نگاهی به اسم او

در موضوع: استخراج معدن

بررسی و محاسبه کیفیت انتقال انرژی حاصل از انفجارات معدن مس سونگون

   خلاصه مطالب:

     عبور امواج حاصل از انفجارباعث ایجاد تنش های کششى و فشاری در سنگ شده و توده سنگ را از لحاظ رفتار مکانیکى و دینامیکى تحریک مى نماید. در بررسى کارایى مواد منفجره و به طور کلى ارزیابى کیفیت انفجار، داشتن اطلاع دقیق از رفتار سنگ تحت تنش های ناشى از انفجار و کیفیت انتقال و توزیع انرژی حاصله از آتشباری نقش بسزایى دارند.

   در مقاله حاضر با توجه به نمونه برداری های انجام شده وانجام مطالعات صحرایی و آزمایشگاهى، امپدانس سنگ های دورن گیر و باطله معدن مس سونگون تعیین گردیده و سپس با استفاده از امپدانس های استاندارد آنفو و محاسبات ریاضى، شرایط انتقال انرژی ناشى ازآتشکاری معدن سونگون به صورت کمى مورد بحث قرار گرفته است. نتایج حاصله حاکى از اتلاف زیاد انرژی درتوده سنگ های د رزه دار بوده و میزان اتلاف با افزایش پرکنده ها افزایش چشم گیری نشان مى داد.

   واژه هاى کلیدى: آتشکارى، کیفیت انتقال انرژى، امپدانس، معدن مس سونگون.

  

  

   پیش گفتار:

     همواره نتایج آتشکاری در معادن و کیفیت انتقال انرژی حاصله، به نقطه تولید و شروع و نیز خصوصیات سنگ مسیر حرکت انرژی و موج ضربه بستگى دارد. رفتار مکانیکى و خصوصیات ژئومکانیکى بویژه چگالى وسرعت امواج الاستیک در سنگ محل شروع انفجار و نیز سنگ های بین چال و سطح آزاد نقش بسزایى در کارایى انفجار و توزیع انرژی دارند. انتقال انرژی از ماده منفجره به سنگ تابع ضریب امپدانس ماده منفجره و سنگ و نیز ضریب جفت شدگى (Coupling Factor)مى باشد. اطلاع دقیق از کمیت پارامترهای مذکور، رفتار سنگ را تحت تنش های القایى ناشى از انفجار هرچه بیشتر آشکار مى سازد.

   در معدن سونگون که در حال حاضر در مرحله پیش باطله برداری مى باشد شناخت پارامتر های دخیل د ر آتشکاری و ارزیابى کمى وکیفى آنها، مسلما تاثیر بسزایى در بهبود شرایط فنى و اقتصادی عملیات آتشکاری در حین بهره برداری خواهند داشت. لزوم دستیابى به پارامترهای بهینه و بررسى راندمان مواد منفجره مصرفى ضرورت بررسى و محاسبه کیفیت انتقال انرژی حاصل از آتشکاری را قبل از رسیدن به مرحله بهره برداری نهایى معدن مس سونگون به وضوج آشکار مى سازد.

  

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

متن اصلی:
     زمین شناسى محدوده معدن مس سونگون
معدن مس سونگون که در 120 کیلومتری شمال تبریز واقع گردیده است با ذخیره قطعى بالغ بریک میلیارد تن یکى از بزرگترین ذخایر مس پورفیری ایران و جهان به شمار می رود. از لحاظ سنگ شناسى و زمین شناسى عمومى، با طله محدوده پیت معدن شامل 4 توده سنگ عمده مى باشد:
 -1توده مونرونیتى( این توده به همراه زون های مختلف کانى سازی معدن به سونگون پوروفیری یا sp معروف است (
 -2توده تراکیتی
 -3دایک های نفوذی
 -4پیرو کلاست
توده مونزونیتى به عنوان سنگ میزبان حجم بسیار زیادی از محدوده پیت معدن را شامل مى شود این توده از لحاظ مکانیک سنگى دارای درزه های جوش خورده، خالى و گاه به همراه مواد پر کننده بسیار اندکى مى باشد. دگر سانى سطح درزه ها در حد متوشط بوده و سطح درزه ها بیشتر به صورت موج دار قابل تشخیص اند.
توده تراکیتی که توده سنگ غالب باطله در محدوده جنوبى پیت معدن مى باشد از لحاظ سنگ شناسى به خانواده آنذریت- بازالت متعلق بوده و تود ه سنگى بسیار د رزه دار مى باشد. درزه های توده سنگ حاضر دارای باز شدگى و مواد پرکننده زیاد از جنس رس فشرده اند. طبیعت درزه دار این توده سنگ مشکلات زیادی را در آتشکاری ایجاد مى کند.
با توجه به حجم بالای باطله و درگیری زیاد معدن کاری با توده های مونزونیتى و تراکیتی، در مقاله حاضر بیشتر تمرکز محاسبات و مطالعات بر روی این دو توده بوده و نتایج و کیفیت انتقال انرژی در آنها مورد مقایسه قرار مى گیرد.

چالزنى و آتشکارى معدن مس سو نگون
در آتشکاری توده باطله معدن سونگون از چالهایى با قطر 5/3، 5/5 و 25/6 اینچ استفاده مى شود و طول چالها عموما 5/13 متر مى باشد.
خرج اصلى مصرفى در معدن آنفو مى باشد که به صورت فله ای توسط آنفو تراکهای موجود در معدن در چالها شارژ مى گردد. جهت شروع و تشدید انفجار از چند شاخه دینامیت به عنوان پرایمر و نیز بوسترهای پنتو لیتى جهت تقویت انفجار در میان خرج استفاده مى شود    ( (1
 

 

پارامتر هاى موثر در کیفیت انتقال انرژى
با توجه به نیاز شناخت کمى و کیفى سنگ در آتشکاری، پارامترهای مختلف و متعددی جهت شناسایى و اندیس گذاری سنگ ها وجود دارد. با این حال جهت محاسبه کیفیت انتقال انرژی دو پارامتر ضریب امپدانس و ضریب جفت شدگى حائز اهمیت بسزایى هستند.
1- امپدانس سنگ و ماده منفجره ] 2 و 3[
با توجه به تئوری های پذیرفته شده در دنیا، برای هر ماده منفجره امپدانسى قابل محاسبه مى باشد که از لحاظ عددی
طبق رابطه ( 1 )، با حاصل ضرب سرعت انفجار(Ve )و چگالى ماده منفجره (De) برابرمى باشد.

(1)

امپدانس سنگ نیز همانند امپدانس ماده منفجره با توجه به سرعت امواج الاستیک در سنگ (V) و نیز چگالى سنگ (Dr) به صورت رابطه(2) قابل محاسبه مى باشد.

(2)

 -2 ضریب امپدانس و ضریب جفت شدگى]2 و 3[
با توجه به تئوری انفجار و انتقال انرژی در صورتیکه قطر چال حفر شده برابر( h? ) و قطر خرج c) ?( باشد ضریب امپدانس و ضریب جفت شدگى به ترتیب طبق رابطه (3) و (4) قابل محاسبه اند:

(3)

 

(4)

امپدانس سنگ ظرفیت و توانایى انعکاس و انکسار سنگ را نشان مى دهد و برای قابلیت عبور انرژی در سنگ یک بیان ریاضى و تئوری محسوب مى شود.
انرژی رسیده به فصل مشترک دو محیط سنگى مجاور هم دچار انعکاس و انکسار مى گردد. در صورتیکه که (I1) امپدانس محیط اول و (I2) امپدانس محیط دوم باشد، ضریب انرژی عبور کرده از فصل مشترک دو محیط سنگى طبق رابطه (5) خواهد بود.

(5)

علامت عبارت (I2-I1) نوع موج منعکس شده را مشخص مى کند. چنانچه(I2-I1) مثبت باشد موج بازگشتى از نوع فشاری و چنانچه منفى باشد از نوع کششى است.

