от удельного расхода ВВ в виде:

. (14)

(Достоверность аппроксимации при этом составляет R2=0,77).

Таким образом, в выражении (13) можно принять л=-1, при этом dc~1/q.

Рис. 7. Зависимость диаметра среднего куска взорванной массы dc от удельного расхода ВВ q в гранитах III- IV категорий трещиноватости, f=12…14

Зависимость диаметра среднего куска взорванной массы от диаметра заряда.

На рис. 8 отражен анализ результатов экспериментально-промышленных взрывов на строительстве основных сооружений Колымской ГЭС в крупноблочных гранитах с использованием скважинных зарядов ПВВ диаметром 89, 105, 150 и 220 мм.

Рис. 8. Зависимость диаметра среднего куска взорванной горной массы от диаметра скважинных зарядов по результатам экспериментально промышленных взрывов в крупноблочных гранитах крепостью f =12-14

При этом рассматривалась усечённая выборка по массовым взрывам с удельным расходом ВВ, изменявшимся в сравнительно небольшом диапазоне от 0,9 до 1,1 кг/м3 (в целях исключения влияния данного параметра).

В соответствии с данным анализом:

( R2=0,84) . (15)

Влияние трещиноватости (блочности) массивов горных пород на степень взрывного дробления.

Трещиноватость горных массивов и крепость слагающих их пород являются самыми существенными природными факторами, влияющими на формирование грансостава взорванной горной массы в условиях уступной отбойки. Причём трещиноватость массивов играет приоритетную роль.

Для количественной оценки трещиноватости скальных массивов используется осреднённый размер естественной отдельности (диаметр средней отдельности) de , принимаемый равным среднему расстоянию между трещинами.

Для определения влияния трещиноватости массива на взрывное дробление горных пород и удельный расход ВВ рассмотрены данные типовых проектов БВР по железорудным карьерам КМА, Кольского п-ва и Урала, разрабатывающих породы с коэффициентом крепости по М.М. Протодъяконову 8-20, объёмным весом 3,2-3,7 т/м3, на уступах высотой 15 м с использованием скважинных зарядов диаметром 250-270 мм (табл. 5). Диаметр среднего куска горной массы находится в диапазоне 300-400 мм.

Обработка данных табл. 5 для наиболее значимого диапазона пород II-IV категорий с использованием программы Exсel (рис. 9) позволяет аппроксимировать указанную зависимость уравнением:

, (R2=0,83) . (16)

Таким образом, в выражении (13) для dc следует принять в=0,5.

Влияние крепости горных пород на интенсивность их взрывного дробления при уступной отбойке.

Для оценки влияния крепости горных пород на степень их взрывного дробления целесообразно рассмотреть зависимость удельного расхода ВВ от коэффициента крепости пород по проф. Протодъяконову М.М. На рис. 10 приведена зависимость нормативного расхода ВВ на разрыхление скальных пород скважинными зарядами диаметром 105-243 мм при высоте уступа 8-14 м от крепости пород по СНиП и ГЭСН 81-02-03-2001, отражающего практику многорядного короткозамедленного взрывания горных пород.

В аналитической форме зависимость q(f) может быть выражена уравнением:

, кг/м3, (R2=0,97). (17)

Таким образом, в соответствии со структурой выражения (13):

(18)

Таблица 5. Зависимость удельного расхода ВВ (граммониты 79/21, -81/19) от трещиноватости взрываемых массивов по железорудным карьерам РФ

№ п/п	Наименование карьера (породы)	f	Удельный расход ВВ, кг/м3
			Категории трещиноватости пород (de , м)
			I (0,05м)	II (0,3м)	III (0,75м)	IV (1,25м)	V (2,5м)
1	Михайловский (ж. кварциты)	10-18	0,5-0,8	0,8-1	1-1,2	1,2-1,3	1,4
2	Лебединский (ж. кварциты)	12-18	-	(1,4)	(1,6-1,7)	(1,8-1,9)	(>1,9)
3	Стойленский (ж. кварциты)	12-18	0,6	0,9	0,9-1	1-1,3	1,4-1,8
4	Костомукшский (ж. кварциты)	8-16	-	0,6	0,6-0,8	0,8-1	1-1,2
5	Ковдорский(магне-титы,ийолиты)	6-18	-	0,6	0,6-0,7	0,7-1	1-1,2
6	Оленегорский (ж.кв., гранито-гнейсы, габбро)	6-18	-	0,7	0,8-1	1-1,2	1,2-1,4
7	Качканарский (пироксенит)	12-18	0,82	0,96	1,2	1,38	1,51



Рис. 9. Зависимость удельного расхода ВВ от осреднённого размера блока в массиве по данным типовых проектов БВР железорудных карьеров (табл. 5)

Рис. 10. Зависимость нормативного удельного расхода ВВ от крепости горных пород по ГЭСН 81-02-03-2001(и СНиП)

Влияние объёмного веса взрываемых пород на интенсивность дробления.

