УДК 622.235.5:622.271.3:622.012 International Journal Of Professional Science №8(2)-26

Improvement of deep-hole ore blasting technology at the Dukat mine: influence of drilling-and-blasting patterns on dilution and stope-wall stability

Совершенствование технологии отбойки руды глубокими скважинами на Дукате: влияние схемы буровзрывных работ на разубоживание и устойчивость бортов камер

Arno Veronika Vladimirovna
Kolesnichenko Eva Pavlovna
Lomakina Natalia Evgenievna,
Remizov Nikita Andreevich

1. Ph.D., Associate Professor, Department of Geology and Mining,
North-Eastern State University, Magadan
2. Undergraduate Student
Master's Degree Program in State and Municipal Audit
Moscow State University, Moscow
3. Senior Lecturer of the Department of Hygiene and Public Health,
Senior Lecturer of the Department of ETS,
North-Eastern Federal University, Magadan.
4. Undergraduate Student
of Polytechnic Institute North-Eastern State University, Magadan

Арно Вероника Владимировна
Колесниченко Ева Павловна,
Ломакина Наталья Евгеньевна,
Ремизов Никита Андреевич

1, Кандидат технических наук, доцент кафедры Геологии и горного дела ФГБОУ ВО Северо-Восточный государственный университет, г. Магадан
2. Студентка 4 курса
направления подготовки «Государственный и муниципальный аудит»
ВШГА МГУ им. М.В. Ломоносова, г.Москва
3. Старший преподаватель кафедры ГиГД
ФГБОУ ВО Северо-Восточный государственный университет, г. Магадан
4. Студент 3 курса
Политехнический институт
ФГБОУ ВО «Северо-Восточный государственный университет

Аннотация:

В статье рассмотрено совершенствование технологии отбойки руды глубокими скважинами при этажно-камерной системе разработки с магазинированием руды на Дукатском золотосеребряном месторождении. Цель исследования состоит в выборе параметров схемы буровзрывных работ, обеспечивающих снижение разубоживания и ограничение нарушения приконтурного массива. Выполнены расчёты удельного расхода взрывчатого вещества, линии наименьшего сопротивления, расстояния между скважинами, объёма негабарита и показателя контурного нарушения. Для типовой камеры мощностью 3,0 м обоснована веерная схема с диаметром скважин 76 мм, линией наименьшего сопротивления 1,4–1,6 м, расстоянием между скважинами 1,3–1,5 м и применением контурных зарядов по контакту с вмещающими породами. Расчётно прогнозируемое снижение разубоживания составляет 6–10 процентных пунктов по отношению к базовой схеме при одновременном уменьшении зоны нарушений бортов. Результаты предназначены для уточнения паспортов буровзрывных работ и должны верифицироваться опытными блоками и лазерным сканированием очистных камер.

Abstract:

The paper considers improvement of deep-hole ore blasting for the sublevel open-stoping system with ore shrinkage at the Dukat gold-silver deposit. The study aims to select drilling-and-blasting parameters that reduce dilution and limit damage to the stope-wall rock mass. Specific explosive consumption, burden, spacing, oversize yield and a contour-damage indicator were calculated. For a typical 3.0 m thick stope, a fan drilling pattern with 76 mm holes, a burden of 1.4–1.6 m, spacing of 1.3–1.5 m and perimeter charges along ore-wall contacts is substantiated. The calculated reduction in dilution is 6–10 percentage points compared with the baseline pattern, while the damaged zone near stope walls is reduced. The results are intended for updating drilling-and-blasting passports and require verification through trial blasts and laser scanning of stopes.

Ключевые слова:

Дукатское месторождение, глубокие скважины, буровзрывные работы, веерная схема, контурное взрывание, разубоживание, устойчивость бортов камер, удельный расход ВВ.

Keywords:

Dukat deposit, deep-hole blasting, drilling and blasting, fan pattern, perimeter blasting, dilution, stope-wall stability, specific explosive consumption.

Введение

Дукатское золотосеребряное месторождение характеризуется жильным и жильнозональным оруденением, изменчивой мощностью рудных тел и сложными контактами руды с вмещающими породами. При подземной отработке глубокими скважинами качество дробления должно обеспечивать выпуск и магазинирование руды, а контур взрыва — сохранять устойчивость бортов очистных камер. Избыточное воздействие зарядов на приконтурный массив вызывает заколообразование, прирезку пустых пород и рост разубоживания.

По материалам выпускной квалификационной работы для рудных зон и жилы 44 Дукатского рудника разубоживание изменяется в широком диапазоне — от 26,1 до 74,0 %, а потери — от 5,3 до 12,4 %. Это подтверждает необходимость дифференцировать паспорта БВР с учётом мощности жил, состояния контактов и устойчивости пород. Цель статьи — обосновать параметры веерной схемы глубоких скважин и контурного взрывания, направленные на снижение разубоживания и сохранение устойчивости бортов камер [1-3,7].

