انجمن مهندسی معدن ایراننشریه مهندسی معدن1735-7616165220210923Removal of impurities from solution containing rare earth elements by precipitation and rare earth elements recovery using ion exchangeحذف ناخالصیهای محلول حاوی عناصرنادرخاکی به روش ترسیب و بازیابی عناصر به روش تبادل یونی11124178610.22034/ijme.2020.114869.1753FAنگار مهربانی مطلقکارشناس ارشد فرآوری مواد معدنی، دانشگاه تربیت مدرسمحمود عبدالهیاستاد، بخش مهندسی معدن دانشگاه تربیت مدرساسماعیل دره زرشکیاستادیار بخش مهندسی مواد و متالورژی، دانشکده فنی دانشگاه شهید باهنرکرمانفراز سلطانیاستادیار دانشکده مهندسی علوم زمین دانشگاه صنعتی اراکJournal Article20190925Rare earth elements are generally separated from the leaching solution by concentration as a by-product of the processing plants. Among the main problems of their separation and extraction is the low level of them in the leaching stage. This study aimed to recover available rare earth elements from leaching solution of the non-magnetic sample of the Gazestan iron ore. The solution under investigation contained low concentrations of the rare elements cerium, lanthanum, neodymium, and yttrium, along with significant impurities including ferric ions, calcium, and phosphorus. Therefore, the removal of impurities, especially iron, were investigated. In this regard, it was tried to precipitate rare earth elements as fractional. The two main methods examined, 1) fractional precipitation of rare elements, iron and phosphate, and 2) precipitation of rare elements and calcium while increasing the solution temperature and remaining iron in the solution. Finally, the results of the two methods showed that rare earth elements were concentrated effectively. The REEs concentrated around two to three times higher than their initial level in the concentration step. After that, the adsorption experiments were performed on a batch scale by the Dowex50 WX4 cationic resin. Some experiments were also considered to investigate the effect of temperature enhancement on the adsorption of REEs on resin from the concentrated solution. As the temperature increased, the adsorption of the REEs from the solution increased significantly. In this case, the removal of iron was around 98%. The maximum adsorption of cerium, lanthanum, neodymium, and yttrium on the resin was, 99.11%, 98.67%, 99.0%, and 97.27%, respectively.هدف از این تحقیق، بازیابی عناصر نادر خاکی از محلول لیچینگ نمونه غیرمغناطیسی کانسنگ آهن گزستان است. محلول مورد بررسی حاوی عناصر نادر سریم (47 میلیگرم بر لیتر)، لانتانیم (67<sub>/</sub>21 میلیگرم بر لیتر)، نئودیمیم (67<sub>/</sub>21 میلیگرم بر لیتر) و ایتریم (22 میلیگرم بر لیتر) و و ناخالصیهای عمدهای از جمله آهن (III) (33<sub>/</sub>15727 میلیگرم بر لیتر)، کلسیم (33<sub>/</sub>353 میلیگرم بر لیتر) و فسفر (67<sub>/</sub>1156 میلیگرم بر لیتر) بود. با توجه به مقدار قابل توجه ناخالصیها در محلول، حذف آنها (به ویژه آهن) به روشهای مختلف از جمله رسوب دادن و استفاده از رزینهای تبادل یون مورد بررسی قرار گرفت. نتایج نشان داد این روشها در تغلیظ بیشتر عناصر نادر خاکی موفق بوده و غلظت عناصر تا سه برابر نسبت به میزان اولیه در محلول افزایش یافته است. نتایج جذب عناصر نادر خاکی از محلول تغلیظ شده به روش رسوبدهی این عناصر با افزایش دمای محلول بسیار مطلوب بود و میزان حذف آهن در این روش به 98 درصد رسید. آزمایشهای جذب ناپیوسته (Batch) با رزین کاتیونی Dowex50 WX4 نشان داد، میزان بازیابی عناصر نادر سریم، لانتانیم، نئودیمیم و ایتریم بر روی رزین یاد شده به ترتیب برابر 11<sub>/</sub>99، 67<sub>/</sub>98، 0<sub>/</sub>99، 27<sub>/</sub>97 درصد است.