Для оценки величины показателя степени и при объёмном весе пород в (13), можно сравнить удельные расходы ВВ, обеспечивающие одинаковую степень дробления гранитов (г=2,6 т/м3) и железистых кварцитов ЛГОК (г=3,7 т/м3). Сравнение параметров БВР для близких по трещиноватости массивов на указанных объектах приведено в табл. 6 (выборка выполнена для скважинных зарядов диаметром 220-250 мм, высоты уступа 15 м, среднего диаметра куска 350 мм).

Таблица 6. Влияние объёмного веса горных пород на удельный расход ВВ

Наименование породы	Об. вес,г т/м3	Уд. расход ВВ, q, кг/м3
		III	IV	V
Граниты Железистые кварциты	2,6 3,7	0,94 1,1	1,06 1,25	1,14 1,35
Параметр и	0,45	0,48	0,47

В соответствии с выполненным в табл. 6 сравнением показатель степени и принимается равным и =0,5.

Таким образом, в уравнении (13) …….. (19)

Результаты анализа экспериментальных исследований, приведенные выше, позволяют конкретизировать обобщенный параметрический комплекс (13), выражающий зависимость диаметра среднего куска взорванной горной массы от параметров БВР и физико-технических свойств горных пород в виде:

, (20)

где к-коэффициент пропорциональности; в зависимости от соотношения деформационных зон (их относительных объёмов) к=0,09…0,11; модальное значение, определённое по результатам экспериментально-промышленных взрывов, к=0,1.

Таким образом, соотношение (20) для среднего диаметра куска взорванной горной массы примет вид:

. (21)

В соответствии с (21), удельный расход ВВ, обеспечивающий заданный осреднённый размер куска взорванной горной массы, составляет

. (22)

Необходимо отметить, что формулы (21) и (22) не учитывают высоту взрываемого уступа, количество рядов скважин и другие элементы деформационного зонирования, оказывающие влияние на степень дробления, поэтому их следует рассматривать как обобщённые зависимости, определяющие модальные значения dc и q. Тем не менее точность расчётов по этим формулам существенно превосходит точность расчётов по аналогичным формулам, используемым в настоящее время при проектировании БВР. По результатам данных исследований сформулировано 3-е научное положение.

Математическая модель взрывного дробления горных пород

Совершенствование инженерных расчётов при разработке математического обеспечения САПР и АСУ, связанных с проектированием и управлением БВР, осуществляется на основе предварительной разработки соответствующей математической модели взрывного дробления горных пород. Качество такой модели оказывает существенное влияние на качество последующих расчётов, в частности на точность прогнозных оценок грансостава горной массы и надёжность определения рациональных параметров БВР.

В диссертации выполнен анализ существующих моделей взрывного дробления горных пород. В том числе модели, разработанной в 1968 г. д.т.н. Рубцовым В.К., модели Куннингэма В.Б. (ЮАР, 1987 г.), получившей название "Kuz-Ram" (Кузнецов В.М.-Раммлер), и "SAROBLAST", разработанной шведскими учёными Очтерлони Ф. и Холмбергом Р. в 1988 г. Данные модели реализованы при разработке программного обеспечения соответствующих САПР и АСУ. Модель "Kuz-Ram" использована в компьютерных программах американской компании "Presigen Blasting Service", "SAROBLAST" реализована в пакете прикладных программ фирмы "Dyno-Nobel". Общим недостатком существующих моделей взрывного дробления горных пород является их значительная физическая незавершенность и искажённость, отрицательно влияющая на точность результатов расчёта параметров БВР и прогнозных оценок грансостава.

В диссертации разработана математическая модель взрывного дробления горных пород скважинными зарядами ВВ, основанная на частном значении распределения Вейбулла для интегральной функции грансостава, установленной выше зависимости (21) и деформационном зонировании.

