per
انجمن مهندسی معدن ایران
نشریه مهندسی معدن
1735-7616
2676-4482
2012-02-01
6
13
1
9
1346
research - paper
ارائه مدل جدید برای برآورد میزان همگرایی راهروهای معادن زغال¬سنگ
(مطالعه موردی: راهروی K21 معدن تزره)
A New Model to Estimate the Convergence in Coal Mines’
Galleries (Case Study: K21 Gallery of Tazareh Mine
سید محمد اسماعیل جلالی
jalalisme@shahroodut.ac.i
1
رضا حیدری شیبانی
rh.miner@gmail.com
2
مهدی نوروزی
mnoroozi.mine@gmail.com
3
دانشگاه صنعتی شاهرود
دانشگاه صنعتی شاهرود
پدیده همگرایی در راهروهای معادن زیرزمینی ناشی از جابجایی سقف، کف و دیوارههای آن است و بر پایداری وابسته به زمان راهرو شدیداً تأثیرگذار است. همگرایی، سادهترین پارامتر برای اندازهگیری به شمار میآید. با محاسبه میزان همگرایی میتوان به دیدگاه مناسبی در خصوص فشار اعمال شده بر سیستم نگهداری دست یافت. در این مقاله، رابطهای برای پیشبینی میزان همگرایی در راهروهای معادن زیرزمینی زغالسنگ از طریق شبیهسازی پارامترهای راهروی K21 معدن تزره ارائه شده است. برای تعیین ضرایب متغیرهای مستقل در معادله همگرایی، تحلیل رگرسیون خطی چندگانه با کاربرد کلیه پارامترهای تأثیرگذار در همگرایی بهگونهای که رابطهای خطی بین پارامترهای مستقل و پارامتر وابسته برقرار باشد، بکار رفته است. اعتبارسنجی مدل ارائهشده با بررسی دادهها از لحاظ نرمالبودن، ثابتبودن واریانس و خطیبودن رابطه متغیر مستقل و وابسته انجام شده است. مقایسه مقادیر پیشبینی شده همگرایی، توسط مدل ارائهشده و مقادیر واقعی اندازهگیری شده در ایستگاههای مورد بررسی، نشان میدهد که مدل ارائه شده بخوبی قادر به پیشبینی میزان همگرایی در راهروی مورد نظر است.
Convergence in the galleries of underground tunnels, caused by the displacement of the ceiling, floor and walls, strongly affects the time-dependent stability of the gallery. By estimating the displacement value, the load that will be induced to the support system can be determined. By calculation of the gallery convergence caused by displacement of floor, ceiling and walls, the pressure applied on the support system can be predicted and by thus appropriate design of support system can be done. Yet, analytical and numerical models to determine the convergence of mine galleries have been presented. Nonetheless, presentation of a simple and empirical model able to predict the convergence of galleries of coal mines, far from complexities of numerical equations, can be focused by miners. In rock galleries, two kinds of instabilities often occur. In the first case, gallery instability occurs with a sudden destruction. In this case, discontinuities divide the rocks surrounding the gallery into particles and these particles can move or rotate. In the second case, instabilities often occur in very deep layers and with high initial stresses and with progressive convergence. In this paper, field studies and measurements showed that present numerical relations for prediction of final convergence, ceiling heave and wall convergence of galleries of coal mines are not applicable for convergence determination of the galleries of Tazareh Mine. Thus, a relation for more accurate estimation of galleries of Tazareh Mine, specially the gallery K21 (because of data accessibility of this gallery and similarity of geometrical-mechanical properties of this gallery to other galleries) has been presented. For this purpose, at first, effective parameters in such convergences as depth, coal layer thickness and slope, conditions of gallery floor rocks, mining time and destruction conditions were determined. In addition to parameters effective in convergence, a criterion for the estimation of the convergence value in underground coal mines galleries is presented by means of simulation of the K21 gallery of Tazareh Mine parameters. The multiple linear regression analysis was used to find the coefficients of the independent parameters by considering all effective parameters in convergence in a way that a linear relation existed between the independent and the relative parameters. The presented equation was validated by investigating the data being normal, constancy, variance and linearity of the relation between the independent and the relative parameters. A comparison between the values calculated by using the presented criteria and the real measured values in the monitoring stations showed that the presented model is highly capable of assessing of the mentioned gallery. By this empirical relation, estimation of convergence of coal galleries, in which the coal layer has different slopes, can be done.