محاسبه امپدانس سنگ هاى معدن مس سونگون( مطالعات صحرایى و آزما یشگا هى )
جهت محاسبه امپدانس توده سنگهای هر معدنى طبق رابط (2) محاسبه مقادیرVوDr برای سنگ های موجود امری ضروری است. در معدن سونگون جهت محاسبه میزان سرعت امواج الاستیک درسنگ عموما 15 عدد مغزه از توده مونزونیتى و 15 عدد مغزه از توده تراکیتی تهیه شده و در آزمایشگاه مکانیک سنگ دانشگاه صنعتى سهند مورد آزمایش تعیین سرعت امواج الاستیک در سنگ قرار گرفته اند. تمامى آزمایش ها توشط دستگاه سرعت سنج Controlz مدل (58-       (E0048   و  طبق استاندارد [4[ ISRM انجام شده اند. در کنار مطالعات فوق چگالى سنگ های تراکیت و مونزونیت که به صورت پرکنده از کل محدوده پیت نمونه برداری شده بودند تعیین گردیده است و با توجه به رابطه (2) امپدانس سنگ های موجود مورد محاسبه قرار گرفته است. نتایج آزمایشهای مکانیک سنگى انجام یافته در جدول(1) ارائه گردیده است.

جدول 1- نتایج آزمایشات تعیین چگالی و سرعت امواج الاستیک در سنگ (5)

با توجه به محدودیت های آزمایشگاهى و نیز کمبود امکانات مطالعاتى در مورد مواد منفجره در کشور در این مقاله برای جایگزینى مقدار عددی امپدانس آنفوی مصرفى در معدن مس سونگون به شناسنامه فنى صادره از طرف کارخانه تولید کننده ماده منفجره استناد شده است. فلذا طبق اعداد اعلامى از طرف کارخانه، خصوصیات خرج مصرفى به شرح جدول (2) مى باشد.

جدول 2- خصوصیات آنفوی مصرفی در معدن مس سونگون (6)

 

کیفیت انتقال انرژى در توده سنگ مونزونیتى معدن مس سونگون
با توجه مقادیر امپدانس ارائه شده در جدول (1) و (2) نیز رابطه (3) ضریب امپدانس یا ضریب انتقال انرژی از آنفو به سنگ مونزونیت مقدار و77%=sp))1? مى باشد.
با توجه به اینکه در معدن سونگون از آنفو به صورت فله ای و شارژ با ماشین استفاده مى شود با تقریب نزدیک به واقعیت مى توان قطر خرج و قطر چال را برابر گرفت(c ? &#-4075;= h? ) لذا طبق رابطه (4) ضریب جفت شدگى برای توده مونزونیتى برابر با یک خواهد بود(1=sp))2? )

1- محاسبه اتلاف انرژى در عبور از سطح درزه هاى توده مونزونیتى
در توده سنگ مونزونیتى (sp) ، شرایط د رزه ها را مى توان در سه حالت زیر تقسیم بندی نمود:
الف )درزه های جوش خورده ( فاقد پر کننده( ).
ب ( درزه های جوش نخورده ای که با هوا پر شده اند
ج )درزه های جوش نخورده ای که پرکننده آنها به صورت لایه بسیار نازکى از مواد ناشى از آلتراسیون سطح درزه به همراه مقدار کمى رس مى باشد.
در حالت( الف )با توجه به مطالعات صحرایى، با تقریب و اطمینان خوبى مى توان وجود فضای خالى بین دو بلوک را نادیده گرفته وI1 &#-4075;= I2 فرض نمائیم. در این صورت با توجه به رابطه (5) ، %100 انرژی بصورت موج فشاری وارد بلوک دوم سنگ مجاور درزه مى شود ( شکل(.1

شکل (1)- انرژی منتقل شده به دومین بلوک مجاور چال در مونزونیت های معدن سونگون(حالت الف)

در حالت( ب ) با در نظر گرفتن امپدانس های استاندارد، امپدانس هوا 106*006/0 [2] در نظر گرفته شده و لذا با توجه به رابطه (5) تنها %1 انرژی از سطح درزه عبور مى کند. شایان ذکر است این حالت نسبت به حالت( الف )و( ج )بسیار کمتر اتفاق مى افتد و لذا از اهمیت اجرایى و فنى چندانى برخوردار نمى باشد.
در حالت( ج ) با توجه به شبیه سازی شرایط درزه ها و مواد پرکننده درآزمایشگاه، امپدانس مواد پر کنند نامترکم درزه های قو ده سنگ مونزونیتى 106*6/2 در فظر گرفته شده است. لذا طبق رابطه (5) میزان انرژی منتقل شده از سطح درزه %69 مى باشد. چنانچه نتایج محاسبات نشان مى دهد و با توجه به اینکه I2-I1<0 مى باشد، لذا %69 انرژی رسیده به سطح درزه بصورت فشاری عبور کرده و %31 انرژی بصورت کششى بر مى گردد و مجددا مسیر خود را در درون بلوک اول به سمت چال ادامه مى دهد. با توجه به ضریب امپدانس %77 محاسبه شده داریم:
69%×77%=53
لذا تنها %53 از کل انرژی خرج به مواد پر کننده درزه مى رسد.
درحالت( ج )در صورتى که میزان اتلاف انرژی در عبور از لایه رسى را %30 در نظر بگیریم، با توجه به رابطه (5) %69 کل انرژی به بلوک دوم مى رسد. در این حالت چون I2-I1>0 مى باشد در مرز بین لایه رسى پرکننده و بلوک دوم سنگ مونزونیت، %69 انرژی به صورت فشاری عبور کرده و %31 بقیه نیز به صورت فشاری به محیط پر کننده باز میگردد. میزان انرژی عبوری در این مرحله به صورت در صد کل انرژی تولیدی برابر است با:

 

لذا % 36 از کل انرژی تولیدی توسط آنفوی درون چال به بلوک دوم سنگ مونزونیتى در معدن سونگون میرسد( شکل 2 ).

شکل 2- انرژی منتقل شده به دومین بلوک مجاور چال در مونزونیت های معدن سونگون(حالت ج)

کیفیت انتقال انرژى در توده سنگ تراکیتى معدن مس سونگون
1- ضریب امپدانسى و جفت شدگى توده تراکیتی معدن سونگون
با توجه به رابطه (3) و مطالب ذکر شده در بخش 5 ضریب امپدانس توده تراکیتى معدن سونگون مقدار%59 بدست مى آید.
با در نظر گرفتن خرج گذاری فله ای و سمبه کاری و فشردگى قابل قبول خرج در چال، در توده ترا کیتى نیز همانند توده مونزونیتى مى توان (c ? &#-4075;= h? ) در نظر گرفته و لذا ضریب جفت شدگى را برابر با یک دانست.
2- محاسبه میزان اتلاف انرژى در عبور از سطح درزه هاى توده تراکیتى
با توجه به محاسبات انجام شده برای توده مونزونیتى، کیفیت انتقال انرژی در توده سنگ تراکیتی معدن مس سونگون را نیز مى توان در دو حالت بررسى نمود:
الف ( درزه های باز که فضای بین دو بلوک از هوا پر شده است
ب ( درزه های جوش نخورده ای که پر کننده این درزه ها عموما لایه رسى فشرده شده مى باشد.
با توجه به مطالعات آزمایشگاهى انجام یافته در گذشته و نیز شبیه سازی شرایط توده سنگ در آزمایشگاه ، امپدانس لایه رسى فشرده بین سطوج درزه ها 106*6/3 در نظر گرفته شده است.
در حالت( الف )با توجه به اینکه پرکننده درزه ها هوا مى باشد لذا همچون محاسبات بخش 5-1 با در نظر گرفتن امپدانس هوا برابر106*006/0 ، میزان انرژی منتقل شده به پر کننده % 1 مى باشد. در این حالت %99 انرژی از سطح درزه به صورت کششى بازتاب شده و بعلت اینکه در محدوده نزدیکى چال محبوس مى گردد، قادر به خردایش بلوک بعدی نخواهد بود و در این سطح درزه بعنوان سطح آزاد کاذب عمل نموده و راندمان آتشکاری را به شدت تحت تاثیر قرار مى دهد.
در حالت( ب ) با توجه به شرایط پر کننده ها و ضخامت قابل توجه آنها در بعضى درزه ها حرکت موج انرژی دچار پیچیدگى گردیده و طبق روابط توضیح داده شده دچار اتلاف%29 مى گردد. از آنجائیکه موج انرژی در عبور از لایه رسى%30 انرژی خود را از دست مى دهد و نیز طبق محاسبات بالا، انرژی در عبور از لایه رسى به توده تراکیتى مجاور نیز دچار اتلاف%29 گشته و لذا کل انرژی منتقل شده از خرج به دومین بلوک مجاور برابر خواهد بود با:

-

لذا %20 از کل انرژی تولید شده توسط آنفو به دومین بلوک سنگ مونزونیتى در معدن سونگون میرسد ( شکل 3).