انجمن مهندسی معدن ایراننشریه مهندسی معدن1735-7616165220210923Application of Fuzzy AHP in Order to Risk Management of Pre-mature Mine Closureکاربرد تحلیل سلسله مراتبی فازی در مدیریت ریسک بسته شدن پیش از موعد معادن122424329210.22034/ijme.2021.115672.1758FAفرهنگ وصالدانشجوی کارشناسی ارشد مهندسی استخراج معدن، دانشگاه بین المللی امام خمینی )ره(، قزوینرضا شکورشهابیاستادیار گروه مهندسی معدن، دانشکده فنی و مهندسی، دانشگاه بین المللی امام خمینی(ره) قزوین،آرش ابراهیم آبادیدانشیار گروه مهندسی معدن، واحد قائم شهر، دانشگاه آزاد اسالمی، قائم شهر، ایرانJournal Article20191012A mine closure plan is implemented while mine’s deposit is totally exhausted. It is necessary to precisely identify and analyze these factors and their impacts on mine’s life. In this research, with the purpose of identifying and analyzing the factors affecting the premature closure of Chadermaloo Iron ore mine, a comprehensive risk closure model of Chadormalou mine was developed based on the Laurence’s closure risk model. With this respect, in order to assess the probabilities and consequences of broad and sub-issue closure risks, questionnaires have been provided and distributed through the seven experts in case study mine site and filled questionnaires based on experts’ judgment collected to obtain certain values of risks. In the next step, identification and ranking of the factors affecting the premature closure of surface mines was designed in a hierarchical structure in order to predict and take appropriate measures. The model at the level of criteria includes four main components consists of probability of occurrence, consequence, uncertainty of estimation and ability of the organization in responding to risk. The alternatives comprises risk factors in the social, political, economic, environmental, legal, technical, safety and health issues. Whole calculations were performed in accordance with Chang approach through Fuzzy Analytical Hierarchy Process (FAHP) to evaluate and rank relative and final weights of each criterion involved in premature closure risk assessment. The results of application of closure risk model to Chadormaloo mine demonstrated that the mine is classified as "moderate" from premature closure point of view. The closure probability of 30 percentage shows the mining activities are able to be continued. This implies more attention should be paid to eliminate or minimize the impacts of these issues within mine’s planning and design.بسته شدن پیش از موعد معادن و توقف عملیات معدنکاری، به دلایلی غیر از اتمام ذخیره اقتصادی معدن و در اثر عوامل مختلف داخلی و محیطی هر معدن انجام میگیرد. در این تحقیق که با هدف شناسایی و تحلیل عوامل مؤثر بر بسته شدن پیش از موعد معدن سنگ آهن چادرملو انجام گرفت. ابتدا مدل جامع ریسک بسته شدن معدن چادرملو بر مبنای شش سری ریسکهای اصلی مطابق مدل لارنس تهیه و با توجه به نظر خبرگان مقادیر احتمال و شدت به صورت اعداد قطعی محاسبه شد. سپس با توجه به ماهیت مسئله، شناسایی و رتبهبندی عوامل مؤثر در بسته شدن پیش از موعد معادن سطحی در قالب یک مسئله سلسله مراتبی طراحی شد. بدین منظور از روش تحلیل سلسله