https://ijme.iranjournals.ir/article_1346_3d32608afe15e525a27f0294244be832.pdf
همگرایی
رگرسیون خطی چندگانه
معدن زیرزمینی
زغال¬سنگ
معدن تزره
Convergence
Multiple leaner regressions
Underground mine
Coal
Tazareh mine
per
انجمن مهندسی معدن ایران
نشریه مهندسی معدن
1735-7616
2676-4482
2012-02-01
6
13
11
21
1358
research - paper
تأثیر ظرفیت معدنکاری، فرآوری، و بازاریابی بر روی رابطه قیمت- عیارحد بهینه در معادن روباز
Effect of Different Mining, Processing, and Marketing Capacities on the Relationship between Price and Optimum Cut-off Grade in Open Pit Mining Operations
احمد جعفرنژاد
jafarnjd@ut.ac.ir
1
علی اصغر خدایاری
khodaiar@ut.ac.ir
2
دانشگاه تهران
دانشگاه تهران
وقتی در یک معدن روباز طراحی شده هدف از بهینهسازی عیارحد بیشینهسازی ارزش فعلی باشد، قیمت تأثیر تعیین کنندهای بر روی عیارحد بهینه کارخانه دارد. در این مقاله با فرض هدف پیشگفته، رابطه بین عیارحد بهینه و قیمت در ظرفیتهای مختلف معدنکاری، فرآوری، و بازاریابی مورد بررسی قرار گرفت. برای نشان دادن چگونگی این رابطه از یک معدن فرضی استفاده گردید. برای پیدا کردن عیارحد بهینه در حالتهای مختلف یک مدل پژوهش عملیاتی غیرخطی صورتبندی شده، و سپس برای حل مدل از برنامه Solver در نرمافزار Excel استفاده شد. نتایج حاصل از پژوهش نشان میدهد که منحنی تغییرات عیارحد بهینه نسبت به قیمت، وقتی هدف بیشینهسازی ارزش فعلی است، بسته به ظرفیت عملیاتها ممکن است نزولی، صعودی یا ثابت باشد. منحنی تغییرات بیشینه مقدار ارزش خالص فعلی نسبت به قیمت همواره صعودی است
Maximizing Net Present Value (NPV) is the most common goal in cut-off grade optimization of open-pit mining operations. In the case, price of product has a critical effect on the optimum value of cut- off grade. In this paper, the relationship between optimum cut-off grade and price was investigated in different mining, processing and marketing capacities. In order to visualize this relationship, an illustrative mine was employed. For determining the optimum value of cut-off grade in different cases, a nonlinear programming model was formulated, and then all models were solved with Solver in Excel. The main decision variables of the model are g (cut-off grade), and T (mine life-time). the objective function of the model is maximizing NPV of mining operation, and the constraints are related to the capacity of mining, processing, and market activities, as well as the relationships between tonnage and grade in the pit. The outcomes of this paper can be summarized as follows: 1- When objective of cut-off grade optimization is maximizing the present value, increasing of price may cause increasing or decreasing of the cut-off grade, or even it may have no effect on it. This is due to the fact that when objective of optimization is maximizing the present value, the cut-off grade will be subject to two opposite forces. Increasing of price increases the value of less valuable material and so decreased the cut-off grade .on the other hand, it increases the value of the material remained in the pit, so the opportunity cost grows, tending to upper cut-off grades. When the price increases, the result of these two opposite forces determines direction of optimum cut-off grade variation. When capacities of activities (mining, processing and market) change, sometimes the force resulted from the opportunity cost overcomes other force, so optimum cut-off grade increases when the price arises, and sometimes vice versa .So optimum cut-off grade decreases when the price arises. In addition, sometimes the two forces are equal, and so increasing of the price has no effect on optimum cut-off grade. 2- Variation of maximum present value versus price in all capacities is absolutely ascending.
https://ijme.iranjournals.ir/article_1358_f18ebddeba6814601358d7509c20eac2.pdf
عیارحد بهینه
معدن روباز
رابطه قیمت- عیارحد بهینه
Optimum cut-off grade
Open Pit
Price-Optimum cut-off grade relationship
per
انجمن مهندسی معدن ایران
نشریه مهندسی معدن
1735-7616
2676-4482
2012-02-01
6
13
23
35
1359
research - paper
استفاده از معادله همگن اویلر در تخمین عمق ناهنجاریهای میدان پتانسیل
Using Euler Homogeneity Equation in Depth Estimation of potential Field Anomalies
کمال علمدار
kamal.alamdar@gmail.com
1
عبدالحمید انصاری
h.ansari@yazd.ac.ir
2
دانشگاه یزد
دانشگاه یزد
معادله همگن اویلر بین گرادیانهای دادههای میدان پتانسیل، مختصات نقطه برداشت و موقعیت توده سبب شونده که عمق را نیز شامل می،شود رابطه برقرار میکند و بهعنوان یکی از روشهای تخمین عمق اتوماتیک شناخته میشود. وابستگی نتایج این روش به هندسه توده ( شاخص ساختمانی) و عدم تخمین صحیح آن، همواره بهعنوان محدودیتهای این روش مطرح بوده است. در این نوشته با تلفیق سیگنال تحلیلی و معادله اویلر، روشی دقیق برای تخمین عمق معرفی شده است. به منظور بررسی صحت و کارایی روش پیشنهادی، این روش بر روی دادههای مغناطیس مصنوعی مدل کره در عمق 500 متری نیز بکار برده شده است. در این راستا نتایج تخمین شاخص ساختاری (N) برابر با 3 بدست آمد که هندسه کره را تأیید میکند. روش تخمین عمق اویلر بر روی دادههای مغناطیسی مدل منشوری، مدل دایک شیبدار و استوانه قائم نیز بکار برده شد. با کاربرد این روش بر روی دادههای محدودهای در منطقه شاهرود در شمال ایران، محدوده تغییرات عمقی توده بین 15 تا 35 متر تعیین شده است.