شکل 3- انرژی منتقل شده به دومین بلوک مجاور چال در تراکیت های معدن سونگون(حالت ب)

نتایج مطالعات صورت گرفته در مورد کیفیت انتقال انرژی در توده سنگهای مونزونیتى و تراکیتی معدن سونگون به شرح جدول (3) مى باشد.

جدول 3- کیفیت انتقال انرژی در توده سنگهای مونزنیتی و تراکیتی معدن سونگون

 

 

نتیجه گیری:
     با توجه به مطالعات صورت گرفته در مورد وضعیت ناپیوستگى های معدن مس سونگون:
   الف )در توده سنگ SP ناپیوستگى ها به سه صورت درزه های بسته( فاقد مواد پر کننده )، درزه های باز ( فضای بین درزه ها هوا )و درزه های باز( پر کننده لایه بسیار نازک مواد ناشى از آلتراسیون به همراه کمى رس )تشخیص داده شد که انرژی منتقل شده به بلوک دوم اطراف چال انفجاری در حالت اول%100، در حالت دوم%1 و در حالت سوم% 36 کل انرژی تولید شده از ماده منفجره مى باشد.
   ب) در تراکیت ها ناپیوستگى ها عمدتا به صورت درزه های باز( پر شده با هوا ) و درزه های جوش نخورده ( پر شده از مواد رسى ) مى باشد. انرژی منتقل شده به بلوک دوم اطراف چال انفجاری در حالت اول% 1 و در حالت دوم 20% مى باشد که اعداد حاصله برای این توده سنگ با جداول عملى ارئه شده در منابع معتبر آتشکاری انطباق کامل دارد.
   تمامى اعداد بدست آمده از بند 2 نشان مى دهد که میزان بسیار زیادی از انرژی ماده منفجره در معدن مس سونگون به هدر مى رود که جهت استفاده بهینه تر از انرژی ماده منفجره موارد زیر پیشنهاد مى گردد:
   الف) در انفجارات معدن مس سونگون به خصوص در تراکیت های این معدن بایستى حتى الامکان از مواد منفجره ای با سرعت انفجار و چگالى بالاتر استفاده نمود. برای این منظور مى توان از ماده منفجره ضد آب ( اسلاری ) موسوم به رئولیت با وزن مخصوص 1400 کیلوگرم بر متر مکعب و سرعت انفجار 5000 متر بر ثانیه استفاده نمود. البته در این زمینه انجام بررسى های اقتصادی به علت بالا بودن قیمت این ماده منفجره ضروری مى نماید.
   ب )در صورت استفاده از اسلاری ضریب آمپدانس اسلاری در توده سنگ مونزونیتى%7/99 و در تراکیت های معدن%92/7 مى گردد.
  

ج )ترکیب داده های بدست آمده از میزان انرژی انتقالى به سنگ و فاصله داری ناپیوستگى ها جهت طراحى پارامترهای آتشباری از جمله بارسنگ و فاصله ردیفى چالها بسیار ضروری مى نماید که در تحقیقات آتى مى تواند مد نظر قرار گیرد.
   د )در تراکیت های معدن با توجه به آنکه کثر درزه ها باز مى باشند میزان بسیار زیادی از آنفوی مصرفى در این درزه ها پرکنده شده و انرژی ناشى از آن به هدر مى رود. لذا پیشنهاد مى گردد در صورت عدم استفاده از اسلاری، خرج گذاری آنفو در درون رول های پلاستیکى تهیه شده با قطری معادل قطر چال صورت پذیرد. استفاده از پرایمر های قوی و تاخیرهای کم مى تواند انرژی مناسب تری را به سنگ منتقل نماید.
  
   تقدیر وتشکر
   در پایان بر خود وظیفه میدانیم از همکاری و مساعدت مدیریت و کارکنان معدن مس سونگون، جناب آقای دکتر حمید آقابابایى( ریاست دانشکده مهندسى معدن- دانشگاه صنعتى سهند )و تمامى عزیزانى که ما را در ارائه مقاله حاضر یاری نمودند تقدیر و تشکر نمائیم.

 

 

 

در موضوع: اقتصاد و مدیریت معدنی
بررسى فنى اقتصادى معدن ذغالى سنگ پروده III طبس به مدت 5 سالى
   خلاصه مطالب:
     معدن ذغال سنگ پروده طبس در 75 کیلومتری جنوب شهرستان طبس قرار گرفته. این منطقه به 5 منطقه ذغالى تقسیم شده و قسمتى از پروده III دارای رخنمون است و بین گسلهای F3 و F4 واقع گردیده در سه لایه در حال آماده سازی و استخراج مى باشد. باز کننده معدن چاه مایل با تهویه مرکزی و روش استخراج جبهه کار بلند ساده با تولید سالاله 39500 تن است.
   هدف از انجام این مطالعه پیش بینى میزان سود دهى (یا ضرر)معدن به مدت 5 سال با توجه به ظرفیتها و توانمندیهای موجود بوده است. جهت انجام این کار با توجه به طرح معدن و پرسنل در نظر گرفته شده از طرف معدن و کارهای انجام شده پیشین، تعداد وسایل، تجهیزات، ماشین آلات و مواد مورد نیاز جهت تهویه، ترابری، نگهداری، هوای فشرده و... معین گردیده. با در نظر گرفتن قیمت تمام شده آنها و با توجه به تئوریهای موجود، داده ها مورد تفسیر قرار گرفتند.
   بر اساس محاسبات انجام شده نرخ بازگشت سرمایه (IRR) 5/22 درصد مى باشد. شایان ذکر است این عدد از طریق محاسبات با ظرفیت اسمى استخراج بدست آمده. با توجه به اینکه معادن ذغال سنگ ایران کمتر از ظرفیت اسمى خود کار مى کنند. و از طرف دیگر با بررسیهای انجام گرفته سود اوری فقط در یکى از لایه های معدن که در سالهای اولیه استخراج میشود نشان داده شده است. استخراج معدن به روش جبهه کار بلند ساده به هیچ عنوان توصیه نمی گردد.
   واژه هاى کلیدى: بررسى فنى اقتصادى، جبهه کار بلند ساده، ذغال سنگ، پروده، طبس
   پیش گفتار:
     ناحیه پروده طبس در 75 کیلومتری جنوب شهرستان طبس در استان یزد و در منطقه کویری واقع شده است. منطقه مذکور به پنج قسمت پروده I تا IV و پروده شرقى تقسیم میگردد. راههای ارتباطى موجود شامل جاده آسفالت رباط خان به یزد و سپس جاده شوسه معدن به طول تقریبى 80- 70 کیلومتر است. طول تقریبى ذغال سنگ حدود 40 کیلومتر است و ناحیه پروده به وسعت 1200 کیلومتر مربع اکتشاف گردیده. از لحاظ تکتونیکى پیچیدگى کمتری نسبت به سایر ذخایر ذغال سنگ ایران دارد و کاملا قابل مکانیزه شدن است.