مراتبی فازی بهره گرفته شد. این مدل در سطح معیارها شامل چهار مؤلفه اصلی احتمال وقوع، میزان تأثیر، عدم اطمینان تخمین و توانایی سازمان در واکنش به ریسک و در سطح آلترناتیوها شامل فاکتورهای مختلف ریسکزا در فعالیتهای معدنی است. محاسبه اوزان نسبی و نهایی هر یک از معیارها و عوامل ایجاد ریسک بسته شدن پیش از موعد معدن انجام شد. نتایج مدل ریسک بسته شدن نشانگر ردهبندی «متوسط» بسته شدن پیش از موعد معدن چادرملو است و ریسکهای زیستمحیطی و اجتماعی بالاترین امتیازها نسبت به بقیه عوامل را دارند. نتایج محاسبات مدل بر مبنای تحلیل سلسله مراتبی فازی، نشان میدهد که عوامل اقتصادی، زیستمحیطی و فنی به عنوان اصلیترین دلایل بسته شدن پیش از موعد معدن چادرملو است.انجمن مهندسی معدن ایراننشریه مهندسی معدن1735-7616165220210923An Integer Mathematical Programming Model for Production Scheduling Problem in Open-Pit Mines under Grade Uncertainty and Solving Using the Firefly Algorithmارائه مدل برنامهریزی ریاضی عدد صحیح برای مسئله زمانبندی استخراج در معادن روباز تحت شرایط عدم قطعیت عیار و حل آن با استفاده از الگوریتم کرم شبتاب244024329410.22034/ijme.2021.118267.1772FAکامیار طلوعیدانشجوی دکتری ، دانشکده مهندسی نفت و معدن، واحد تهران جنوب، دانشگاه آزاد اسالمی،احسان موسویاستادیار، دانشکده مهندسی نفت و معدن، واحد تهران جنوب، دانشگاه آزاد اسالمی،امیر حسین بانگیان تبریزیاستادیار، دانشکده مهندسی نفت و معدن، واحد تهران جنوب، دانشگاه آزاد اسالمی،پیمان افضلدانشیار، دانشکده مهندسی نفت و معدن، واحد تهران جنوب، دانشگاه آزاد اسالمی،عباس آقاجانی بزازیاستادیار، دانشکده مهندسی معدن، دانشگاه کاشان0000-0002-4180-2830Journal Article20191208Long-term production scheduling in open-pit mines is a crucial issue in mining planning and determines the distribution of cash flow throughout the life of the mine. The purpose of the planning is to maximize the net present value by taking into account all operational constraints such as slope, mixing of different grades, mineral production, and extraction capacity. The uncertainties associated with model data play an important role in optimizing long-term production plans. Among the uncertainties, grade uncertainty plays a major role. In this paper, hybrid models are presented by the Lagrangian relaxation (LR) method, augmented Lagrangian relaxation (ALR) method, and firefly algorithm (FA) to solve the long-term production scheduling problem of open-pit mines with the assumption of deterministic and also considering the grade uncertainty. The firefly algorithm is used to update the Lagrange multipliers. The newly proposed approaches are based on optimizing Lagrangian multipliers and comparing them with the results of combined Lagrangian relaxation method and augmented Lagrangian relaxation with the Genetic Algorithm (GA), and the traditional sub-gradient (SG) method. For solving and validating the obtained model, Chadarmelo iron ore mine is considered as a suitable case study. The results of the case study show that the combined strategy (ALR-FA) can provide a near-optimal solution over other methods such that, over a given period, the net present value using the proposed hybrid approach is 20.11% higher than the traditional method is available. Also, the CPU speed of the proposed model is 4.7% more than the other methods.