In this paper, we introduce a method for estimating the structural index. This method is used from analytic signal, a function in which defines as energy envelope of the three Cartesian gradients. The efficiency of this method was tested using a synthetic sphere model in 500 m depth.also the applicability of the Euler method was demonstrated on various synthetic models such as prism, dipping dike and vertical cylinder. The results have broad correlation with the assumed parameters used in constructing the models. Findings further showed that if the Euler method would be used correctly, it is able to determine the body regions. In other words, this method produces reasonable results about depth to top of the bodies on the boundaries of the subsurface body. The results of the depth estimation were plotted on a magnetic map by employing the circles with proportional diameter to the estimated depths. The Euler method was tested on real magnetic data from a ground magnetic surveying in North of Iran (Semnan province). In this region, 28 magnetic profiles with 300 m length an N-S direction were acquired. The profile spacing was selected equal to 20m based on the geological and field conditions. The dominant magnetic minerals are Magnetit and Hematit, in which in some portions are altered. The magnetic data was collected using Proton magnetometer model GM19. As the causative body geometry is unknown in this region, then we used from the combination of the analytic signal and Euler in order to estimate the structural index. The estimated value for the structural index was ,which can be dedicated to thin dike body. Further, we run the Euler method for estimating the depth to top of the causative body using the estimated structural index. The Euler method determined the depth to top of the body in the studied area as 15-35m
https://ijme.iranjournals.ir/article_1359_16e93be8f1636c6072a439a62588f837.pdf
معادله همگن اویلر
گرادیان میدان پتانسیل
شاخص ساختمانی
سیگنال تحلیلی
شاهرود
per
انجمن مهندسی معدن ایران
نشریه مهندسی معدن
1735-7616
2676-4482
2012-02-01
6
13
37
48
1360
research - paper
بررسی علل کاهش API گراویتی نفت خام در مخازن بنگستان
میدان نفتی منصوری
Reasons for the decreasing of API gravity in Bangestan crude Oil Reservoirs in Mansouri Oil Field, SW Iran
علی کردوانی
kordavani2002@yahoo.com
1
فریدون سحابی
fsahabi@ut.ac.ir
2
حسین معماریان
3
دانشگاه تهران
دالنشگاه تهران
دانشگاه تهران
خصوصیات فیزیکی و شیمیایی ترکیبات هیدروکربنی از قبیل گرانروی، درجه API، متاثر از نوع مواد آلی اولیه آن ها، محیط رسوب گذاری سنگ منشا و ضخامت رسوبات روی سنگ منشا می باشد. بر اساس مشاهدات جهانی، یکی از مشخصات نفت مخزن، افزایش درجه API با افزایش عمق است. افزایش پختگی حرارتی نفت در سنگ های منشا عمیق تر و زایش نفت سبک تر از کروژن در اعماق بیشتر، به همراه افزایش شکست حرارتی نفت درون مخزن و تولید نفت های سبک تر در مخازن عمیق تر، موجب می شود تا با افزایش عمق، درجه API نفت ها افزایش یابد.
در ایران نیز حوضه نفتی زاگرس از این قاعده مستثنی نبوده و کیفیت نفت خام در افق های مختلف چینه ای، به ازای افزایش عمق مخزن بهبود می یابد. این قاعده در مواردی با استثناهایی همراه است که نمونه ای از آن در میدان منصوری، واقع در فروبار دزفول، در جنوب غرب ایران مشاهده می شود. در این میدان درجه API نفت خام از مخزن بالایی (آسماری) به مخزن پایینی (ایلام)، سیر نزولی نشان داده و پس از آن به مخزن پایین تر (سروک) افزایش می یابد. همچنین، تجمع نفت سنگین به صورت آسفالت، مستقلاً در بخشی از توالی چینه ای در یکی از چاه ها مشاهده شده است.
در این تحقیق، با انجام آنالیزهای مختلف بر روی نمونه های نفت خام مخازن مختلف میدان منصوری، علل کاهش غیر طبیعی API گراویتی نفت خام در مخزن ایلام این میدان نسبت به مخازن آسماری و سروک بررسی شده است. بررسی حاضر نشان داد که علت تغییر API، جدایش ثقلی نفت در حین مهاجرت نفت از سنگ منشا به مخازن بالاتر بوده و احتمالاً به دلیل اثر جذب هیدروکربورهای قطبی بیشتر بر روی نفت مخزن ایلام و سیستم تغذیه مختلف در فازهای مختلف، درجه API نفت آن نسبت به نفت مخازن آسماری و سروک کمتر است
Physical and chemical properties of crude oil, including viscosity and API gravity, are commonly inherited from the early organic matter, environmental conditions in which they were deposited and depth of burial of the source beds. API gravity increases in deeper burial due to higher thermal maturation of organic matter in the source rocks and consequently, generation of lighter saturated hydrocarbons.