   متن اصلی:
     2- مشخصات لایه هاى ذغالى سنگ موجود در منطقه
نتایج حاصل از اکتشافات منطقه وجود 5 لایه ذغالسنگ به نامهای D,C2,C1,B2,B1 را به اثبات رسانده است. دو لایه D,C2 که ضخامت آنها کمتر از 40 سانتیمتر است غیر قابل کار تشخیص داده شده اند. مشخصات سه لایه دیگر به شرح زیر است:
لایهC1: این لایه بالاترین لایه ذغال قابل کار میباشد و از لحاظ تغییرات شیب، ضخامت و تغییرات کیفى با ثبات ترین لایه به حساب مى آید. لایه مذکور لایه ای مرکب است و از 2 تا 3 شعبه ذغالى تشکیل شده است. شعبات غیر ذغالى از جنس آرژیلیت میباشد که 15 درصد بخش قابل کار را تشکیل میدهند. حداقل و حداکثر ضخامت لایه 1.09 و 2.51 متر است.
لایه B2 : بطور متوسط در 9/23 متری زیر لایه C1 قرار دارد. لایه است مرکب که بخش قابل کار آن از یک تا دو شعبه ذغالى تشکیل شده است. حداقل و حداکثر ضخامت آن بین45/0 تا 9/1 متر متغیر است و نوسانات زیادی دارد. کمر بالا و کمر پایین عمدتا از جنس آرژیلیت میباشد.
لایه B1 : به طور متوسط در 5/16متری زیر لایه B2 قرار گرفته است و پس از لایه C1 در درجه دوم اهمیت قرار گرفته است. این لایه عمدتا از دو یا سه شعبه غیر ذغالى تشکیل شده است. جنس اغلب آنها آرژیلیت است و 5 درصد ضخامت قابل کار را تشکیل میدهد. جنس کمر بالا آرژیلیت و جنس کمر پایین آرژیلیت و سیلت میباشند.
شیب متوسط لایه ها در منطقه مورد بررسى 36 درجه میباشد.

3- روش استخراج و باز کننده معدن
باز کننده معدن چاه مایل در کمر پایین ماده معدنى است. چاه مایل اصلى (باربری) با شیب 15 درجه از افق 800 تا افق 610 با آزیموت 261 درجه و به طول 729 متر حفر شده. چاه مایل برگشت هوا با شیب 25 درجه از افق 800 تا افق 610 با آزیموت 278 درجه و به طول 456 متر حفر گردیده. تهویه از نوع مرکزی میباشد.
استخراج در سه افق انجام میشود. افق اول از تراز 785 (زیر زون هوا زده) تا تراز 730 است که طول مایل طبقه 102 میباشد. افق دوم از تراز 730 تا تراز 670 با طول مایل 93 متر کار میشود و افق سوم از تراز 670 تا 610 کشیده شده و طول مایل آن 93 متر است. روش استخراج معدن جبه کار بلند ساده در نظر گرفته شده. کارگاههای استخراج در امتداد لایه ذغالى در جهت شمال شرقى- جنوب غربی گسترده شده اند. هر طبقه به دو یال شرقى و غربى تقسیم میگردد. در لایهC1 در هر طبقه همزمان دو کارگاه فعال وجود دارد و در لایه های B2 و B1 در هر افق سه کارگاه فعال به علت کمتر بودن ضخامت لایه وجود دارند.

4- مراحل آماده سازى و استخراج
به طور کلى مراحل آماده سازی و استخراج طى 5 فاز در دو لایه انجام پذیر میگیرد. که بررسى اقتصادی به مدت 5 سال بر اساس این برنامه فاز بندی صورت به شرح زیر است:
فاز 1: آماده سازی فضاهای بیرونى معدن شامل (محوطه سازی، ساختمان سازی، بناهای رفاهى، بهداشتى، کارگاهى، اداری و تاسیسات هوای فشرده) زمان برآورد شده برای این فاز 6 ماه است.
فاز 2: انجام پیشروی و آماده سازی و نصب تجهیزات تا مرحله شروع استخراج از دو کارگاه پیشرو طبقه اول لایهC1. این فاز همراه با فاز یک از لحاظ زمانى انجام پذیر است.
فاز 3: استخراج و بهره برداری از کارگاههای طراحى شده در لایهC1 و آماده سازی افق سوم و استخراج از افق دوم لایه C1 از کارگاههای 2W,2E,1W,1E مدت زمان این فاز 2 سال و 4 ماه میباشد.
فاز 4: بهره برداری از کارگاههای 3W,3E لایه C1 و آماده سازی لایه B2 زمان انجام فاز 1 سال و 6 ماه میباشد.
فاز 5: بهره برداری از باقى مانده ذخایر لایه B2 زمان برآورد شده 1 سال و چهار ماه میباشد.
شایان ذکر است در فازهای 3، 4 و 5 تولید سالانه معدن 39500 تن است.

5- بررسى فنى طرح
در این قسمت به بررسى تجهیزات برای سرمایه گذاری آماده سازی و استخراج و مواد و مصالح مورد نیاز برای استخراج به تفکیک سالانه پرداخته میشود.
5-1- هواى فشرده
ماشین آلات و تجهیزاتى که به وسیله هوای فشرده کار میکنند به شرح زیر است:
پیکور 15 عدد، پرفراتور 2 عدد و بادبزن 2 عدد. با در نظر گرفتن مصرف هر دستگاه، اختلاف ارتفاع از سطح آزاد دریاها، ضریب همزمانى و ضریب نشت هوای فشرده مورد نیاز برای معدن 57.2 بر دقیقه میباشد . با توجه به عدد بدست آمده به چهار عدد کمپرسور معادل P600SCAT ساخت کارخانه کمپرسور سازی تبریز نیاز میباشد. یک عدد کمپرسور نیز به عنوان ذخیره باید خریداری گردد.
به منظور محاسبه قطر و طول لوله مورد نیاز در افقهای مختلف محاسبات لازم انجام شد. در شکل 1 شبکه هوای فشرده در پایین ترین افق لایهC1 و نتیجه محاسبات آن در جدول 1 آورده شده است.
 
شکل 1- شبکه هوای فشرده در پایین ترین افق معدنکاری.

 
جدول 1- مشخصات لوله های هوای فشرده در پایین ترین افق معدنکاری

5- 2- ترابرى
انتخاب سیستم حمل و نقل مناسب احتمالا بیشترین تاثیر را در جانمایی معدن دارد. جهت کار در معدن پروده 3 طبس تجهیزات زیر جهت ترابری در نظر گرفته شده است.
در چاه مایل اصلى برای هر افق معدنکاری یک سیستم نوار نقاله جداگانه به عرض 1200 میلیمتر در نظر گرفته شده است. در افق اول نوع نوار st630 ، به طول 250 متر تعداد لا 6 عدد و قدرت موتور 36 کیلو وات . در افق دوم نوع نوار st630 به طول 215 متر تعداد لا 6 عدد و قدرت موتور 32 کیلو وات و در افق سوم نوع نوار st800 ، طول نوار 264 متر تعداد لا 6 عدد و قدرت موتور 40 کیلووات است. به منظور پیشروی، خدمات رسانى و موارد کمکى سیستم حمل و نقل ریلى نیز در این باز کننده در نظر گرفته شده است. در سیستم مذکور یک واگن با حجم 6/0 متر مکعب به وسیله وینچ روسى مدل 34 LVD. با قدرت 22 کیلو وات و کابل بالا کشیده میشود. در چاه مایل برگشت هوا سیستم حمل و نقل ریلى با وینچ و کابل در نظر گرفته شده. مشخصات وینچ و واگن مشابه چاه مایل اصلى است.
برای باربری در افقها چهار عدد واگن به ازای هر کارگاه استخراج در نظر گرفته شده است که به وسیله وینچى مشابه چاههای مایل بر روی ریل کشیده میشوند. در کل به 4 عدد وینچ و 10 واگن به ظرفیت 6/0 متر مکعب نیاز است. مصرف ریل تراورس و بالاست به شرح جدول 2 میباشد.
جهت تحویل ذغال استخراج شده از افقهای باربری به درون چاه مایل نیاز به سه عدد بونکر در سه افق استخراجى میباشد. در کل جهت ساخت این بونکرها به 6800 کیلوگرم سیمان، 35000 کیلوگرم ماسه، 168 عدد چاشنى و 56.9 کیلوگرم دینامیت ضد گریزو. سه عدد دریچه تخلیه (فیدر) و 30 متر تیر آهن نمره 12 یا ریل فرسوده جهت ساخت گریزلى مورد نیاز میباشد.
 
