Содержание к диссертации
Введение
1. Современное состояние и изученность процесса образования вторичного разубоживания. цель и задачи исследования
1.1. Современное состояние вопроса 9
1.2. Анализ ранее проведенных исследований 10
1.3. Цель и задачи исследований 25
2. Метод разработки комплексной модели процесса формирования вторичного разубоживания
2.1. Общие методические положения по созданию модели вто- ричного разубоживания на основе длительной прочности пород 27
2.2. Методы проведения исследований 36
2.2.1. Исследование напряженно-деформированного состояния бортов очистного пространства 36
2.2.2. Методика обработки геолого-маркшейдерских данных для анализа процесса отслоений 39
2.2.3. Анализ первичного разубоживания и оценка его связи с вторичным 44
2.2.4. Методы проведения натурных исследований 51
2.2.5. Выводы 53
3. Оценка параметров, влияющих на вторичное разубоживание
3.1. Анализ напряженно-деформированного состояния бортов очистного пространства 56
3.1.1. Модули упругости массива 56
3.1.2. Мощность зоны измененных пород 60
3.1.3. Высота очистного забоя 63
3.1.4. Мощность жилы и выемочная мощность 65
3.1.5. Надштрековый и внутри блоковый целики 67
3.1.6. Угол падения рудного тела 70
3.2. Анализ факторов, определяющих прочность бортов очистного пространства 73
3.2.1. Прочность массива 73
3.2.2. Угол падения трещин 78
3.2.3. Длительная прочность пород 82
3.2.4. Интенсивность очистных работ 84
3.2.5. Крепление бортов очистного пространства 87
3.3. Анализ влияния взрывных работ 91
3.4. Выводы 100
4. Внедрение методики прогнозирования вторичного разубоживания для систем с магазинированием руды 104
4.1. Определение исходных параметров и зависимостей уеловий рудников Калангуйского ГТШК 104
4.1.1. Определение зоны дробления 104
4.1.2. Оценка взаимосвязи между первичным и вторичным разубоживанием 112
4.1.3. Определение параметров модели отслоений 119
4.2. Опытно-промышленные испытания и внедрение мероприятий по снижению вторичного разубоживания 128
4.2.1. Инструкция по нормированию потерь и разубоживания на рудниках Калангуйского ПШК 128
4.2.2. Расчет оптимальной длины блока 132
4.2.3. Отбойка жил с оставлением временной несплошной рудной корки 136
4.3. Выводы 143
Заключение 145
Литература 147
Приложения 161
- Анализ ранее проведенных исследований
- Исследование напряженно-деформированного состояния бортов очистного пространства
- Прочность массива
- Оценка взаимосвязи между первичным и вторичным разубоживанием
Введение к работе
Актуальность работы. В настоящее время при разработке жильных месторождений около 50% добычи приходится на системы с магазинированием. В таких системах в течение всего времени отработки блока отбитая рудная масса находится в контакте с массивом вмещающих пород, что приводит к вторичному разубоживанию за счет отслоений и примешивания пород с бортов очистного пространства. С переходом горных работ на более сложные участки месторождений интенсивность отслоений возрастает и приводит к увеличению затрат на добычу и переработку руды. Однако до настоящего времени нет удовлетворительной методики прогнозирования вторичного разубоживания, основанной на принципах механики горных пород, не разработаны надежные методы планирования величины отслоений при изменении исходных параметров, когда большое разнообразие конкретных горно-геологических и технологических условий эксплуатации выемочных блоков требует разработки универсального метода расчета вторичного разубоживания, допускающего варьирование количества исходных параметров в зависимости от условий выемки блока. Практика показывает, что в слабоустойчивых вмещающих породах вторичное разубожи-вание достигает 30% и более. Поэтому эффективное прогнозирование вторичного разубоживания и снижение его являются актуальной задачей.
Цель работы - разработка более совершенных теоретических и методических положений расчета параметров и прогнозирования вторичного разубоживания при разработке жильных месторождений системами с магазинированием
РУДЫ.
Идея работы заключается в использовании экспериментально и аналитически установленных закономерностей изменения напряженного состояния и длительной прочности бортов очистного пространства для прогноза интенсивности отслоений и управления качеством выпускаемой руды.