Mansouri Oil Field in the Dezful Embayment in northern Zagros, SW Iran, consists of three successive reservoir horizons including: Asmari Limestone (Oligo-Miocence), Ilam and Sarvak Formations (Bangestan Group) of Late and Mid Cretaceous age. API gravity variations do not follow the international depth order in these horizons, i.e., decrease from 25.83 in the upper reservoir (Asmari) to 21.46 in the lower (Ilam) and to 25.01 in the lower reservoir (Sarvak).
Geochemical analysis of 5 crude samples from 3 reservoir horizons indicated that frequency distribution of saturated and non-saturated hydrocarbons, as well as polar compounds (resins and asphaltens) in the Asmari and Sarvak formations are rather close to each other, but they differ remarkably within the Ilam formation, e.g., saturated hydrocarbons maximize to 60.51% in Asmari, 50.36% in Sarvak, and 37.22% in Ilam. However, aromatics decrease to a minimum of 28.64% in Asmari and 33.84% in Sarvak, but maximize to 41.8% in Ilam. On the other hand, crude materials in the Ilam reservoir contains 20.98% of polar compounds, while in Asmari reservoir; it decreases to a minimum of 10.89%.
Gas-chromatography analysis of crude samples from the Mansouri Oiled Field-showed that CPI results are rather similar and close to 1 , indicating that oils in the Sarvak, Ilam and Asmari resevoirs are generated from one source rock, which belongs to th Kazhdomi Formation. Other source potential, i.e., Pabdeh Formation, was not mature thermally and therefore, did not reach the stage of oil generation. It is concluded that the Oil Field consists of only one petroleum system.
Mansouri is an under-saturated oil field and lacks gas cap. Consequently, its gas-oil ratio is low and the lowest value is found in the Ilam reservoir. Minimum frequency distribution of paraffinie hydrocarbon and maximized content of aromatics and polar compounds in this reservoir could be probably due to strong variation of porosity and permeability in the Ilam Formation.
https://ijme.iranjournals.ir/article_1360_3878740f6217efe1ca157c1f72ce3476.pdf
API gravity
Geochemical analysis
Gas chromatography
Mass spectrometry
Biomarkers
Gas-oil ratio
Frequency distribution
Polar compounds
Mansouri Oil Field
Iran
per
انجمن مهندسی معدن ایران
نشریه مهندسی معدن
1735-7616
2676-4482
2012-02-01
6
13
47
56
1361
research - paper
جدایش نیکل و روی از محلولهای سولفاته از طریق استخراج همزمان و استریپ انتخابی با استفاده از استخراج کننده D2EHPA
Separation of Nickel and Zinc from Sulphate Solution by
Co-extraction and Selective Stripping Using D2EHPA
سید محمد جواد کلینی
koleini@modares.ac.ir
1
داوود مرادخانی
moradkhani@znu.ac.ir
2
محمود عبداللهی
minmabd@yahoo.com
3
پدرام اشتری
4
دانشگاه تربیت مدرس
دانشگاه زنجان
دانشگاه تربیت مدرس
سالانه در کارخانههای روی ایران حدود 20 هزار تن کیک فیلتر نیکل-کادمیم تولید میشود. برای بازیابی کادمیم محتوی، کیک فیلتر مذکور با اسید سولفوریک لیچ میگردد. سپس کادمیم موجود در مایع باردار بدست آمده با پودر روی، سمنته و به حالت اسفنجی در آمده و براحتی از مایع جدا میشود. بعد از این مرحله مایع بارداری حاوی g/L 25-20 روی، g/L 5/1-1 نیکل و مقادیر ناچیزی از دیگر ناخالصیها بدست میآید. بعد از مرحله سمنتاسیون کادمیم، pH محلول در حدود 3 میباشد. در تحقیق حاضر امکان جدایش نیکل و روی موجود در این محلولها، از طریق استخراج همزمان نیکل و روی و استریپ انتخابی نیکل با استفاده از استخراج کننده D2EHPA بررسی شد. با استفاده از D2EHPA که با کروزین رقیق شده بود، روی و نیکل بطور همزمان در 2/5=pH استخراج و نیکل بصورت انتخابی در 3-8/2=pH استریپ شد. مقادیر نسبت فازها (O/A) و غلظت استخراج کننده در مرحله استخراج همزمان، بترتیب 1/1 و 40 درصد حجمی تعیین شد. با استفاده از طرح آزمایش فاکتوریل کامل، تاثیر عاملهای pH و نسبت O/A بر فرایند استریپ انتخابی نیکل از فاز آلی بارگیری شده با نیکل و روی بررسی و مقادیر بهینه pH و O/A بترتیب برابر 8/2 و 1/3 تعیین شد. کارایی استخراج و استریپ نیکل از محلول در حالت بهینه بترتیب 93 و 95 درصد بدست آمد.