جدول 2- مصرف ریل تراورس و بالاست به تفکیک سالانه

5-3- نیروى برق
توان مورد نیاز معدن بدون در نظر گرفتن ضریب ایمنى 226 کیلو وات است. با احتساب ضریب ایمنى 300 کیلووات برق مورد نیاز میباشد. جمعا باید سه عدد دیزل ژنراتور با ظرفیت 150 کیلووات نصب گردد. بدیهى است یک عدد به عنوان ذخیره در نظر گرفته شده است.

5-4- نگهدارى
روش نگهداری در معدن نقش اساسى در ایمنى افراد دارد. با توجه به مطالعات انجام گرفته در چاههای مایل قاب کشویی انعطاف پذیر 29kg/m که در هر 100 متر از طول چاه مایل 112 قاب نصب میگردد. در تونلهای دنبال لایه از قاب صلب GI140 که در هر 100 متر از طول تونل 141 عدد قاب نصب میشود. در موارد ذکر شده لارده گذاری چوبی میباشد که برای قابهای انعطاف پذیر به ازای هر متر از طول چاه مایل 24/. متر مکعب و برای قابهای انعطاف ناپذیر 25/. متر مکعب است. نگهداری کارگاههای استخراج ستونها چوبی است که در لایهC1 به ازای هر متر مربع از مساحت کارگاه استخراج به 132/. متر مکعب چوب و در لایه B2 به 1/. متر مکعب چوب نیاز میباشد. شرح مصالح مورد نیاز جهت نگهداری سالانه در جدول 3 آورده شده است.
 
جدول 3- مصرف مصالح مورد نیاز به منظور نگهداری.

80 درصد قابهای انعطاف ناپذیر استفاده شده در افقهای بالاتر که دیگر از آن افقها استفاده نمیشود قابل بازیابی در نظر گرفته شده است.

6- بررسى اقتصادى طرح
در این بخش به محاسبه هزینه سرمایه گذاری، هزینه های جاری، درآمد و بررسى نرخ بازگشت سرمایه پرداخته میشود. قیمت مبنای خرید ماشین آلات بر اساس سال 1382 صورت میگیرد. هزینه های جاری نیز ابتدا برای سال مذکور محاسبه شده، اما در سالهای بعد بر اساس 20% نرخ تورم برای تعمیرات، خدمات و مواد مصرفى و 15% افزایش حقوق سالانه برای پرسنل، هزینه ها به روز گردیدند. قیمت فروش ماده معدنى نیز بر مبنای نمودار ترند به مدت 5 سال پیش بینى گردید.
 
جدول 4-1 استهلاک تجهیزات و تاسیسات طى سالهای 82-86 (واحدها بر حسب ریال است.)

 
جدول 4-2 استهلاک تجهیزات و تاسیسات طى سالهای 82-86 (واحدها بر حسب ریال است.)

6-1- هزینه سرمایه گذارى
با توجه به قیمتهای اخذ شده از بازار و قوانین استهلاک، تجهیزات خریداری شده و تاسیسات ساخته شده برای سالهای 82 تا 6 8 مستهلک گردیدند. نتیجه محاسبات در جدول 4 آورده شده است.

6-2- هزینه هاى جارى
6-12 هزینه مواد مصرفى
با توجه به مصرف مواد و لوازم طى سالهای مختلف و افزایش سالاله 20 درصدی قیمتها. هزینه ابزار و مواد مصرفى بر اساس جدول 5 میباشد.
 
جدول5- هزینه مواد و لوازم مصرفى (واحدها بر حسب ریال است.)

6-2-2- هزینه پرسنلى
هزینه پرسنلى بر مبنای تعداد کارگران مورد نیاز معدن و بر اساس پایه حقوق سال 1382 محاسبه گردیده. در این محاسبات سالانه 14 ماه حقوق (2 ماه بعنوان عیدی و پاداش) ، 40% اضافه بعنوان بیمه، بازنشستگى و اضافه حقوق و علاوه بر آنها 10% سختى کار نیز در نظر گرفته شده است. سپس سالانه 15% افزایش حقوق برای سالهای 1383 به بعد پیش بینى گردیده است. نتیجه محاسبات در جدول 6 آورده شده . به مسئول فنى فقط 12 ماه حق مسئولیت پرداخت میشود. به نگهبان سختى کار تعلق نمیگیرد.

6-2-3- هزینه تعمیر و نگهدارى
ده درصد قیمت خرید ماشین آلات و پنج درصد قیمت واگن و ساختمان در سال به عنوان هزینه تعمیر و نگهداری در نظر گرفته شده است. سالانه 20% افزایش هزینه برای هر دستگاه یا تاسیسات پیش بینى گردیده. نتایج مربوطه در جدول 7 آورده شده است.
6-2-4- هزینه آماده سازى
مدت زمان آماده سازی شش ماه میباشد که در نیمسال اول 1382 انجام میگیرد. شامل حفر چاه مایل اصلى به طول 250 متر و چاه مایل برگشت هوا به طول 140 متر، حفر دو عمود بر لایه جمعا به طول 140 متر، یک میر افقى در سنگ به طول 40 متر، ساخت بونکر، حفر دو تونل دنبال لایه در پایین افق به طول 90 متر و بالای افق به طول 70 متر و حفر دو دویل جمعا به طول 204 متر میباشد. هزینه های مربوطه با توجه به اعداد اخذ شده از مسئولین معدن با در نظر گرفتن مصالح مورد استفاده و نصب تجهیزات بدون در نظر گرفتن حقوق پرسنل، تعمیر و نگهداری تجهیزات و قیمت خرید تجهیزات برابر 3362000000 ریال میباشد. که هزینه های مربوطه در جدول جریان نقدینگى مربوط به هزینه های سال 1382 میباشد. شایان ذکر است محاسبات مربوط به مواد مصرفى در سال 82 و آماده سازی به طور مجزا محاسبه گردیده اند.

6-3- جمع کل هزینه ها
سرمایه در گردش معادل %25 هزینه جاری سالانه در نظر گرفته میشود. سالیانه 10% هزینه های جاری به عنوان هزینه های متفرقه جاری و 30% هزینه های کل (سرمایه ای بعلاوه جاری) بعنوان سربار به هزینه های فوق اضافه میگردد. نتایج حاصل در جدول 8 آورده شده است.
 
جدول 6-1 هزینه پرسنلى (واحدها بر حسب ریال است.)

 
جدول 6-2 هزینه پرسنلى (واحدها بر حسب ریال است.)

 
جدول7-1 هزینه تعمیر و نگهداری (واحدها بر حسب ریال است.)

 
جدول7-2 هزینه تعمیر و نگهداری (واحدها بر حسب ریال است.)

 
جدول7- 2هزینه تعمیر و نگهداری (واحدها بر حسب ریال است.)

 
جدول8-1 هزینه های معدنکاری (واحدها بر حسب ریال است.)

6-4- درآمد
قیمت هر تن ذغال سنگ طى سالهای77 تا 81 جمع آوری گردید. نمودار ترند رسم شد و قیمت فروش برای سالهای 82 تا 86 بدست آمد. اگر راندمان هر پیکورچى 6 تن بر شیفت در نظر گرفته شود. با توجه به دو شیف کاری در روز با احتساب 293 روز کاری در سال و 3 روز استخراج و 1 روز تعمیر و نگهداری و تخریب پشت کارگاه استخراج، تولید سالاله 39500 تن محاسبه میگردد. فقط در سال 1372 به علت 6 ماه زمان آماده سازی تولید معدن 19700 تن میباشد. نتایج مربوطه در جداول 9 و 10 آورده شده است.
 
جدول8- 2هزینه های معدنکاری (واحدها بر حسب ریال است.)

 
جدول 9- قیمت فروش هر تن ذغالسنگ (واحدها بر حسب ریال است.)

