• فهرست مطالب:

چکیده
مقدمه
فرآیند مدل‌سازی عددی
استراتژی مدل‌سازی و داده‌های ورودی
نتایج شبیه‌سازی عددی اثر فاصله روی تولید صفحه شکست
اثر میزان بارگذاری آتشکاری روی الگوی شکست
اثر قطر حفره انفجار روی تولید صفحه شکست
شبیه سازی روش پیش‌شکافی در توده سنگ متصل
نتیجه‌گیری

• بخشی از ترجمه:

8- نتیجه‌گیری
کد تجاری دینامیکی دوبعدی برای مطالعه روش آتشباری پیش‌شکافی استفاده شد. توده سنگ یک محیط قوی در نظر گرفته شده با مقداری آهک در در شمال ایران. قانون مواد تشکیل دهنده Mohr-Coulomb برای مدلسازی تغییر شکل و شکست استفاده شد. مؤلفه‌های تنش مهم در نقاط بحرانی اندازه گیری شد (مثلا نقاط بین حفره ها و در طول خط مرکز حفره های انفجار). جبهه موج تنش و شکست توده سنگ در اثر بارگذاری آتشباری نشان داده شد. پارامترهای مهمف فاصله و بارگذاری آتشباری بررسی شدند تا بهترین درک از مکانیزم پیش‌شکافی ایجاد شود. نتایج عددی نشان دادند که فاصله مهمترین پارامتر حاکم است که شکل صفحه نهایی شکست را کنترل می کند. فاصله بندی کم منجر به تولید یک شکست مستفیم و پیوسته می شود. از سوی دیگر، در فاصله بندی کم، ناحیه خورد شده نوع عمده است و نواحی بین بین حفره ها به طور کامل خورد می شوند. هنگامی که فاصله بندی خیلی زیاد می شود، یک رخ ناصاف نتیجه می شود و دیوارهای مجاور آسیب می بینند. به بیان دیگر فاصله بندی کم، منجر به ناحیه خورد شده در اطراف حفره های انفجار می شود ولی در راستای هیچ ترکی ایجاد نمی شود. فاکتور مهم دیگر، بارگذاری آتشباری است. مطالعه عددی نشان می دهد که افزایش در بارگذاری آتشباری در فاصله زیاد بین حفره های انفجار منجر به تولید یک شکست پیوسته می شود و بارگذاری کم توانایی ایجاد ارتباط بین شکستها را ندارد. به علاوه اندازه زیاد بارگذاری آتشباری منجر به شکستهای طولانی تر پیرامون حفره های انفجار می شود که باعث آسیب به دیواره های مجاور می شود. شبیه سازی المان مجزا در توده های دارای فصل مشترک اختلاف زیادی در تولید شکست نشان می دهند. از سوی دیگر الگوهای دیگر در فصل مشترک نیز بررسی شدند.

• بخشی از مقاله انگلیسی:

8. Conclusions

The 2D dynamic commercial code was employed to study the presplitting blast method. The rock mass was considered to be a medium strength limestone typical of host rock in highway cuts in northern Iran. A Mohr-Coulomb material constitutive law was used to model the rock mass deformation and failure. Important stress components were measured at critical points (e.g., points between holes and along blasthole center line). The stress wave front and rock mass failure due to blast loading were shown. Two significant parameters, spacing and blast loading, were examined to better understanding of the presplitting mechanism. The numerical results show that spacing is the most significant governing parameters which control the final fracture plane’s shape. Low spacing leads to generate a continuous and straight fracture which is desired scope. On the other hand, in low spacings, crushed zone is the dominate type of fracturing and areas between holes are crushed completely. When spacings are too far, a face that is generally rough in appearance will result and long fractures (e.g. incipiently fractures) are created in all directions which lead to damage to adjacent walls. In the other word, low spacing leads to increasing crushed zone around blastholes, but no cracks in y-axis and regular and flat boundary of remained wall. High spacing leads to low crushed zones, but longer fractures around blastholes, and irregular generated boundary and uneven remained wall. The second significant factor is blast loading. Conducted numerical study indicates that increasing in applied blast loading in too far spacings leads to generate a continuous fracture and low blast loads are not able to link fractures generated around blastholes. Moreover, high magnitudes of blast loading cause longer fractures around blastholes which lead to damage to adjacent walls. The distinct element simulations in jointed rock masses demonstrate great differences in fracture generation. On the other hand, different jointing patterns, as well, affect the breakage extent and damage to remained wall.