Annually 20000 t of Ni-Cd filter cake is produced in Iran zinc processing plants. For recovery of remained metals, filter cake is leached with sulphuric acid, and cadmium is cemented by zinc powder, thus it is separated from the solution easily. The remained purified solution contains about 20-25 g/L Zn, 1-1.5 g/L Ni and minor amounts of other impurities with pH 3. Separation of Ni and Zn separation is not easy due to very similar properties. The most important factor in solvent extraction is extrctant type. In alkyl phosphoric acid types, nickel transportation mechanism to organic phase is cationic exchange. In this study, the possibility of Ni and Zn separation from real and synthetic solutions by co-extraction of Ni and Zn and selective stripping of Ni by D2EHPA extractant was investigated and co-extraction of Ni and Zn results was considered. By using D2EHPA that was diluted with Kerosene in different volume ratios of 20, 30 and 40%, Zn and Ni were co-extracted in pH at 5.2, and then Ni was stripped at pH 2.8 - 3. By increasing the D2EHPA concentration from 20% to 40%, maximum Ni extraction increased from 85% to 93%. Phase ratio (A/O) and extractant concentration were optimized as 1.1 and 40% (v/v).The results showed that with D2EHPA 40%, the maximum A/O ratio for co-extraction of Zn and Ni was 1.25/1 and in higher ratios, the organic phase was destroyed. A full fractional design of the experiments was used to study the effects of variables such as pH, phase ratio and extractant concentration in the process. The optimum values of O/A and stripping pH were obtained as 3/1 and 2.8, respectively. It was found that in the optimum conditions, extraction and stripping recovery were 93% and 95%, respectively.
https://ijme.iranjournals.ir/article_1361_87259aa2711d3bf25fd2846067758e5e.pdf
استخراج حلالی
D2EHPA
روی
استریپینگ انتخابی نیکل
Solvent extraction
D2EHPA
Zinc
Nickel
Selective stripping
per
انجمن مهندسی معدن ایران
نشریه مهندسی معدن
1735-7616
2676-4482
2012-02-01
6
13
61
69
1362
research - paper
تعیین و بزرگ مقیاس کردن ثابت نرخ سینتیک خردایش کانسنگ آهن آبرفتی سنگان
Determination and Scale-up of Specific Rate of Grinding of Placer Iron Ore of Sangan
قربان ارجمند
ghorban_arjmand@yahoo.com
1
سید ضیاءالدین شفائی
2
محمد نوع پرست
noparast@ut.ac.ir
3
اکبر فرزانگان
farzanegan@ut.ac.ir
4
نعیمه غفاری توران
5
دانشگاه تهران
دانشگاه تهران
دانشگاه تهران
دانشگاه تهران
دانشگاه تهران
نرخ ویژه خردایش یکی از پارامترهای مهم در مدلسازی و شبیهسازی مدار خردایش است.این پارامتر با تغییر شرایط خردایش تغییر میکند. در این تحقیق سعی شد تا تاثیر قطر آسیا و گلوله، پرشوندگی آسیا بوسیله بارخردکننده و ماده معدنی و سرعت گردش آسیا بر سینتیک خردایش بررسی شود. تابع انتخاب سنگ آهن پلاسری سنگان با دانهبندی 10- میلیمتر در آسیای آزمایشگاهی با قطر 200 میلیمتر تعیین شد و مقادیر تابع انتخاب آزمایشگاهی به آسیای پایلوت با قطر 1200 میلیمتر بزرگ مقیاس شد. از نرم افزار BMCS v. 1.3 برای شبیهسازی آسیای پایلوت و پیشبینی دانهبندی محصول خروجی آن استفاده شد. نتیجه شبیهسازی انطباق خوبی با نتایج آزمایشهای پایلوت داشت. انطباق خوب این نتایج نشاندهنده صحت روابط و فرآیند به مقیاس کردن تابع انتخاب از آسیای آزمایشگاهی در مقیاس کوچک به آسیای پایلوت در مقیاس بزرگتر است. بر این اساس، میتوان با اطمینان کافی از تابع انتخاب بزرگ مقیاس شده برای شبیهسازی عملکرد آسیاهای بزرگتر در مقیاس صنعتی برای اهداف طراحی استفاده نمود.