6-5- جریان نقدینگى
به منظور ارزیابی پروژه، جدول جریان نقدینگى بشرح زیر ارائه میگردد:
 
جدول 10- پیش بینى در آمد حاصل از فروش (واحدها بر حسب ریال است.)

 
جدول 11 - جریان نقدینگى (DCF) (واحدها بر حسب ریال است.)

 

   نتیجه گیری:
     در سال اول (1382) بعلت 6 ماه زمان آماده سازی و تولید پایین ماده معدنى استخراج معدن با سود آوری همراه نخواهد بود. سود آوری در طى سالهای 1383 تا 1385 ادامه مییابد، اما در سال1385 بعلت اینکه لایه C1 تمام میشود و بیشتر در لایه B2کار میشود سود آوری معدن علیرغم افزایش قیمت ذغال کم میشود . در سال 1386 به علت اینکه فقط در لایه B2 کار میشود و ضخامت لایه کم میباشد استخراج معدن سود آور نیست و فقط به خاطر ارزش باقیمانده تجهیزات است که جریان نقدینگى مثبت نشان داده میشود. در صورت ادمه معدنکاری در لایه B1 به علت نازک بودن این لایه نسبت به C1 احتمال ضرر وجود دارد. زیرا شرایط استخراج مشابه لایه B2 است. نرخ بازگشت سرمایه 5/22 % بدست آمده. این عدد از طریق محاسبات و با در نظر گرفتن تولید اسمى معدن محاسبه گردیده و چون در ایران اکثر معادن، مخصوصا معادن ذغال سنگ زیر ظرفیت اسمى خود کار میکنند پس احتمال ضرر ازسال چهارم به بعد در این معدن نیز وجود دارد . با توجه به مطالب گفته شده استخراج معدن به طریق جبهه کار بلند ساده توصیه نمیگردد و پیشنهاد میشود با توجه به شرایط تکتونیکى منطقه و گسترش زیاد ماده معدنی استخراج معدن به طریق مکانیزه انجام شود.
   تشکر و قدردانى
   در پایان لازم میدارم از پرسنل محترم معدن ذغال سنگ طبس، آقای مهندس کریتى و همچنین از همکار گرامى آقای دکتر انصاری کمال تشکر را ابراز دارم.
  

  منابع:
     [1] گزارش اکتشاف تفصیلى پروده تا افق 600+ و اکتشاف مقدماتى تا افقهای پایینترشرکت ملى فولاد 1376
   [2]- زارع، حمید. طراحى سیستمهای نگهداری معدن یال شمالى پروده 3 طبس. پایان نامه کارشناسى، پاییز 1381، دانشگاه یزد
   [3]- فلاح، نجات. طراحى زیرزمینى معدن پروده 3 طبس. پایان نامه کارشناسى، تابستان 1381، دانشگاه یزد.
   [4]- دباغ، على. ترابری در معادن. جزوه درسى، دانشگاه یزد، 1381
   [5]- مدنى، حسن. خدمات فنى در معادن. انتشارات دانشگاه صنعتى امیر کبیر 1375
   [6]- فضلوی، على. اقتصاد معدن. انتشارات دانشگاه بین المللى امام خمینى قزوین
   [7]- منصور، جهانگیر. مجموعه قوانین مالیاتهای مستقیم دولت جمهوری اسلامى 1380
   [8]- مدنى، حسن. تهویه در معادن. انتشارات دانشگاه صنعتى امیر کبیر1375
   [10]-. طراحى معادن. انتشارات وزارت معادن و فلزات، 373 1، ویراستار حسن مدنى
   [11]- مدنی، حسن. تونلسازی. جلد اول، انتشارات دانشگاه صنعتى امیر کبیر،1377
   [12]- بایرون، ج، آریگلو. طراحى سیستمهای نگهداری در معادن. انتشارات ماجد، 1376، ترجمه جمال همتیان
   [13] – Commins – Given “ Mining Engineering Hand book “ publish by SME , Vol 1 , 1973
   [14] – Stefanco , Robert “ Coal Mining Technology Theory and Practice “ publish by SME 1983

 

 

در موضوع: استخراج معدن\     
 
   پیش گفتار:  
  عملیات آتشکاری از جمله مهمترین فرآیندهای استخراج معادن روباز مى باشد که گاهى اوقات باعث بوجود آمدن پیامدهای نامطلوبى نظیر پرتاب سنگ(Fly Rock) ، لرزش زمین (Ground Vibration) انفجار یا لرزش هوا (Air Blast) ، شکست بیش از حد یا عقب زدگى (Back Break) ، ایجاد سر و صدا و تولید گرد و غبار مى   شوند. چنانچه اصول ایمنى و فنى در عملیات انفجار مورد توجه قرار نگیرند، پدیده های ذکر شده مى توانند سبب ایجاد خسارت جانى و مالى گردند. در این زمینه تحقیقات زیادی صورت گرفته که نتایج آنها در غالب " تعیین فاصله ایمن انفجار( محدوده انفجار )" ارائه شده است.
   در این مقاله پدیده های پرتاب سنگ و لرزش زمین مورد بررسى قرار مى گیرد. سپس براساس اطلاعات جمع آوری شده، نتایج محاسبات مربوط به این پدیده و تعیین فاصله ایمن انفجار برای معدن سنگ آهن سه چاهون برای حالت های متفاوت ارائه خواهد شد.

 

خلاصه مطالب:
     با توجه به توشعه شهرها و افزایش نیاز بشر به استفاده از منابع معدنى، فاصله بین تاسیسات، ساختمانهای مسکونى و معادن کمتر و احتمال بروز حوادث بیشتر شده است. عملیات حفاری و آتشکاری، از جمله مهمترین فرآیندهای استخراج معادن روباز هستند که گاهى اوقات توام با پیامدهای نامطلوب بوده و باعث بوجود آمدن خطرات و مشکل!لى مى شوند. از جمله پیامدهای خطرناک و نامطلوب عملیات انفجار معادن روباز، پدیده های لزرش زمین و پرتاب سنگ مى باشند که باید به دقت مورد تحلیل و بررسى قرار گیرد تا از خسارتهای جانى و مالى ناشى از آن جلوگیری بعمل آید.
   در این مقاله ابتدا پیامدهای نامطلوب ناشى از انفجار ذکژ شده و سپس پدیده های لرزش زمین و پرتاب سنگ و نیز عوامل موثر بر آنها مورد بررسى قرار مى گیرد. در ادامه مدلهای تئوری و تجربى تحلیل و محاسبه این پدیده ها برای حالت ها و شرایط مختلف عملیات انفجار ارائه مى گردد. با استفاده از این مدلها، اطلاعات مربوط به طراحى الگوی حفاری و آتشکاری معدن سنگ آهن سه چاهون و شرایط موجود، اثرات لرزش زمین و پرتاب سنگ در این معدن برای حالت های متفاوت محاسبه و مورد تجزیه و تحلیل قرار گرفته است. در خاتمه پیشنهاداتى در جهت کاهش تاثیر پیامدهای نامطلوب ناشى از عملیات انفجار بطور عام و برای معدن سنگ آهن سه چاهون بطور خاص ارائه خواهد شد.
   واژه هاى کلیدى: پیامدهاى نامطلوب انفجار، لرزش زمین، پرتاب سنگ، فاصله ایمن انفجار، اقدامات احتیاطى، معدن سنگ آهن سه چاهون

 