Предложенная модель (рис. 11), позволяя учитывать деформационные зоны взрываемого участка массива, даёт возможность оценить влияние высоты уступа, количества рядов скважин, размеров инертного промежутка (при рассредоточенной конструкции зарядов), ряда ситуационных и наследственных факторов, не учитываемых в формуле (21), что обеспечивает высокую точность прогнозирования грансостава по фактическим параметрам БВР.

Математическая модель взрывного дробления горных пород представляет 4-е научное положение.

Классификация массивов горных пород по взрываемости.

Критерий взрываемости массивов горных пород при уступной отбойке определяется совокупностью характеристик их физико-технических свойств, оказывающих существенное влияние на интенсивность дробления. В соответствии с (21) он принимается в виде:

(23)

В инженерной практике при количественной оценке взрываемости массивов горных пород принято использовать расчётный («эталонный») удельный расход ВВ, , который для фиксированных условий взрывания обеспечивает одинаковый средний размер куска горной массы. В этой связи для оценки взрываемости массивов горных пород целесообразно использовать такой удельный расход ВВ, который при многорядном КЗВ скважинных зарядов диаметром 250 мм на уступах высотой 10-15 м обеспечивает средний размер куска горной массы dс=250…300 мм. При этом минимальный размер негабарита, соответствующий его 2 %-ному выходу, равен dн=d-98=4dc=1000…1200 мм.

(24)

Анализ полученного выражения показывает, что расчётные значения qэ для реальных массивов горных пород находятся в диапазоне 0,12…2 кг/м3.



Рис. 11. Математическая модель взрывного дробления массивов горных пород скважинными зарядами ВВ с учётом деформационного зонирования

В табл. 7 представлена предлагаемая классификация массивов горных пород по взрываемости, в табл. 8 - её графическая интерпретация.

Таблица 7. Классификация массивов горных пород по взрываемости

Категория	Наименование массивов	В	qэ , кг/м3
I II III IV	Легковзрываемые Средневзрываемые Трудновзрываемые Весьма трудновзрываемые	<1,6 1,6-3,2 3,21-4,8 >4,8	<0,4 0,4-0,8 0,81-1,2 >1,2

Таблица 8. "Эталонный" удельный расход ВВ и взрываемость массивов горных пород (г=2,6 т/м3, d=250 мм, QВВ=1000 ккал/кг, dc=0,25 м, dн=1м)

Катег. трещ-сти	Расст. между трещина-ми, м	Ср.разм блока м	Группа грунтов по СНиП
			4	5	6	7	8	9	10	11
			Коэффициент крепости, f
			2	3	4-5	6-7	8-10	11-13	14-18	>18
1	<0,1	0,05	0,12	0,14	0,18	0,19	0,2	0,21	0,24	0,26
2	0,1-0,5	0,3	0,3	0,35	0,39	0,43	0,47	0,50	0,58	0,62
3	0,5-1,0	0,75	0,4	0,5	0,6	0,7	0,75	0,80	0,9	1,0
4	1,0-1,5	1,25	0,6	0,7	0,8	0,9	1,0	1,1	1,2	1,3
5	>1,5	(2,0)	0,7	0,9	1,05	1,2	1,3	1,4	1,6	1,7

4. Обоснование рациональных параметров БВР в условиях многорядного короткозамедленного взрывания массивов горных пород

Разработанная в диссертации методика расчёта основных параметров БВР при многорядном короткозамедленном взрывании скважинных зарядов отражена в обобщённом виде в табл. 9. Определение величины интервалов замедлений при короткозамедленном взрывании в условиях уступной отбойки. Раздельное инициирование скважинных зарядов упорядоченными группами через определенные интервалы времени позволяет снизить сейсмические нагрузки на массив горных пород и улучшает качество дробления и рыхления пород.

При этом быстротечный характер взрывного нагружения и деформирования массива ограничивает интервал замедлений определенной величиной, превышение которой приводит к подбою соединительных линий внутрискважинной взрывной сети, отказам зарядов и ухудшению условий безопасности работ. В «Технических правилах ведения взрывных работ на дневной поверхности» интервалы замедлений при КЗВ скважинных зарядов рекомендуется определять по формуле:

, мс, (25)

где А - коэффициент; A=3…6, в зависимости от крепости пород; w - ЛНС, м.

Недостатком формулы (25) является независимость интервала замедлений от диаметра заряда - основного параметра скважинного заряда, определяющего динамику деформаций (в том числе межблочных подвижек) в приповерхностной зоне массива.