Nowadays different methods are being applied to improve scientists’ knowlage regarding the concept and mechanism of processes. One of these methods is mathematical modeling of processes, which is supposed to define and determine the parameters affecting the process. In mineral processing, the specific rate of grinding is one of the most important parameters for modeling and simulation of grinding circuits. Since high percent of energy is often consumed by the comminution circuit in a mineral processing plant, thus it needs to be properly investigated. The rate vareis with changing of the grinding conditions and the equipments selected for a specific task. There are several parameters affecting on the efficiency, effectiveness and on the model to be developed for energy consumption in a grinding circuit, the optimization of which should be conducted through a suitable modeling and simulation process. The material of this investigation was provided from the Sangan placer iron ore deposit, located 1000 km far from Tehran(Iran). This study aimed to investigate the effect of mills and balls diameter, ball and powder filling of the mill and rotational speed on grinding kinetics. Breakage distribution function of the placer iron ore of Sangan with a 10-millimeter maximum particle size was determined in the laboratory by a 200 millimeter mill. Values of the laboratory selection function were scaled up for a pilot mill with a diameter of 1200 millimeter. Austin's equations were used as a basis for the scale-up process. For validation of the models and checking the correctness of the scale-up process, BMCS simulator v. 1.3 was used for prediction of particle size distribution of the pilot mill discharge. The simulation results were found to be in a good agreement with the pilot test measured data. The good agreement between the discharge measured and the predicted particle size distributions confirms validity of the scale-up relationships and procedure. Therefore, the scaled-up selection function can be used confidently for design goals.
https://ijme.iranjournals.ir/article_1362_0d9c436af9832a22d9461b8f2992f53c.pdf
مدلسازی و شبیه سازی
سینتیک خردایش
بزرگ مقیاس کردن تابع انتخاب
سنگان
modeling and simulation
Grinding kinetics
Selection function scale up
Sangan
per
انجمن مهندسی معدن ایران
نشریه مهندسی معدن
1735-7616
2676-4482
2012-02-01
6
13
67
78
1363
research - paper
شبیهسازی مدار بسته آسیای نیمهخودشکن و هیدروسیکلون کارخانه فرآوری طلای آقدره
Closed Circuit Simulation of SAG Mill and Hydrocyclone Units at Aghdarreh Gold Plant
اکبر فرزانگان
farzanegan@ut.ac.ir
1
علی ابتداعی قلائی
ali.ebtedaei64@gmail.com
2
دانشگاه تهران
دانشگاه تهران
کانسنگ استخراجی از معدن طلای آقدره به منظور آزادسازی ذرات حاوی فلز طلا، نخست تحت فرآیندهای سنگشکنی و آسیاکنی در کارخانه فرآوری قرار میگیرد. سپس، ذرات خرد شده با استفاده از یک خوشه هیدروسیکلون در مدار بسته با آسیای نیمهخودشکن طبقهبندی میشوند و بهدنبالآن استحصال طلا با روش فروشویی و سیانوراسیون داخل مخازن همزندار انجام میگیرد. در این تحقیق بهینهسازی مدار خردایش این کارخانه، با هدف کاهش ابعاد محصول نهایی (p80)به کمتر از 70 میکرون برای افزایش درجه آزادی ذرات طلادار با ظرفیت موجود و با رویکرد توجه به فرآیند فروشویی با روش مدلسازی و شبیهسازی توسط نرمافزار MODSIM™ انجام شد. جریانهای مختلف مدار خردایش در دو مرحله و در وضعیت یکنواخت عملیات نمونهبرداری شدند. نخست، دادههای توزیع اندازه ذره نمونههای جمعآوری شده به منظور مدلسازی دقیقتر مدار، موازنه جرم شدند. سپس از نرمافزار MODSIM، برای کالیبراسیون مدلها و شبیهسازی مدار استفاده شد. پس از اعتبارسنجی مدل کالیبره شده پلیت در محیط MODSIM، شبیهسازی مدار خردایش با قطر داخلی سرریز و قطر داخلی تهریز بهترتیب با اندازههای 82 و 70 میلیمتر، با تعداد 6 سیکلون در حال کار و افزایش درصد حجمی بار داخل آسیای نیمهخودشکن از 21 درصد به 35 درصد با حجم بار گلوله 10 تا 12 درصد، انجام شد که نشان میدهد (p80) محصول آسیاکنی قابل کاهش به حدود ۵۱ میکرون میباشد.
The run-of-mine ore of Aghdarreh gold mine is comminuted through crushing and grinding stages to achieve the required degree of liberation of gold particles. The comminution circuit consists of a SAG mill equipped with a discharge trommel and a hydrocyclone package which is operated in closed circuit with the SAG mill. The hydrocyclone package, is used to classify the particles ground by the SAG mill. The overflow of hydrocyclone package is fed to the gold recovery circuit at downstream. Gold extraction is carried out by leaching process and cyanidation within the stirred tanks.
In this research, optimization study of the grinding circuit of Aghdarreh gold processing plant was done by modeling and simulation using MODSIM software to reduce P80 of the closed SAG circuit to less than 70 microns in order to increase the degree of liberation of gold particles at the same current circuit capacity. Plant sampling campaigns were scheduled to determine the required parameters of SAG mill model, i.e., breakage distribution function, selection function, calibrating Plitt's model and validation of models. Breakage distribution function was defined by the MODSIM software based on t10 vs. ECS model parameters (A and b) and abrasion parameter (ta) provided by the user. Selection function was also defined by the simulation software based on the given Austin model parameters (a, α, μ and Λ). Two plant surveys were done to collect the samples from various grinding circuit streams. In both sampling surveys, incremental sampling from all circuit streams including trommel undersize and oversize (ore scats), hydrocyclone feed, underflow and overflow were done at steady state for a time period of two hours. The SAG mill fresh feed was also sampled by temporarily stopping the conveyor belt and collecting enough ore material from a cut with two meters length. Operating conditions during the sampling were recorded based on the control room readings. The final sample for each stream was prepared by combining the incremental samples taken every ten minutes.