   متن اصلی:
     پرتاب سنگ
این پدیده حرکت کنترل نشده قطعات خرد شده سنگ مى باشد که در عملیات انفجار تولید مى شوند و یکى از منابع اصلى آسیب دیدن سازه ها و تجهیزات و صدمه دیدن افراد را تشکیل مى دهد. پارامترها و شرای خاصى در بوجود آمدن این پدیده موثر مى باشند. برای مثال و در ارتباط با شرایط توده سنگ باید توجه شود که در سنگهای بشدت درزه و شکاف دار، احتمال بروز پرتاب سنگ نسبت به سنگهای هموژن و تود ه ای بیشتر است. از طرف دیگر هنگامى که عملیات انفجار در مناطق کارستى با سوراخ ها و حفره های فراوان انجام مى شود، کنترل خیلى دقیقى باید جهت جلوگیری از ظهور این پدیده اعمال گردد. هم چنین نوع ماده منفجره و پارامترهای هندسى و وزنى الگوی حفاری و انفجار نیز در این زمینه موثر مى باشند که در خاتمه به بعضى از این موارد اشاره خواهد شد.
در ادامه د و روش محاسبه پرتاب سنگ در عملیات انفجار معادن روباز و نتایج محاسبات مربوط به معدن سنگ آهن سه چاهون ارائه مى گردد.
- روش سوئدى
این مدل تجربى توسط دو لاسمبرگ (Lunsborg) و پرسن (Persson) در سال 1975 پیشنهاد شد که نتیجه آن تعیین بیشترین فاصله مربوط به پرتاب سنگ مى باشد]1[. در این روش ابتدا سرعت اولیه پرتاب سنگ با استفاده از رابطه( 1 )بدست مى آید:
 
(1)

که در رابطه( 1 )پارامترها بصورت زیر تعریف مى گردند:
VO- سرعت اولیه پرتاب سنگ بر حسب m/s
D- قطرچال برحسب inch
Tb- اندازه قطعات سنگ بر حسب m
r ?- دانستیه سنگ بر حسب kg/m3

پس از محاسبه سرعت اولیه پرتاب با استفاده از رابطه ( 1 )و براساس قوانین دینامیک پرتاب، حدکثر فاصله پرتاب سنگ براحتى قابل محاسبه مى باشد. از طرف دیگر در این روش براساس تجربیات متعدد و آزمایشهای مختلف در زمینه پرتاب سنگ، روابط تجربى زیر نیز پیشنهاد شده است:
 
(2)

 
(3)

توجه به این نکته ضروری است که در روابط (2 ) و (3) ، ماد ه منفجره اولأ بصورت نقطه ای و ثانیأ نزدیک به سطح فرض شده است، لذا تاثیر آن در سطح زمین بیشتر بصورت اثر دهانه مخروطى (Crater Effect) است. بنابراین در حالت خرج گذاری معمولى، میزان پرتاب سنگ کمتر شده و برای خرج ویژه معادل kg/m3 5/0 حدکثر فاصله پرتاب از رابطه زیر بدست مى آید:
 
(4)

که در روابط( 2 )،(3 و(4 )داریم:
Lmax- حداکثر پرتاب سنگ بر حسب متر
D- قطر چال بر حسب اینچ
Tb- اندازه قطعات سنگ بر حسب متر
با توجه به رابطه (1)، قوانین پرتابی دینامیک و اطلاعات مربوط به معدن سنگ آهن سه چاهون، محاسبات پرتاب سنگ بااستفاده از این روش انجام شده است که نتایج آن درجدول (1) مشاهده می شود.
 
جدول 1-نتایج محاسبات روش سوئدی تعیین پرتاب سنگ برای معدن سنگ آهن سه چاهون

از آنجا که مقادیر حداکثر فاصله پرتاب در جدول (1) مربوط به اثر دهانه مخروطى بوده و مقاوم هوا در آنها در نظر گرفته نشده است، نمى توانند مورد قبول واقع شوند. از طرف دیگر برای قطر چال 8 اینچ و با استفاده از رابطه( 2 )، مقدارLmax¬¬¬¬¬¬ معادل 1040 متر بدست مى آید که در این مقدار نیز اثر مقاومت هوا و فاصله چال از سطح آزاد در نظر گرفته نشده و از طرفى مربوط به حالت اثر دهانه مخروطى است. همچنین با استفاده از رابطه (4 )برای قطر چال معادل 8 اینچ، حدکثر فاصله پرتاب معادل 320 متر محاسبه مى شود. هر چند که این مقدار منطقى تر از مقادیر قبلى است ولى در این عدد نیز فاصله تا سطح آزاد در نظر گرفته نمى شود.

- روش پروفسور پکروفسکى
در روش دیگری که توسط پروفسور پکروفسکى و فیودورف (Prof G.I. Pokrovsky & I.S. Fyodorov) ارایه شد، سرعت اولیه پرتاب با استفاده از رابطه(5) محاسبه مى شود] 1[:
 
(5)

که در رابطه(5 )داریم:
VO- سرعت اولیه پرتاب بر حسب m/s
? - وزن مخصوص سنگ بر حسب kg/m3
Cox- وزن ماده منفجره در یک چال بر حسب kg
Rl - فاصله ماده منفجره تا سطح آزاد یا فاصله چال تا سینه کار بر حسب متر
برای بدست آوردن حدکثر فاصله پرتاب نیز از روابط دینامیک پرتابى استفاده مى شود. نتایج محاسبات تعیین پرتاب سنگ با استفاده از این روش برای معدن سنگ آهن سه چاهون در جدول (2 ) مشاهده مى گردد.
 
جدول 2- نتایج محاسبات روش پروفسور پکروفسکی برای تعیین پرتاب سنگ برای معدن سنگ آهن سه چاهون

پروفسور پکروفسکى و فیودروف به اهمیت پارامتر مقاومت هوا در هنگام پرتاب توجه کرده و بنابراین برای سرعت پرتاب m/s 200 فاکتور اصلاح 10 تا 12 و برای سرعت پرتاب m/s 80-75 فاکتور اصلاح 5/2 تا 3 را معرفى نموده اند. براین اساس، حداکثر فاصله پرتاب سنگ در باطله کمتر از 216 متر و در ماده معدنى کمتر از 162 متر خواهد بود. لذا این محدوده مى تواند به عنوان حریم ایمن انفجار از نقطه نظر پرتاب سنگ در نظر گرفته شود.
توجه به این نکته ضروری است که مقادیر فوق به ازای انفجار کامل تعیین گردیده اند. به عبارت دیگر مقدار kg198 خرج مربوط به یک چال و فاصله یک چال از سطح آزاد (Burden) برابر m8/4 است و تنها د صورتى مى توان این مقادیر را در رابطه (5) جایگزین نمود که انفجار در هر چال بطور مستقل عمل نمود ه و بر روی چال مجاور و محدوده آتشباری آن تاثیر نگذارد. این فرض در حالى صادق است که چالها براساس الگوی بهینه آتشباری منفجر شوند.

لرزش زمین
در اثر انفجار ماده منفجره گازهای پر فشار در داخل چال بوجود آمده و در نتیجه فشار انفجار به توده سنگ وارد مى شود که باعث خرد شدن سنگهای اطراف چال مى گردد. پس از فرو نشسشن فشار، انرژی باقى مانده بصورت امواج سطحى و حجمى به محیط اطراف چال منتقل مى شود که در این بین امواج سطحى (Surfacw waves) حاوی انرژی زیادی بوده و موجب بوجود آمدن لرزش زمین مى گردند. این لرزش باعث ارتعاش ساختمانها و سازه ها و در شرایط خاص تخریب آنها مى شود. باید اشاره شود که مدت زمان لرزش زمین بسیار طولا0لى تر از سایر عوارض انفجار بوده و بیشترین مقدار انرژی ناشى از انفجار( در حدود 40% )را به خود اختصاص مى دهد]2[.
مهمترین پارامترهایى که در ایجاد لرزش زمین دخالت دارند شامل مقدار خرج مصرف شده در هر پریود زمانى تاخیر اعمال شده، جنس و ساختار توده سنگ و فاصله نسبت به مرکز انفجار مى باشد. بطور کلى هر چه فاصله از مرکز انفجار بیشتر باشد شدت لرزش( دامنه لرزش )کاهش مى یابد اما زمان لرزش( زمان تناوب )بیشتر مى شود.

تعیین فاصله ایمن براى لرزش زمین
با توجه به مطالب فوق هنگامى که در یک معدن روباز عملیات آتشباری انجام مى گیرد، فاصله ایمن برای لرزش زمین در نظر گرفته مى شود. در این زمینه Chae در سال 1978 و Wiss در سال 981 1 نمودارهایى را در ارتباط با تخریب ناشى از لرزش زمین و رابطه آن با سرعت ذره ای ماکزیمم (Maximum particle velocity) ارائه نمودند که به ترتیب در شکل های( 1 )و(2 )مشاهده مى شوند.
 