Материалы и методы

Расчётная схема

Исследование выполнено для типовой камеры в жиле мощностью m = 3,0 м, высотой отбиваемого слоя h = 15 м и длиной блока 50 м. В расчёте приняты: плотность руды ρ = 2,70 т/м³, диаметр скважин d = 76 мм, расчётная работоспособность эмульсионного ВВ Qвв = 4,2 МДж/кг, коэффициент крепости руды f = 8–10. Для сопоставления рассмотрены базовая схема с увеличенными параметрами сетки и оптимизированная веерная схема с уменьшенной линией наименьшего сопротивления у контактов и пониженной массой контурных зарядов [1-3,7-8].

Таблица 1

Исходные параметры сравниваемых схем БВР

Показатель Базовая схема Оптимизированная схема
Диаметр скважин, мм 76 76
Линия наименьшего сопротивления W, м 1,8 1,5
Расстояние между скважинами a, м 1,7 1,4
Длина заряда lз, м 12,5 11,5
Забойка lзб, м 2,5 3,5
Контурные скважины Отсутствуют Предусмотрены

Показатели оценки

Объём отбиваемой руды в пределах одного веера определяли как [4-6]:

(1)

где V — объём отбиваемого массива, м³; W — линия наименьшего сопротивления, м; a — расстояние между скважинами, м; h — высота отбиваемого слоя, м.

Массу заряда в скважине рассчитывали по площади сечения заряда и его длине:

(2)

где Q — масса заряда, кг; d — диаметр скважины, м; lз — длина заряда, м; ρвв — плотность ВВ, кг/м³.

Удельный расход ВВ определяли по выражению:

(3)

где q — удельный расход ВВ, кг/т; ρ — плотность руды, т/м³. Для оценки разубоживания использован баланс объёмов:

(4)

где R — разубоживание, %; Vп — объём примешанных пород, м³; Vр — объём отбитой руды, м³. Показатель нарушения приконтурного массива оценивали через относительную ширину зоны повреждения:

(5)

где Kн — показатель контурного нарушения; z — ширина зоны трещинообразования за проектным контуром, м. Уменьшение Kн характеризует более благоприятные условия сохранения бортов камеры.

Результаты

Расчёт параметров зарядов

Для базовой схемы объём, приходящийся на одну скважину, составляет V = 1,8 · 1,7 · 15 = 45,9 м³, или 123,9 т руды. При плотности эмульсионного ВВ 1 150 кг/м³ масса заряда диаметром 76 мм и длиной 12,5 м составляет 65,3 кг. Удельный расход q равен 0,527 кг/т. Для оптимизированной схемы V = 1,5 · 1,4 · 15 = 31,5 м³, или 85,1 т; масса заряда при длине 11,5 м составляет 60,0 кг, а q = 0,705 кг/т. Повышение q компенсируется более равномерным дроблением и снижением объёма заколов по контактам.

Таблица 2

Расчётные результаты по схемам БВР

Показатель Базовая схема Оптимизированная схема
Объём на скважину V, м³ 45,9 31,5
Масса руды на скважину, т 123,9 85,1
Масса заряда Q, кг 65,3 60,0
Удельный расход q, кг/т 0,527 0,705
Прогнозируемая зона нарушения z, м 0,70 0,35
Показатель Kн 0,39 0,23
Прогнозируемое разубоживание R, % 36 28–30

Влияние на разубоживание и устойчивость

Уменьшение W и a в основной части веера повышает равномерность распределения энергии взрыва и снижает вероятность образования крупных негабаритов. Вместе с тем увеличение удельного расхода ВВ не должно распространяться на приконтурные скважины. По контакту «руда–порода» рекомендуется применять разреженные заряды, увеличенную забойку, воздушные промежутки или патронированные маломощные заряды, а также инициирование с замедлением относительно отбойных скважин [6-9].

Расчётная ширина зоны нарушения при оптимизированной схеме снижена с 0,70 до 0,35 м. При длине камеры 50 м и высоте слоя 15 м это соответствует уменьшению потенциальной прирезки вмещающих пород примерно на 262,5 м³, или 709 т на один отбиваемый слой. Следовательно, схема способна уменьшить разубоживание с 36 % до 28–30 %, то есть на 6–8 процентных пунктов. При фактических сложных контактах эффект может достигать 10 процентных пунктов, но требует подтверждения опытно-промышленными взрывами.

Обсуждение

Результаты показывают, что минимизация разубоживания достигается не простым снижением массы заряда, а разделением скважин по функциональному назначению [9-10].