Particles size distribution and solid percent of all samples, except SAG mill feed, were determined in the laboratory and then balanced by NorBal data reconciliation software. The balanced particle size distributions and flow rates were used in the MODSIM software for models’ calibration and subsequent simulations. After validating the calibrated Plitt's model based on the second sampling survey, circuit simulations were done for internal overflow and underflow diameters equal to 82 and 70 mm, respectively, six hydrocyclones in operation, increasing the charge volume from 21 to 35 % and increasing the ball charge volume from 10 to 12 %. Based on the mentioned input data, the prediction showed that P80 of the circuit product can be reduced to approximately 51 microns.
.
https://ijme.iranjournals.ir/article_1363_c0039d77f58ae9930dfbb63402f151bf.pdf
مدارهای آسیاکنی
مدلسازی و شبیهسازی خردایش
بهینهسازی آسیاهای نیمهخودشکن
کارخانه طلای آقدره
Grinding circuits
Comminution modeling and simulation
Optimization of SAG mills
Aghdarreh gold plant
per
انجمن مهندسی معدن ایران
نشریه مهندسی معدن
1735-7616
2676-4482
2012-02-01
6
13
79
91
1364
research - paper
پیش بینی مدول تغییرشکل توده سنگ مبتنی
بر روش های تحلیلی و عددی
Estimation of Rock Mass Deformation Modulus Based on Analytical and Numerical Methods
محمد عبادی
1
سعید کریمی نسب
kariminasab@uk.ac.ir
2
حسین جلالی فر
3
دانشگاه کرمان
دانشگاه شهیدباهنر کرمان
دانشگاه شهید باهنر کرمان
تعیین مدول تغییر شکل توده سنگ یکی از ملزومات اساسی در انجام پروژههای مختلف، بویژه پروژههای عمرانی است. برای تعیین مدول تغییر شکل میتوان از روشهای اندازهگیری برجا همچون روشهای دیلاتومتر، بارگذاری صفحهای و جک تخت استفاده کرد. از طرف دیگر این روشها بسیار وقتگیر و پرهزینه هستند. یکی دیگر از راههای پیشبینی مدول تغییر شکل توده سنگ، استفاده از روشهای تحلیلی است. با استفاده از این روشها میتوان به ارزیابی عوامل مؤثر بر تعیین مدول پرداخت. مبنای روشهای تحلیلی بر اساس مجموع جابجایی ناشی از جابجایی ماده سنگ و جابجایی درزهها است که در نهایت مدول توده سنگ را تشکیل میدهند. در روشهای تحلیلی ارائه شده فشار جانبی در روابط دیده نشده است؛ بنابراین در این تحقِق به بررسی تأثیر فشار جانبی با استفاده از روشهای تحلیلی در مقدار مدول توده سنگ پرداخته شده است. برای ارزیابی و کنترل روابط تحلیلی و محاسبه قابلیت اطمینان این روشها، از آزمایشهای انجام شده در این زمینه استفاده شده است. همچنین نتایج حاصل از روشهای تحلیلی با روشهای عددی مقایسه شده است. با توجه به مقایسه نتایج حاصل از روشهای تحلیلی با آزمایشهای انجام شده و همچنین مدلسازی عددی، قابلیت اطمینان روشهای عددی برای مقایسه با روشهای تحلیلی مشخص شد. در نهایت مقایسه نتایج مدلسازی عددی و رابطه تعمیم یافته حاصل از روشهای تحلیلی، همبستگی بالایی را نشان داد.
Determination of rock mass deformation modulus is one of the main requirements of any civil engineering project. Deformation modulus can be determined by in situ tests such as dilatometer, plate loading and flat jack tests. However, these methods are time consuming and expensive. Analytical methods can be also used to estimate the deformation modulus. These methods can easily evaluate factors affecting the deformation modulus. Analytical methods are based on summing of all displacements of intact rock and joints, which finally predict the deformation modulus of rock mass. In this paper, the effect of lateral stresses on the deformation modulus of jointed rock mass is taken into account. This parameter has not been considered in the previous analytical methods. In order to control and evaluate the analytical equations and to estimate the reliability of these methods, the results of laboratory tests carried out by Pinto on three schist samples were used. Moreover, the results of analytical methods were compared with the numerical methods using 3DEC software. Based on this comparison, it can be stated that:
- The shear force of the lateral pressure increases the deformation modulus whereas its normal force decreases the deformation modulus of jointed rock mass. Totally, an increase of the lateral pressure will increase the total modulus of the rock mass.