شکل 1- حد تخریب ساختمانها بر حسب سرعت ذره ای ماکزیمم (1978Chae)

 
شکل 2- حد تخریب ساختمانها بر حسب سرعت ذره ای ماکزیمم (1981Wiss)

در روشهای ارایه شده توسط این دو محقق، شرایط ساختمانها و سازه ها بطور جداگانه به چهار دسته تقسیم بندی شده است که در جدول (3) مشاهده می شود.
 
جدول 3- تقسیم بندی ساختمانها وسازه ها در ارتباط با شکل های 1و 2

با توجه به نوع سازه ها از روی شکل های(1 )و(2 )، سرعت ذره ای ماکزیمم که منجر به تخریب آن سازه خواهد شد بدست مى آید. سپس با استفاده از نمودار شکل (3) ، فاصله مقیاس شده (Scaled distance) تعیین مى گردد.
 
شکل 3- تعیین فاصله مقیاس شده بر اساس سرعت ذره ای ماکزیمم

فاصله مقیاس شده به وزن ماده منفجره مصرف شده به ازای هر تاخیر و فاصله سازه از محل انفجار بصورت زیر بستگى دارد(3):
 
(6)

که در رابطه(6 )داریم:
Sd: فاصله مقیاس شده برحسب m/kg0.5
d- فاصله سازه از محل انفجار بر حسب m
We- وزن ماده منفجره مصرف شده به ازای هر تاخیر بر حسب kg
بنابراین براساس شکل های (1) و (2)سرعت ذره ای ماکزیمم تعیین شده و سپس با توجه به نمودار شکل )r فاصله مقیاس شده بدست مى آید. در ادامه با استفاده از رابطه ( 6) فاصله ایمن ساز ه های مختلف از محل انفجار محاسبه خواهد شد.

ه ) تعیین فاصله ایمن براى معدن سه چاهون با توجه به لرزش زمین
با استفاده از روش های توضیح داده شده و براساس نتایج طراحى الگوی حفاری و آتشباری برای معدن سه چاهون، فاصله ایمن سازه ها و ساختمانهای اطراف این معدن از نقطه نظر لرزش زمین محاسبه گردیده که نتایج آن در جدول(4 )نشان داده شده است. در این مورد باید توجه شود که میزان مصرف مواد منفجره در هر پریود زمانى تاخیر در معدن سه چاهون برای عملیات انفجار در یک پله 6460 کیلوگرم، در دو پله 3230 کیلوگرم و در سه پله 2150 کیلوگرم منظور شده است.
 
جدول 4- فاصله ایمن سازه ها نسبت به لرزش زمین در معدن سنگ آهن سه چاهون

همانطور که ملاحظه مى شود مقادیر بدست آمده از دو روش کاملا با هم متفاوت هستند. برای مثال در کلاس 1 بازای آتشباری در یک پله، فاصله ایمن در روش Chae برابر 300 متر و در روش Wiss برابر 880 متر بدست آمده است. علت این اختلاف مربوط به تعریف های جداگانه از ساختمانها و در نظر گرفتن ضرایب ایمنى متفاوت مى باشد.
با توجه به اینکه عمومأ ساختمانهای مجاور معدن سه چاهون دارای فواندسیون بتنى محکم بوده و در خود سازه نیز از مصالح قوی استفاده مى شود و از طرف دیگر نزدیکترین سازه به محل انفجار سنگ شکن است که خود یک سازه دینامیک بوده و دائمأ در حال تکان و لرزش های شدید است، در نتیجه مى توان آن را در کلاس 1، خصوصأ کلاس 1 Chae قرار داد. مربوط به روش

 

 

 

      نتیجه گیری:
     براساس محاسبات انجام شده جهت تعیین میزان پرتاب سنگ برای معدن سنگ آهن سه چاهون با استفاده از روش پروفسور پکروفسکى، حدکثر فاصله پرتاب سنگ معادل 216 متر بوده و برای باطله سنگى با دانسیته متوسط kg/dm3 7/2 رخ خواهد داد. همچنین با در نظر گرفتن مسائل و مشکلات مربوط به لرزش زمین و براساس محاسبات انجام شده، به ازای عملیات آتشباری در یک، دو و سه پله به ترتیب مقادیر 300، 230 و 200 متر از محدوده نهائى معدن بعنوان فاصله ایمن بدست آمده است.
   بنابراین با لحاظ نمودن بعضى اقدامات احتیاطى مثلدة انجام عملیات آتشباری در دو پله، فاصله ایمن 250 متر در ارتباط با پرتاب سنگ و لرزش زمین برای معدن سنگ آهن سه چاهون پیشنهاد مى شود.
  
   ز) پیشنهادات
   در خاتمه پیشنهاداتى در قالب اقدامات احتیاطى جهت کاهش تاثیر پیامدهای نامطلوب ناشى از عملیات انفجار بخصوص پرتاب سنگ و لرزش زمین بشرح ذیل ارائه مى شود:
   - انتخاب دقیق و بهینه پارامترهای طراحى الگوی حفاری و انفجار بویژه ضخامت بار سنگ و میزان گل گذ ا ری
   - حفر صحیح چالهای انفجاری از نظر شیب، امتداد و تناسب ضخامت بار سنگ و میزان گل گذاری
   - قرار گرفتن چالها در یک امتداد در روی سطح زمین
   - استفاده از مدارهای صحیح و زمان بندی مناسب( تاخیر )برای عملیات آتشباری
   - پیاده کردن دقیق نقاط حفاری در روی سطح زمین بخصوص در مناطق ناهموار و نامنظم
   - کنترل انحراف چال و توجه به عمق بهینه
   - کنترل نمودن چالها از بابت وجود حفره ها، شکاف ها و ترک ها
   - قلق گیری و پاکسازی اطراف دهانه چال و دیواره جبهه های آزاد از سنگهای سست قبل از شروع عملیات چالزنى
   - گل گذاری دقیق از نقطه نظر اندازه ارتفاع گل گذاری و استفاده از مواد مناسب
   - کنترل خرج گذاری مواد منفجره و توزیع مناسب آن در طول چال انفجاری
   - انتخاب ترتیب شروع انفجار مناسب که منجر به جهت شکست خوبى در انفجار گردد.
   - قرار دادن چاشنى یا پرایمر در ته چال و در نتیجه شروع انفجار از ته چال
   - صرفنظر نمودن از خرج گذاری چالى که شرایط نامناسب دارد.
   - انتخاب مناسب جهت عمومى جبهه کارها و آرایش چالها بصورتى که پر تاب احتمالى سنگ به مکانهای بى خطر هدایت شود.
   - استفاده از شبکه های سنگین (Blast Mats) و خاکریزهای تقویتی
   - باقى گذاشتن مقداری سنگ در جلوی پله قبل از انفجار مرحله بعد مى تواند مفید باشد. در این صورت ارتفاع توده مورد نظر باید به اندازه ارتفاع خرج ته چال انفجار مرحله بعد بوده و شیب آن o45 باشد.
   - اگر چالهای یک ردیف به نوبت و با چاشنى های کم تاخیری منفجر شوند در نتیجه پیامدهای انفجار کاهش خواهد یافت.
   - استفاده از ر له های تاخیری در بین ردیف های مقوایی
   - و در نهایت رعایت نمودن تمامى قوانین ایمنى انفجار و خار، کردن افراد متفرقه از نقاط خطرناک

 

 

 

 

   منابع:
     (1) – Jimeno,C.L. & Jimeno,E.L. & Carcedo,F.J.A., (1995), “Drilling and Blasting of Rocks”,
   Geomining Technological Institute of Spain, Balkema, Rotterdam .
   (2)- استوار، رحمت الله، (1373)، "آتش کاری در معادن"، جلد دوم، جهاد دانشگاهى دانشگاه صنعتى امیرکبیر.
   (3) - شرکت مهندسین مشاور کاوشگران،(1381)، " طرح ایمنى، نجات و بهداشت معدن سه چاهون".