برنامهریزی تولید بلندمدت در معادن روباز یک امر بسیار حیاتی در برنامهریزی معدن است و توزیع جریان نقدینگی را در سراسر عمر معدن مشخص میکند. هدف برنامهریزی، بیشینهکردن ارزش خالص فعلی با در نظر گرفتن همه محدودیتهای عملیاتی از قبیل شیب، آمیختن عیارهای مختلف، تولید ماده معدنی و ظرفیت استخراج است. عدم قطعیتهای مرتبط با دادههای مدل، نقش به سزایی در بهینهسازی برنامههای تولید بلندمدت دارند. در میان عدم قطعیتها، عدم قطعیت عیار، سهم عمدهای را ایفا میکند. در این مقاله مدلهای ترکیبی به وسیله روش آزادسازی لاگرانژی (LR)، روش آزادسازی لاگرانژی تعمیمیافته (ALR) و الگوریتم کرم شبتاب (FA) برای حل مساله برنامهریزی تولید بلند مدت معادن روباز با فرض قطعیت و همچنین، با در نظر گرفتن عدم قطعیت عیار ارایه شدهاند. الگوریتم کرم شبتاب برای به روزرسانی ضرایب لاگرانژ مورد استفاده قرار گرفته شده است. رویکردهای جدید پیشنهاد شده با نتایج روشهای ترکیبی حاصل از آزادسازی لاگرانژی و آزادسازی لاگرانژی تعمیمیافته با الگوریتم ژنتیک (GA) و روش سنتی زیرگرادیان (SG) مقایسه شدهاند. برای حل و اعتبارسنجی مدل به دستآمده، معدن سنگ آهن چادرملو به عنوان مورد مطالعاتی مناسب، در نظرگرفته شده است. نتایج حاصل از مطالعه موردی نشان میدهد که استراتژی ترکیبی<br /> ALR-FA میتواند راهحل بهینه را نسبت به روشهای دیگر ارایه کند؛ بهطوریکه، در طول یک دوره زمانبندی دوازده ساله، میانگین ارزش خالص با استفاده از روش ترکیبی پیشنهادی 11<sub>/</sub>20 درصد بیشتر از روش سنتی موجود است. همچنین، سرعت CPU از مدل پیشنهادی، 7<sub>/</sub>4 درصد بیشتر از دیگر روشها حاصل شد.انجمن مهندسی معدن ایراننشریه مهندسی معدن1735-7616165220210923Optimization of Long-Term Production Planning in Sublevel caving Methodبهینهسازی برنامهریزی تولید بلندمدت در روش استخراج تخریب در طبقات فرعی415024179210.22034/ijme.2020.122373.1790FAمرتضی شناوردانشجوی دکتری، دانشکده معدن و متالورژی، دانشگاه صنعتی امیرکبیر،مجید عطایی پوردانشیار، دانشکده معدن و متالورژی، دانشگاه صنعتی امیرکبیر0000-0002-2387-8831مهدی رحمان پوراستادیار، دانشکده مهندسی معدن، دانشکده فنی دانشگاه تهران0000-0002-8247-8758Journal Article20200229Production planning in underground mines is still a manual process and there are no suitable tools for optimal production planning for these mines. It is impossible to achieve a real optimum result through manual programming because of the complexity of underground mines and production planning problems in these mines. Due to the increasing consumption of minerals on one hand and the depth of mineral reserves, on the other hand, efforts to achieve comprehensive production planning optimization methods in underground mines and especially large-scale production methods with high production rates are inevitable. Among the underground mining methods, sublevel caving is a common method for hard rock mining, and there are very few studies of long-term production planning for this method. In this paper, a new mathematical model with the aim of maximizing the net present value (NPV) is presented to optimize the production planning of the sublevel caving method. The technical and operational constraints of the sublevel caving method such as development constraints, production capacity, sublevels geometry, and storage access are included in this model. The proposed model was implemented on an economic block model and the maximum NPV was determined. A comparison of the results obtained with the results of manual planning shows a significant increase in NPV mining operations.