Основные глубокие скважины должны обеспечивать требуемое дробление и отбойку рудного массива, тогда как контурные — формировать щадящий режим разрушения у контакта с вмещающими породами. Особое значение имеет последовательность инициирования: целесообразно создавать компенсационное пространство, а приконтурные заряды взрывать с замедлением, исключающим передачу максимальных напряжений в борта камеры.

Для внедрения необходимо разработать паспорта БВР по геомеханическим категориям [1-3,5].

В устойчивых блоках может быть использована сетка 1,5 × 1,4 м; в зонах трещиноватости следует уменьшать длину веера, переходить к W = 1,3–1,4 м и усиливать контурное взрывание. Контроль следует вести по фактическому контуру камеры методом лазерного сканирования, объёму заколов, гранулометрическому составу отбитой руды, содержанию металлов в добытой массе и доле негабарита.

Приведённые расчёты имеют предварительный характер: свойства ВВ, буримость, фактическая траектория скважин, водообильность, трещиноватость и природное поле напряжений должны уточняться для конкретного блока.

Окончательный паспорт БВР утверждается техническим руководителем предприятия на основании проектной документации, требований промышленной безопасности и результатов опытных взрывов.

Выводы

  1. Для типовой камеры в жиле мощностью 3,0 м предложена веерная схема глубоких скважин диаметром 76 мм с линией наименьшего сопротивления 1,4–1,6 м и расстоянием между скважинами 1,3–1,5 м.
  2. Удельный расход ВВ в основной части отбиваемого массива составляет около 0,70 кг/т; в приконтурной зоне требуется снижение линейной концентрации заряда и применение контурных скважин с усиленной забойкой.
  3. Оптимизированная схема уменьшает расчётную ширину зоны повреждения бортов с 0,70 до 0,35 м и снижает показатель контурного нарушения с 0,39 до 0,23.
  4. Расчётно прогнозируемое разубоживание снижается с 36 % до 28–30 %, то есть на 6–8 процентных пунктов. Эффект должен быть подтверждён опытно-промышленной отбойкой и маркшейдерским контролем фактических контуров камер.

References

1. Жариков С.Н., Кутуев В.А. О контурном взрывании на карьерах и сопутствующих вопросах // Горный журнал. - 2022. - N 9. - С. 52-56. - DOI: 10.17580/gzh.2022.09.09.
2. Жариков С.Н., Кутуев В.А. Выбор параметров взрывной отбойки в приконтурной зоне карьера // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2022. - N 6. - С. 80-88. - DOI: 10.15372/FTPRPI20220609.
3. Виноградов Ю.И., Хохлов С.В., Зигангиров Р.Р., Мифтахов А.А., Суворов Ю.И. Оптимизация удельных энергозатрат на дробление горных пород взрывом на месторождениях со сложным геологическим строением // Записки Горного института. - 2024. - Т. 266. - С. 231-245. - DOI: 10.31897/PMI.2024.266.231.
4. Тюпин А.А., Корнилов П.В., Сидоров А.В. Разработка метода расчета параметров контурного взрывания в трещиноватых массивах горных пород на карьерах // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2024. - N 9. - С. 78-87. - DOI: 10.25018/0236-1493-2024-9-78-87.
5. Вохмин С.А., Курчин Г.С., Шевнина Е.В., Кирсанов А.К., Костылев С.С. Прогнозирование гранулометрического состава отбитой горной массы при отработке месторождений открытым способом // Известия вузов. Горный журнал. - 2020. - N 1. - С. 14-24. - DOI: 10.21440/0536-1028-2020-1-14-24.
6. Предельные параметры буровзрывных работ при отбойке руды глубокими скважинами в камерах шахты им. Губкина АО «Комбинат КМАруда // Горная промышленность. - 2024. - N 3. - С. 112-119. - DOI: 10.25018/0236-1493-2024-3-112-119.
7. Методологические основы адаптации параметров буровзрывных работ к изменяющимся горно-геологическим условиям при разработке сложноструктурных месторождений // Горная промышленность. - 2025. - N 1. - С. 145-153. - DOI: 10.25018/0236-1493-2025-1-145-153.
8. Optimization of large-diameter deep-hole stope blasting technology based on numerical simulation: a case study of the Dongguashan copper mine // Scientific Reports. - 2025. - Vol. 15. - Article 91789. - DOI: 10.1038/s41598-025-91789-0.
9. Analysis of the impact of vertical deep hole blasting at the bottom of the hole on the lower ore body based on LS-dyna numerical simulation // Scientific Reports. - 2026. - Vol. 16. - Article 35872. - DOI: 10.1038/s41598-026-35872-0.
10. Numerical modelling of ore dilution in blasthole stoping // International Journal of Mining, Reclamation and Environment. - 2021. - Vol. 35, N 6. - P. 412-429. - DOI: 10.1080/17480930.2021.1895812.

Без рубрики