Задачи исследований. - обобщение опыта прогнозирования и профилактики вторичного разу- боживания при разработке жильных месторождений системами с магазин ированием руды; исследование факторов, влияющих на характер изменения прочности и напряженного состояния пород по глубине борта очистного пространства; разработка методики расчета вторичного разубоживания при системах с магазинированием руды, основанного на изменении длительной прочности пород по глубине борта очистного пространства; разработка методики определения динамики отслоений пород на бортах очистного пространства; разработка методики оценки изменения прочности пород бортов по показателям первичного разубоживания.
Методы исследований включает анализ и обобщение научно-технической информации по вопросам прогнозирования и профилактики вторичного разубоживания, численное моделирование, лабораторные и натурные экспериментальные исследования, обработку экспериментальных данных, опыт разработки месторождений, промышленные испытания в условиях действующих предприятий.
1.1. Основные научные положения, выносимые на защиту
Динамика развития вторичного разубоживания зависит от соотношения длительной прочности и напряженного состояния пород по глубине борта очистного пространства.
Прогнозирование вторичного разубоживания при разработке крутопадающих жил системами с магазинированием руды основывается на влиянии переменных факторов на длительную прочность бортов и использует корреляционную связь с первичным разубоживанием.
Статистические и аналитические зависимости напряженного состояния и прочности бортов от геотехнологических факторов обеспечивают прогнозирование величины вторичного разубоживания при изменении параметров системы разработки. Научная новизна работы
Разработана методика расчета вторичного разубоживания при системах с магазинированием руды, основанная на изменении длительной прочности горных пород по глубине борта очистного пространства.
Разработана методика расчета величины вторичного разубоживания на стадии проектирования и разработки рудного тела.
Установлены аналитические и статистические зависимости для определения величины вторичного разубоживания, определяющие напряженное состояние и прочность бортов, интенсивность изменения прочностных и упругих характеристик по глубине бортов очистного пространства, длительную прочность пород.
Разработана методика определения динамики вторичного разубоживания с учетом фактических величин геотехнологических факторов.
Установлена зависимость влияния параметров зоны геологически измененных пород, оконтуривающих рудное тело, на величину вторичного разубоживания. Величина напряжений в бортах обратно пропорциональна отношению модуля упругости основного массива к модулю упругости измененных пород и прямо пропорциональна мощности зоны.
Разработана методика определения модуля пород в массиве по величине конвергенции призабойной части бортов очистного пространства.
Достоверность полученных результатов подтверждается глубоким анализом геолого-маркшейдерской документации, большим объемом экспериментальных работ, сходимостью результатов теоретических исследований с данными практики, результатами анализа накопленного опыта внедрения разработок в производство.
Практическая ценность работы заключается в возможности более полного описания многообразия факторов с их учетом в разработанной методике расчета и в результате этого повышении надежности прогнозирования вторич- ного разубоживания, как на стадии проектирования, так и при оперативном управлении качеством добываемой руды при системах с магазинированием.
По результатам представленных исследований разработана инструкция по нормированию потерь и разубоживания на рудниках Усугли, Солонечный и Капангуй Калангуйского ІШІК, внедрена технология отбойки жил с оставлением временной несплошной рудной корки. Результаты исследований могут найти применение при: решении вопросов выбора систем разработки и их конструктивно-технологического исполнения; обосновании кондиций и технологии разработки жильных месторождений; анализе и оценке параметров отработки участков месторождений; планирование качества добываемой из блоков руды.
Реализация работы. Основные положения работы использованы при разработке "Инструкции по нормированию потерь и разубоживания на рудниках Калангуйского ПШК", в результате внедрения которой снижено разубоживание на рудниках комбината на 4,2%. Частные методики, включающие профилактику разубоживания, использованы на рудниках и позволили снизить разубоживание на руднике Усугли на 2,8%, Солонечный на 2,2%. Фактический экономический эффект по рудникам Калангуйского ПШК составил свыше 100 тыс. руб. в ценах до 1990г. Разработан проект инструкции по нормированию потерь и разубоживанию на руднике Бор-Ундур (МНР).
Апробация работы. Материалы исследования докладывались на краевых научных конференциях г. Красноярск (1981, 1983, 1987 г.г.); на совместном семинаре лабораторий механики горных пород и методов извлечения рудных полезных ископаемых ИГД СО АН СССР (Новосибирск, 1981г.); на конференции, посвященной 40-летию института Сибцветметниироект (Красноярск, 1989г.); на республиканском семинаре (Фрунзе, 1990г.); на всесоюзной конференции ( Алма-Ата, 1984г.), на всероссийских конференциях (Красноярск, 2002г., 2003г.).