برنامهریزی تولید در معادن زیرزمینی همچنان یک فرآیند طراحی دستی است و ابزارهای مناسب برای تهیه برنامهریزی تولید بهینه برای این معادن وجود ندارد. دستیابی به نتیجه بهینه واقعی از طریق برنامهریزی دستی به دلیل پیچیدگی معادن زیرزمینی و مشکلات برنامهریزی تولید در این معادن امری غیرممکن است. با توجه به افزایش روز افزون مصرف مواد معدنی از یک طرف و افزایش عمق ذخایر معدنی از طرف دیگر، تلاش برای دستیابی به روشهای جامع بهینهسازی برنامهریزی تولید در معادن زیرزمینی و به ویژه روشهای استخراج بزرگ مقیاس با آهنگ تولید بالا اجتنابناپذیر است. از بین روشهای استخراج زیرزمینی، روش استخراج تخریب در طبقات فرعی روشی متداول برای استخراج سنگهای سخت با آهنگ تولید بالا است و مطالعات بسیار محدودی در زمینه برنامهریزی تولید بلندمدت برای این روش وجود دارد. در این مقاله، برای بهینهسازی برنامهریزی تولید روش استخراج تخریب در طبقات فرعی، یک مدل جدید ریاضی با هدف بیشینه کردن ارزش خالص فعلی (NPV) ارایه شده است. محدودیتهای فنی و اجرایی روش استخراج تخریب در طبقات فرعی مانند محدودیتهای بازکنندهها و آمادهسازیها، ظرفیت تولید، هندسه طبقات فرعی و دسترسی به ذخیره در این مدل منظور شدهاند. مدل ارایه شده بر روی یک مدل بلوکی اقتصادی اجرا و حداکثر NPV تعیین شد. مقایسه نتایج به دست آمده با نتایج حاصل از روش برنامهریزی دستی، افزایش قابل توجهی در NPV عملیات معدنکاری را نشان میدهد.انجمن مهندسی معدن ایراننشریه مهندسی معدن1735-7616165220210923Comparison of zonality indices in position determination of porphyry copper ore in Daralu, south of Kerman provinceمقایسه شاخصهای منطقهبندی در تعیین موقعیت توده معدنی مس پورفیری درآلو، جنوب استان کرمان516224329510.22034/ijme.2021.122094.1811FAفرشته حسن زادهدانشجوی دکتری مهندسی معدن، بخش مهندسی معدن، دانشگاه شهید باهنر کرمانمحمود شمس الدینی نژاددانشجوی دکتری مهندسی معدن، بخش مهندسی معدن، دانشگاه شهید باهنر کرمانغلامرضا رحیمی پور.استادیار بخش مهندسی معدن، دانشگاه شهید باهنر کرمانJournal Article20200501The porphyry copper deposit of Daralu is located 130 km south of Kerman province and in the metallogenicall zone of Dehaj-Sardouiyeh. The estimated Mineral storage of the deposit until 2019 is 294 million tons with an average grade of 0.35% Cu. The study of lithogeochemical zonality indicators is used to identify the type of deposit, determine the location and depth of the ore body. In this study, standard lithogeochemical zonality indicators that are used to identify the position of the world's porphyry copper deposits were compared with each other in the Daralu porphyry copper deposit. Among these indicators, the Cu/Mo zonality index and then the (Zn*Pb)/(Cu*Mo) show legal behavior Compared to other indicators, and their trend is steadily declining from surface to depth. Based on the numerical values of the zonality index (Zn*Pb)/(Cu*Mo) for the standard porphyry copper deposits, the ore body in Daralu deposit is located at an absolute height of 2950 to 2750 meters and the depth of the sub ore primary lithogeochemical haloes of the deposit were determined from 2750 to 2550 m. However, based on the numerical values of the Cu/Mo index, the final depth of the sub ore primary lithogeochemical haloes was estimated at 2425m, although the results of both indicators confirmed each other and overlapped. Also, by using the linear lithogeochemical productivity of the elements in different horizons, the lithogeochemical zonality sequence of the elements was calculated in the form of Mo-(V,Co)-Au-Ag-Ni-Pb-As-Sb-Cu-(Zn,Cd,Mn) from the depth to surface. The highest molybdenum value belonging to the absolute height of 2550 meters (the deepest part of the deposit) and the highest amount of lead were recorded at absolute height of 2950 meters (deposit surface). Indices and sequence of elements was determined that the supra ore is washed away and mineral mass is close to the surface.