- Increasing of the joint normal angle, with σ1, joint spacing, joint normal stiffness (kn), joint shear stiffness (ks) and the ratio of in situ principal stresses and confining stresses results in increasing of the deformation modulus of the jointed rock mass. by increasing of these parameters from certain values, the rate of modulus increasing significantly decreases so that the rock mass modulus equals to intact rock modulus.
- In the blocks containing one and three joint sets, a good correlation was obtained between the modulus calculated from the mathematical equations and the numerical modeling in the absence of the confining pressure. Their maximum error obtained as 2.5% and 2.2%, respectively.
- Having applied the lateral pressure in a block containing one and three joint sets, the analytical approach and the numerical modeling estimated an error around 7% and 14%, respectively.
- The results obtained from the suggested analytical method, the numerical modeling and the laboratory tests showed that there is a good agreement among them, which reveals the high accuracy of the analytical model.
https://ijme.iranjournals.ir/article_1364_288ad184be624ede73b2cbe6c15c0fdf.pdf
مدول تغییر شکل
توده سنگ
روش تحلیلی
مدلسازی عددی
تنش جانبی
Deformation modulus
rock mass
analytical method
Numerical Modeling
Lateral stress
per
انجمن مهندسی معدن ایران
نشریه مهندسی معدن
1735-7616
2676-4482
2012-02-01
6
13
97
101
1365
research - paper
اعتبار سنجی الگوریتم کوروبوف اصلاحشده به کمک الگوریتم لرچ و گروسمن
Validation of the corrected form of the Korobov algorithm with the Lerchs and Grossmann method based on graph theory
ابراهیم الهی زینی
Ellahi_ebrahim@yahoo.com
1
رضا کاکایی
R_kakaie@shahroodut.ac.ir
2
شرکت زغالسنگ البرز شرقی
دانشگاه صنعتی شاهرود
یکی از روشهای استخراج معادن سطحی روش روباز است که در آن استخراج ماده معدنی به صورت پلهای انجام میشود. محدوده نهایی معدن در این روش که معرف شکل آن در پایان عمر معدن است، باید قبل از استخراج طراحی شود. محدوده نهایی معدن را میتوان با روشهای دستی و رایانهای طراحی نمود. در روش دستی محدودهی سربهسری معدن طراحی میشود ولی هدف در طراحی رایانهای تعیین محدوده بهینه معدن است. محدوده بهینه، محدودهای است که سود حاصل از آن حداکثر باشد. جهت طراحی محدوده بهینه الگوریتمهای متعددی همچون مخروط شناور، الگوریتم کوروبوف، الگوریتم کوروبوف اصلاح شده و الگوریتم لرچ و گروسمن مبتنی بر نظریه گراف ارائه شده است که هر کدام دارای معایب و مزایای خاصی هستند. طراحان الگوریتم کوروبوف اصلاح شده معتقداند این الگوریتم قادر است در همه حالتها محدوده بهینه واقعی را برآورد نماید. با توجه به اینکه ثابت شده الگوریتم لرچ و گروسمن قادر است در همه حالتها محدوده بهینه واقعی را محاسبه نماید، لذا در این مقاله، الگوریتم کوروبوف اصلاح شده در مدلهای مختلف مورد نقد و بررسی قرار گرفته و نتایج حاصل با الگوریتم لرچ و گروسمن مقایسه شده است. نتایج نشان میدهد که روش مذکور درعین سادگی قادر نیست محدوده بهینه واقعی را در بعضی از مدلها پیدا نماید.
Open pit mining is one of the most important methods of surface mining in which extraction of mineral deposit is carried out in benches. Ultimate limits of an open pit which define its size and shape at the end of the mine’s life must be designed before to start the operation. Manual and computer methods can be used to determine optimum ultimate pit limits. Manual methods of designing pit limits are based on stripping ratios and involve determining break even pit limits. The objective of computer methods is to determine the optimum ultimate pit outline for which the net profit is maximized. A number of algorithms such as floating or moving cone method, the Korobov algorithm and the corrected form of this method and the Lerchs and Grossmann algorithm based on graph theory have been developed to find out the optimum final pit limits. Each of these methods has special advantages and disadvantages. The designers of the corrected form of Korobov algorithm claim that this method is able to yield the true optimum pit in all the cases. The aim of this paper is to examine this method for being as a true optimum pit algorithm. This method is compared with the Lerchs-Grossmann algorithm which is the only method that can be proved, rigorously, always to yield the true optimum pit. The results show that the corrected form of Korobov algorithm is not always able to find out a true optimum pit outline.
.
https://ijme.iranjournals.ir/article_1365_45fd107f39519f6fff520d43d08dd45c.pdf
معادن روباز
محدوده بهینه
الگوریتم کوروبوف اصلاح شده
الگوریتم لرچ و گروسمن
Open pit mining
Ultimate Pit Limit
Corrected form of Korobov algorithm
Lerchs-Grossmann algorithm