Публикации. Основные положения диссертационной работы изложены в 17 печатных работах, в числе которых два изобретения.
Объем и структура работы. Диссертация состоит из введения, 4 глав, заключения, изложенных на 146 страницах, содержит 55 рисунков, 4 таблицы, список литературы из 146 наименований и 12 приложений.
Анализ ранее проведенных исследований
Одним из наиболее исследованных параметров влияния горно геологических и технологических факторов на величину вторичного разубожи вания является скорость отработки блоков, причем полученные зависимости имеют разные единицы измерений и характер. Для условий Дарасунского ме \) сторождения, представленного крутопадающими жилами мощностью 0,4-1,2м, Д.И. Рафиенко и Ю.Н. Поповым [10] построены зависимости изменения вто ю 0 Зависимости вторичного разубоживания от скорости отработки блоков ричного разубоживания Pi, в % от интенсивности очистной выемки И, м/месяц (рис. l.l.a) для устойчивых (I) и неустойчивых (2) вмещающих пород. Ю.Д. Нечаевым для глубоких горизонтов того же месторождения методом математической статистики выявлены корреляционные линейные зависимости р2, от интенсивности выемки для четырех групп различных по устойчивости
Сравнение полученных разными авторами результатов для од ного месторождение показывает: в целом вторичное разубоживание на глубоких горизонтах в 3 раза выше, чем в среднем по месторождению; темпы снижения разубоживания с ростом интенсивности очистной выемки на глубоких горизонтах значительно ниже, чем в среднем по месторождению. Последнее может быть вызвано изменением параметров трещиноватости и свойств вмещающих пород. Б.П. Карпенко [24] методом множественного корреляционного анализа для рудника Бестюбе установил зависимость между Рг, интенсивностью отработки (Я, м/мес), длиной блока (I) и шириной выемочного пространства (т0): При =45м = const серия кривых при т0 —1,2; 1,4; 1,6м показана на рис. 1.1.б. Эти кривые хорошо согласуются с зависимостями, полученными Д.И. Рафиенко, однако не объяснено увеличение Р2в%с ростом выемочной мощности.
По данным Н.З. Латышева и др. [25] средняя мощность отслоений на Хрустальненском месторождении с увеличением времени отработки блока линейно возрастает (рис. 1.1.д). Площадь самообрушения пород кровли, по данным В.А. Фесенко для наклонных жил Смирновского месторождения [14], с увеличением интенсивности отработки блока со 100 до 700 м /мес линейно снижается в 1,5 раза (рис. 1.1.г).
А.Ф. Назарчик и др. [7], обработав данные по значительному количеству горнорудных предприятий, отрабатывающих жильные месторождения, получил зависимость вторичного разубоживания от времени отработки блока , описанную эмпирической формулой: где Т- время отработки блока, мес.
Интересные данные получил А.Н. Енютин [15] при экспериментальной отработке блока в пологопадающей рудной залежи в восточной части рудника Карнасурт. На рис. 1.2 показано изменение высоты выработанного пространства во времени с начала обнажения кровли. Основная часть отслоений и вывалов происходит в первые 6 суток после образования обнаженной поверхности.
Изменение высоты выработанного пространства во времени в блоке по профильным линиям yfa Анализ изменения высоты очистного пространства и сопоставление с техноло fe гией производства работ не обнаружил зависимости отслоений от места и времени ведения буровзрывных работ, но показал, что основным фактором нормирования отслоений является время простаивания очистного забоя. Взрывные работы, с точки зрения безопасности склонных к вывалам участков кровли, оказывают положительный эффект: обрушения отслоившейся части кровли происходят, как правило, во время взрывов. Время формирования обрушений колеблется от 13 до 15 суток. Следовательно, кривая, характеризующая зависимость Р2 от Т, выполаживается, что не вписывается в формулу А.Ф. Назарчика, где функция квадратично возрастает.