کانسار مس پورفیری درآلو در 130 کیلومتری جنوب استان کرمان و در زون متالوژنی دهج- ساردوییه واقع شده است. میزان ذخیره اقتصادی تخمین زده شده برای کانسار تا سال 1398، 294 میلیون تن با متوسط عیار مس 35<sub>/</sub>0 درصد است. مطالعه شاخصهای منطقهبندی در تشخیص نوع کانسار، موقعیت و تعیین عمق توده معدنی کاربرد دارد. در این مطالعه شاخصهای منطقهبندی استانداردی که در شناخت وضعیت قرارگیری کانسارهای مس پورفیری جهان کاربرد دارد، در کانسار مس درآلو با یکدیگر مقایسه شدند. از میان این شاخصها، شاخص منطقهبندی Cu/Mo و پس از آن شاخصهای (Zn)(Pb)/(Cu)(Mo) رفتار قانونمندی در مقایسه با شاخصهای دیگر از خود نشان میدهند که روند آنها به طور پیوسته نزولی از سطح به عمق کاهش پیدا میکند. بر اساس مقادیر عددی شاخص منطقهبندی (Zn)(Pb)/(Cu)(Mo) کانسارهای استاندارد مس پورفیری، توده معدنی درآلو در ارتفاع مطلق 2950 تا 2750 متری و عمق هالههای زیر کانساری از ارتفاع 2750 تا 2550 متری تعیین شد، درحالی که بر اساس مقادیر عددی شاخص Cu/Mo، عمق نهایی هالههای زیر کانساری 2425 متر تخمین زده شد که البته نتایج هر دو شاخص یکدیگر را تایید و با یکدیگر همپوشانی دارند. همچنین با استفاده از قدرت تولید خطی عناصر در افقهای مختلف ردیف زونالیته عناصر به صورت Mo- (V, Co)- Au- Ag- Ni- Pb- As- Sb- Cu- (Zn,Cd,Mn) از سطح به عمق محاسبه شد، به گونهای که بیشترین مولیبدن متعلق به ارتفاع مطلق 2550 متر در عمیقترین بخش کانسار و بیشترین مقدار روی در ارتفاع 2950 متری (سطح کانسار) ثبت شد. با برسی شاخصها و توالی عناصر مشخص شد که هالههای فوق کانساری شسته شده و از بین رفتهاند و توده معدنی نزدیک سطح زمین قرار گرفته است.انجمن مهندسی معدن ایراننشریه مهندسی معدن1735-7616165220210923Development of a new approach to determine the representative joint set with enhanced reliabilityتعیین صفحه معرف دسته درزهها با رویکرد افزایش قابلیت اطمینان637724329910.22034/ijme.2021.131239.1822FAمجتبی ربیعی وزیریدانشجوی دکتری مکانیکسنگ، بخش مهندسی معدن، دانشکده فنی و مهندسی، دانشگاه شهید باهنر کرمان، کرمان، ایرانحسین توکلیاستادیار بخش مهندسی معدن، دانشکده فنی و مهندسی، دانشگاه شهید باهنر کرمان، کرمان، ایرانمجتبی بهاالدینیدانشیار دانشکده مهندسی معدن، دانشگاه تهران ، تهران، ایران
دانشیار بخش مهندسی معدن، دانشکده فنی و مهندسی ، دانشگاه شهید باهنر کرمان، کرمان، ایران0000-0001-8957-8092Journal Article20200719A reliable estimation of the discontinuity orientation of a joint set is of great importance in rock mechanics studies and interpretations. Common approach for determination of the joint set orientation is based on deterministic approach without considering the reliability of calculations. Nowadays, statistical and probabilistic methods are widely used to investigate uncertainties in the input data as well as validating the output of calculations and outputs where the emphasis is placed on identification of unknowns in analyzes. In this study a new method was presented for calculating the representative discontinuity plane of a joint set based on the Monte Carlo simulation method and