По результатам промышленных взрывов, выполненных на строительстве Хоабиньского г/у (СРВ) в базальтовых порфиритах, диабазах, кластолавах и лавобрекчиях с коэффициентом крепости f = 12-16 (по Протодьяконову М.М.), в массивах мелко- и крупноблочной структуры, получена эмпирическая зависимость, отражающая влияние диаметра заряда и интервала замедления на минимально допустимое по подбою ДШ расстояние между смежными скважинными зарядами, инициируемыми с короткими замедлениями:

, (26)

где d - диаметр скважинного заряда, м; t -номинальный интервал замедления, мс.

Таким образом безопасный по подбою внутрискважинной взрывной сети интервал замедления составляет: . (27)

Соотношение (27), вошедшее в «Технические правила ведения взрывных работ в энергетическом строительстве», составляет 5-е научное положение.

5. Обоснование технологии щадящего взрывания в приконтурных зонах долговременных бортов карьеров и горно-строительных выработок

При открытой разработке месторождений полезных ископаемых и крупномасштабном промышленном строительстве одной из основных проблем является обеспечение устойчивости долговременных бортов карьеров и горно-строительных выработок.

В зависимости от горно-геологических условий, способа вскрытия, высоты бортов, конструктивных особенностей строительных выработок углы наклона долговременных бортов изменяются в диапазоне 35 - 65о. Углы откосов отдельных уступов достигают 90о (откосы порталов туннелей, откосы уступов в нижней части карьеров).

По данным ВНИИМИ, значительное уменьшение сцепления горных пород в радиусе 15-20 м, т.е. в зоне необратимых межблочных подвижек, формирующейся при существующей технологии БВР, приводит к снижению расчётных углов погашения уступов и выполаживанию бортов карьеров на 10-25о (с 60-65о до 35-50о), что вызывает необходимость выполнения значительных дополнительных объёмов вскрышных и горно-строительных работ, , составляющих в расчёте на 1 м протяжённости борта:

, м3/м , (28)

где H- глубина карьера на конец разработки, м.

В этой связи весьма актуальной становится разработка и внедрение щадящей технологии БВР, снижающей отрицательное воздействие взрывов на массив горных пород.

В отечественной практике в большинстве случаев используется 2-ярусное профилирование контурных откосов, когда на предельном контуре объединяются два погашаемых уступа высотой 10-15 м. Данная схема обусловлена прежде всего максимальной глубиной бурения у применяемых буровых станков. При соответствующей модернизации буровых станков c увеличением глубины бурения до 45-60 м на ряде карьеров успешно реализованы схемы 3- и 4-ярусного профилирования контурных откосов, позволяющие укрупнить бермы безопасности и, как правило, увеличить общий угол наклона бортов.

Обычная технология БВР способна обеспечить долговременную устойчивость бортов лишь при сравнительно малых углах их наклона, как правило, не превышающих 30о. При углах наклона борта свыше 30о возникает необходимость применения щадящего взрывания в приконтурных зонах определённой ширины.

Наиболее эффективными способами снижения воздействия взрыва скважинных зарядов на массив при щадящем взрывании являются: уменьшение диаметра взрывных скважин, отказ от котловых расширений скважин 2-го и последующих рядов, увеличение длины забойки предконтурных зарядов рыхления, применение наклонных предконтурных скважин, снижение удельного расхода ВВ, ограничение предельной мощности одновременно взрываемых зарядов ВВ; снижение общей массы зарядов, взрываемых на одну ступень замедления, использование диагональных схем короткозамедленного взрывания (КЗВ) с увеличенными интервалами замедлений и поскважинных схем, реализация методов контурного взрывания (главным образом - защитное экранирование массива с помощью предварительного щелеобразования).

Снижение удельного расхода ВВ и увеличение длины забойки предконтурных скважин приводят к увеличению диаметра среднего куска взорванной горной массы. Поэтому при отработке приконтурных зон целесообразно планировать уменьшение производительности выемочно-погрузочных механизмов на 10-15 %.

Общая трудоёмкость горных работ и удельные затраты на 1 м3 взорванной массы в приконтурных зонах возрастают на 15-20 %, что определяет целесообразность научно обоснованной минимизации объёмов данных работ.

Определение рациональной ширины зон щадящего взрывания при оформлении долговременных бортов карьеров и строительных выработок.