На Кадамджайском руднике при увеличении интенсивности выемки в два раза вторичное разубоживание уменьшается в два - два с половиной раза, достигая 5-6% [26]. Аналогичная закономерность наблюдается на Сумсарском руднике, где при повышении интенсивности выемки в два раза разубоживание уменьшается в 1,3-1,5 раза. Ю.П. Галченко и СИ. Галченко [9] получили, что изменение вторичного разубоживания прямо пропорционально времени отработки выемочной единицы. В.Е. Аврамов [4] методом корреляционного анализа определяет вторичное разубоживание
Исследование напряженно-деформированного состояния бортов очистного пространства
Анализ напряженного состояния бортов очистного пространства проводится на основе расчета напряжений в некотором участке массива вокруг выра ботки, массив может быть принят бесконечным при использовании строгих аналитических решений, но из-за сложности поставленной задачи целесообразно применять приближенные численные методы. Для определения напряжений и деформаций в массиве горных пород широкое распространение получил метод конечных элементов (МКЭ) [39,40, 66, 67, 68].
В отличие от строгих методов, основанных на решении дифференциальных уравнений равновесия и условия сплошности материала в каждой точке деформируемого тела, в методе конечных элементов рассматриваемая бесконечная область заменяется конечной и разбивается на конечное число элементов, при этом стыковка элементов осуществляется только в вершинах. Следовательно, соблюдаются условия равновесия и совместности деформаций, число которых соответствует числу узлов расчетной схемы.
Решение выполняется на ЭВМ. Чем больше выделенная область, гуще сетка и меньше размеры элементов, тем точнее решение, но при этом возрастает трудоёмкость расчета. Метод конечных элементов может быть использован в тех случаях, для которых не имеется аналитических решений. К этим случаям можно отнести рассматриваемый массив вокруг очистного пространства при разработке крутопадающих жил системами с магазинированием руды,
В расчетной схеме принята прямоугольная область с вертикальным расположением рудного тела, разбитая на трех и четырехугольные элементы (рис.2.3). Левая сторона является осью симметрии и допускает только вертикальные перемещения.
Нижняя граница - жесткое основание. Правая сторона ограничена опорами и допускает также только вертикальные смещения. С левой стороны модели в узлах, которые находятся внутри очистного пространства, опоры отсутствуют. Нагрузка от замагазинированной руда прикладывается к узлам ряда, который в зависимости от выемочной мощности является бортом очистного пространства.
Величина нагрузки определена по СНиП 11-55-79 [69]. В основу большинства расчетов принята формула Янсена. Большой вклад в теоретическую проработку вопроса внес К.В.Руппенейт [70]. ЛяховА.И. [71] предложил зависимость, аналогичную формуле Янсена, но не учитывающую ряд факторов.
Формула, использованная в СНиПе, достаточно проста и широко апробирована на практике. где: Ла_г. коэффициент горизонтальной составляющей активного давления; р -угол внутреннего трения руды; е- угол наклона стенки очистного пространства от вертикали; S- угол трения руды на контакте со стенкой очистного пространства; L - длина блока, м; ш0- выемочная мощность, м; у- объёмный вес руды с учетом коэффициента разрыхления; У - высота от рассматриваемой точки до поверхности руды в забое, м; jy - вертикальное давление руды на глубине У; тЛЛ - горизонтальная составляющая активного давления на вертикальную плоскость (стенку очистного пространства); аа8, - вертикальная составляющая активного давления на вертикальную плоскость.
Расчеты проводились по программе МАРСС-ЕС-75, разработанной ЦНИПИАСС, на ЭВМ ЕС-1020м и ЕС-1022. Решалась плоская задача в упругой постановке. Количество элементов - 681, количество узлов - 663. Программой предусмотрена выдача на печать вертикальных и горизонтальных напряжений в каждой точке и касательных напряжений в вертикальной плоскости.
Прочность массива
В формуле 2.8. одним из параметров, от которого зависит вторичное разу-боживание, является прочность массива, прямое измерение которой не представляется возможным. Важность прочностных характеристик массивов для вопросов устойчивости откосов, камер, целиков и т.д. вызвала много различных исследований по этому вопросу [104-115].
В строительной механике принято, что прочность структурной среды типа кирпичной кладки при сжатии в 2 раза меньше, чем монолита. Широкую серию экспериментов с призмами подобной структуры провел Д.Н. Ким [104, 114]. Он отметил, что у призм из прочных структурных блоков прочность снижается по мере увеличения отношения высоты призмы h к ширине структурного блока в до 40% прочности монолита, а у призм из более слабых блоков степень снижения прочности оказывается меньшей. Величина hie влияет на прочность лишь при изменении ее в пределах 1 /г/в 15. К этому же выводу пришел В.Г. Зотеев [105].