the results were then compared with the conventional method. Evaluation of deterministic and probabilistic methods were carried out using distinct element method which showed that the proposed method is more suitable compared to the conventional method due to enhanced reliability in calculation as well as simulating based on considering the statistical distribution function and sampling from them. This advantage can be clearly seen for orientations fall in the edge of hemisphere projection. Furthermore, results of this study showed that when the joints are located on one side of the stereonet, the conventional method has a reliability more than 98%. in determining the dip and dip direction of representative discontinuity plane of a joint set while for orientations fall in the edge of hemisphere projection the reliability is reduced to more than 95% for the dip direction and more than 87% for the dip.ارایه تخمینی مطمئن از جهتداری صفحه ناپیوستگی حاصل از درزههای متعلق به یک دسته درزه اهمیت ویژهای در مطالعات و تحلیلهای مکانیکسنگ دارد. روشهای رایج در تعیین این جهتداری به صورت قطعی و بدون در نظر گرفتن قابلیت اطمینان موجود در محاسبات ارایه شدهاند. امروزه در علوم مهندسی روشهای آماری و احتمالاتی برای بررسی عدم اطمینان موجود در دادهها و همچنین اعتبارسنجی جوابها و روشهای محاسباتی، به طور گسترده مورد استفاده قرار میگیرند و تاکید آنها بر مشخص کردن موارد مجهول و ناشناخته موجود در تحلیلها است. در این مطالعه روشی جدید در محاسبه صفحه ناپیوستگی حاصل از یک سری درزه متعلق به یک دسته درزه بر مبنای روش احتمالاتی شبیهسازی مونت کارلو ارایه شده است و برای بررسی آن، نتایج حاصل با روش برداری رایج مقایسه شده است. بررسی دو روش قطعی و احتمالاتی با تحلیل عددی المان مجزا نشان داد که روش جدید به دلیل در نظر گرفتن افزایش قابلیت اطمینان و شبیهسازی بر مبنای تمامی حالات از طریق تعیین توابع توزیع آماری و نمونهبرداری تصادفی از آنها، نسبت به روش رایج مناسبتر است. این برتری در مورد جهتداریهای توسعه یافته در دو سوی مرز شبکه به طور بارز دیده میشود. همچنین بررسی تعیین جهت شیب و مقدار شیب صفحه ناپیوستگی حاصل از یک دسته درزه نشان داد که در شرایطی که قطب درزههای یک دسته درزه در یک سوی شبکه استریونت قرار گیرند، محاسبات روش رایج، قابلیت اطمینان بیش از 98 درصد برای جهت شیب و مقدار شیب دارند. در حالی که این محاسبات برای جهتداریهایی که در دو سوی مرز شبکه باشند، قابلیت اطمینان آنها به بیش از 95 درصد برای جهت شیب و بیش از 87 درصد برای مقدار شیب کاهش خواهد یافت.انجمن مهندسی معدن ایراننشریه مهندسی معدن1735-7616165220210923Penetration rate analysis for tunnel boring machine in grinding conditionsتحلیل نرخ نفوذ ماشین حفار تمام مقطع در شرایط سنگسایی798824325010.22034/ijme.2021.136708.1831FAسید مهدی پورهاشمیگروه مهندسی معدن،دانشگاه آزاد اسلامی، واحد علوم و تحقیقات، تهران، ایران،کاوه آهنگریدانشیار گروه مهندسی معدن، دانشگاه آزاد اسلامی، واحد علوم و تحقیقات، تهران، ایران0000-0001-9462-7303جعفر حسن پوردانشیار دانشکده زمینشناسی، پردیس علوم، دانشگاه تهران، تهران، ایرانسید مصلح افتخاریاستادیار گروه مکانیک سنگ، دانشکده فنی و مهندسی، دانشگاه تربیت مدرس، تهران، ایرانJournal Article20200918Mechanized tunneling in hard rock is associated with various challenges and risks, one of which is the penetration rate of Tunnel Boring Machine and the occurrence of grinding and chipping in various conditions. When the strength of the rock is high and the amount of jointing is low, the penetration rate of the machine is reduced and instead of forming rock chips in the tunnel face. In these conditions, which is called grinding, tunneling is associated with wear and high consumption of cutting tools as well as a severe reduction in the efficiency of excavation operations. In this paper, the boundary between grinding and chipping processes is investigated and a criterion for determining the minimum normal force in different geomechanical conditions required to create chipping condition is presented. For this purpose, data related to Kerman Water Tunnel and Southern extension of Tehran Metro Line 6 tunnel are used. In this regard, by comparing the normal forces on the cutting tools and the resulting penetration rate, the threshold for changing conditions from the grinding phenomenon to chipping is determined. The results show that the amount of normal force required to be applied by the disc cutter to the rock mass to excavate under the chipping conditions for rocks with medium, high and very high uniaxial compressive strength are equal to 130, 210 and 225 kN, respectively. Moreover, by examining the data of Metro Line 6, the role of joints in providing the conditions for chips formation was investigated and the result showed that the boundary between grinding and chipping for medium strength rocks can be at RQD=75%. It was also found that with the penetration rate exceeding a certain threshold, a slight increase in normal force causes a significant increase in the penetration rate, which increases efficiency and reduces operating costs.تونلسازی مکانیزه در سنگ سخت با چالشها و ریسکهای متفاوتی همراه است که یکی از آنها مساله نرخ نفوذ ماشین حفار تمام مقطع و وقوع پدیده آسیابکاری و ایجاد تراشههای حفاری در شرایط مختلف زمینشناسی و ژئومکانیکی است. در شرایطی که مقاومت سنگ زیاد و میزان درزهداری آن کم باشد و همچنین مقدار نیروی لازم پیشران تامین نشود، نرخ نفوذ ماشین کاهش یافته و به جای تشکیل تراشههای سنگی در جبههکار تونل، سنگ اصطلاحا آسیاب میشود. در این شرایط که آسیابکاری نامگذاری شده است، تونلسازی با سایش و مصرف زیاد ابزار برشی و همچنین کاهش شدید راندمان عملیات حفاری همراه است. در این مقاله، مرز دو فرآیند آسیابکاری و تشکیل تراشه در دو پروژهای که با این پدیده مواجه بودهاند، بررسی میشود و معیاری برای تعیین حداقل نیروی نرمال در شرایط مختلف ژئومکانیکی که برای ایجاد تراشه لازم است، ارایه میشود. به این منظور، دادههای مربوط به پروژههای تونل انتقال آب کرمان و تونل توسعه جنوبی خط 6 متروی تهران مورد استفاده قرار میگیرد. در این راستا با مقایسه مقادیر نیروی نرمال وارد بر ابزار برشی و نرخ نفوذ حاصل، آستانه تغییر شرایط از پدیده آسیابکاری به تشکیل تراشه مشخص میشود. نتایج حاصل نشان میدهد، مقدار نیروی نرمال لازم که باید از سوی تیغه برشی به توده سنگ دربرگیرنده جبههکار تونل اعمال شود تا حفاری در شرایط ایجاد تراشه رخ دهد برای سنگهایی با مقاومت فشاری متوسط، بالا و خیلی بالا به ترتیب برابر با 130، 210 و 225 کیلونیوتن است. همچنین با بررسی دادههای خط 6 مترو، نقش درزهداری در فراهم کردن شرایط تشکیل تراشه بررسی شد و نتیجه حاکی از آن بود که مرز بین آسیاب کاری و تشکیل تراشه برای سنگهایی با مقاومت متوسط، میتواند در RQD=75 درصد باشد. همچنین مشخص شد که با عبور نرخ نفوذ از آستانهای خاص، افزایش اندکی در نیروی نرمال موجب افزایش قابل ملاحظه نرخ نفوذ میشود که این موضوع افزایش راندمان و کاهش هزینههای عملیاتی را در پی دارد.