Приложение даже небольшого бокового давления резко повышает устойчивость призмы, поскольку продольный изгиб слоев может происходить только в сторону свободной поверхности. Начиная с некоторой величины т3 разрушение столбиков становится возможным только по механизму сдвига, т.е. прочность в условиях трехосного сжатия должна стремиться к прочности монолита.
Исходя из статистической модели реального массива, В. Вейбулл [106] предлагает среднюю прочность массива определять по формуле где значения коэффициентов В, Д и т определяются видом напряженного состояния. На рис. 3.11 приведено семейство графиков зависимости прочности систем из цепей прочностью am;n и сттах от содержания слабых блоков при различном числе блоков в цепях п. Графики рассчитаны по формуле при jmin = 16 кг/см ; q - доля элементов прочностью jmax; qn - вероятность того, что цепь из и случайно выбранных элементов будет состоять только из элементов прочностью сгтах. Соответственно доля систем хотя бы с одним слабым элементом составит (/- q"). Там же приведен экспериментальный график Д.Н. Ким, полученный при испытаниях сборных призм аналогичной конструкции при тех же значениях прочности а при л=6. Из графиков видно, что при больших размерах системы (при больших п) даже небольшое относительное число блоков малой прочности сводит прочность системы к прочности этих слабых блоков. На Норильском ГМК испытаны кубические призмы 0,5x0,5x0,5м на одноосное сжатие. Прочность призм без видимых микроскопических трещин со-ставляла в среднем 580 кг/см , или 58% прочности малых образцов, а призм с волосными косо секущими трещинами - 165 кг/см [107]. Большое число натурных испытаний по такой же схеме на образцах угля провел З.Т. Бенявский [106]. Экспериментальная кривая где h - длина ребра образца, м. М.М. Протодьяконов и С. Е. Чирков [108] приводят формулу 7C = aM (d+m-etn}/(d+ ej, (3.18) где jc - прочность на сжатие образца диаметром d; т - коэффициент трещиноватости, показывающий, во сколько раз прочность нетрещиноватого образца ас выше прочности массива сгм; вт - постоянная трещиноватости, численно равная размеру образца, прочность которого равна средней арифметической величине Параметры, входящие в эту формулу, определяют по результатам нескольких разномасштабных испытаний. Г.Л. Фисенко предлагает формулу где См, Ст, Со - соответственно сцепление массива, контактов трещин и трещиноватых образцов; а - коэффициент , зависящий от прочности породы в монолитном образце и характера трещиноватости; h - размер нарушаемой части массива; Ъ - размер структурного блока. Коэффициент а можно принимать как а-0,25ар= 0,025 сгсж, где тр, ст - соответственно сопротивление пород растяжению и сжатию, МПа, [110]. Ю.Н. Туринцев с соавторами [111] предлагают похожую формулу с тем же смыслом символов Кузнецов СТ. [112] и Руппенейт К.В. [113] для описания масштабного эффекта используют формулы по структуре аналогичные формуле Вейбулла JC= JM + A/hnf где ac- прочность образца размером h\ тм- константа, равная прочности образца бесконечно большого размера; Л, п - константы. Приведенные формулы отражают уменьшение прочности образцов по мере увеличения их размеров и асимптотическое приближение её к некоторой минимальной величине. При оценке прочностных свойств крупных частей массивов - высоких целиков, бортов карьеров, размеры которых определенно находятся за границами влияния масштабного фактора, интерес представляет именно уровень асимптоты. Отношение минимальной прочности (асимптоты) к прочности монолитного лабораторного образца принято называть коэффициентом структурного ослабления А..
На основании анализа результатов натурных испытаний, наблюдений и обратных расчетов ВНИМИ составлена таблица значений коэффициентов структурного ослабления для массивов различной нарушенности [106]. Коэффициенты приведены по результатам обратных расчетов устойчивости обрушившихся уступов, структура пород которых была нарушена действием взрывов, а также по результатам натурных испытаний призм, структура которых била нарушена в процессе оформления или в результате деформирования целой области массива процессами сдвижения.
Вышеприведенное показывает, что основными факторами, влияющими на прочность массива, являются: сцепление контактов трещин, прочность пород в образце, высота обнажения, размер структурного блока (трещи но ватость), угол падения трещин. Влияние последнего параметра здесь определено практически качественно. Без специальных экспериментов, на основе анализа только тре-щиноватости и физико-механических свойств пород в образце, приемлемы зависимости ВНИМИ и Л.Г. Фисенко.
Оценка взаимосвязи между первичным и вторичным разубоживанием
Предприятия, разрабатывающие жильные месторождения с применением мелкошпуровой отбойки, планируют первичное разубоживание в основном по корреляционной зависимости фактического прихвата вмещающих пород от мощности жилы в среднем по месторождению или по величине "зоны контактной неопределенности". При таком подходе фактический прихват значительно отличается от планового. По отдельным блокам на руднике Усугли превышение достигает 40 см, в среднем 15 см.
Изменение прихвата вмещающих пород при отбойке от мощности жилы по статистическим данным и их разброс приведены на рис. 4.9. (а - корреляционная зависимость прихвата от мощности жилы; б - нижняя граница распределения данных). Каждая точка характеризует один выемочный блок. Замеры мощности производятся в очистном забое с точностью до 5 см при интервале между ними в ленте 2 м. Расстояние между замеряемыми лентами изменялось от 2 до 15 м, составляя в среднем 8 м. Отсюда на каждый блок приходится по 100... 150 замеров. Из приведенных данных видно, что прихват пород имеет место во всех блоках, в размере 5...80 см.
В 4.1.1 показано, что с изменением свойств пород и блочности массива изменяется величина зоны дробления при взрывной отбойке. Параметры буровзрывных работ тоже влияют на глубину разрушения. Анализ показал, что на данном руднике эти параметры остались практически постоянными с начала отработки данного рудного тела, поэтому при его районировании по величине прихвата вмещающих пород их можно принять постоянными и отнести к организационно-техническим факторам [139].
Проведем на рис. 4.7. линию по нижней границе распределения точек и назовем её "минимальной ограничивающей линией". Последняя разделяет величины прихвата на две зоны: нижнюю, обусловленную организационно-техническими факторами, минимальной величиной зоны дробления и шириной "зоны контактной неопределенности". U 2.0 .. 2.4
При рассчитанной по методике, приведенной в 2.2.3, величине "зоны контактной неопределенности" 0,5 м и минимальной величине прихвата в среднем 7 см, что наблюдается по геолого-маркшейдерским данным по отдельным блокам, на 30%-х площади блока должна оставаться рудная примазка, но этого не происходит в связи с тем, что, как указано в приложении 5, контакт между жилой и вмещающими породами слабый и жильные примазки в основном обрушаются при взрыве. Верхняя зона на рис. 4.7. является следствием изменяющихся по площади жилы свойств вмещающих пород ("избыточный прихват").
На вертикальных проекциях (рис. 4.8. и 4.9.) по простиранию рудного тела нанесены поблочно величины "избыточного прихвата" тд и построены изоли нии с интервалом 0,1м ( фактические, -прогнозные). При их по строении соблюдались следующие условия: между двумя изолиниями тд] т г "избыточный прихват" т$ =( т + тд2 )/ 2. В целом по блоку равен средне взвешенной по площади сумме средних между изолиниями величин "избыточ ного прихвата". При анализе полученной картины выявлена закономерность изменения т0 по площади. Отработанная часть рудного тела имеет несколько зон повышенного "избыточного прихвата" и, следовательно, повышенной нарушенности вмещающих пород. При рассмотрении изменения мощности отслоений по блокам от "избыточного прихвата" вмещающих пород ( рис. 4.10.) наблюдается обратная корреляционная связь [139,140]. При этом с увеличением глубины работ средние по каждому блоку величины "избыточного прихвата" и отслоений возрастают. Зависимость изменения мощности отслоений от глубины работ показана на рис. 1.6. Обратная корреляционная связь (рис. 4.10.) объясняется следующим: самые слабые и трещиноватые участки пород, прилегающих к жиле, обрушаются при взрывании, образуя увеличенный "избыточный прихват" и формируя поверхность обнажения, слабо нарушенную взрывом. Более прочные участки прилегающих к жиле пород, нарушенные взрывом, но не обрушившиеся сразу, формируют отслоения, т.е. вторичное разубоживание. С ростом глубины горных работ и соответственно увеличением напряжений со временем начинают отслаиваться всё менее нарушенные взрывом породы.