دانلود رایگان مقاله انگلیسی

خرید ترجمه فارسی مقاله

نوشته دانلود ترجمه مقاله متد پیش ‌شکافی در استخراج سطحی در مدلینگ المان مجزا در توده سنگ – مجله الزویر اولین بار در ترجمه فا پدیدار شد.

• بخشی از ترجمه:

چکیده
اکتشاف معدنی با استفاده ازZ-TEM یا Z- Axis Tipper Electromagnetics ، یک سیستم AFMAG هوایی، بوسیله مدلسازی عددی انواع هدف بررسی می شود. مدلسازی عددی برای برنامه ریزی نقشه برداری در بررسی ارتفاع نقشه برداری، فاصله خطی و پاسخ های مورد انتظار هدف ها مورد استفاده قرار می گیرد. دانستن پاسخ Z-TEM یک نوع رسوب کشف شده، به تفسیر نتایج کمک می کند. مدلسازی عددی نشان می دهد که سیستم Z-TEM برای رسوب های عمیق و بزرگ از حساسیت پائین تا بالا مثل مس و رسوبات SETEX مناسب می باشد.
مقدمه:
Z-TEM بصورت تجاری از سال ٢٠٠٧ مورد استفاده قرار گرفت. Exploration Syndicate and Geotech. تعدادی از نقشه برداری های تجاری و نمایش ها را که استراتژی کشف بر اساس انتخاب بهترین ناحیه را که خود بر اساس ارزیابی مدل های زمین شناسی و ارزیابی مناسب بودن Z-TEM برای نوع هدف خاصی می باشند را ارائه داده است.
Z-TEM زمین های فعال و طبیعی یا غیر فعال، زمین را به عنوان منبع انرزی ارسال شده استفاده می کنند. این زمین های طبیعی مسطح هستند و به علت رفتارشان در حالت پخش و انتشار، افقی هستند. هر زمین EM قائم بوسیله هدایت الکتریکی در زمین تولید می شود. سیستم Z-TEM زمین EM قائم در امتداد خطوط نقشه برداری اندازه گیری می کند و از ایستگاه اصلی برای اندازه گیری زمین های افقی استفاده می کند.
مدلسازی عددی پاسخ های Z-TEM روی رسوبات به این منظور انجام می شود که با توجه و بررسی پاسخ های دریافتی از رسوبات، به تفسیر داده پرداخت. داده همچنین برای تعیین پارامترهای اخذ داده مانند فاصله خطی، فرکانس یا تکرارهای استخراج شده و ارتفاع نقشه برداری استفاده می شود. به این منظور تعدادی از رسوبات کلاس جهانی به عنوان رسوب مس SPENCE و رسوب سولفید حجیمRed Dog SEDEX برای شبیه سازی عددی انتخاب می شود.

• بخشی از مقاله انگلیسی:

Summary

Mineral exploration using the Z-TEM or Z-Axis Tipper Electromagnetics, an airborne AFMAG system, has been guided by numerical modeling of the target types. Numerical modeling is used to plan the survey in terms of survey line spacing, survey height, and expected signatures of the targets. Knowing the Z-TEM response of a deposit of the type that is being explored for, aids in the interpretation of the results. Numerical modeling has demonstrated that the Z-TEM system is ideally suited for large, deep deposits of low to high resistivity contrasts such as porphyry copper and SEDEX deposits.

Introduction

Z-TEM, has been flown commercially since mid-2007. Exploration Syndicate and Geotech. have flown a number of demonstration and large commercial surveys following an exploration strategy of selecting the best area to explore based on geological models and an assessment of the suitability of the Z-TEM for the particular target type. Z-TEM uses the natural or passive fields of the Earth as the source of transmitted energy. These natural fields are planar and due to the manner in which they propagate, are horizontal. Any vertical EM field is caused by conductivity contrasts in the Earth. The Z-TEM system measures the vertical EM field in the air along the survey lines and makes use of a base station to measure the horizontal fields. The assumption is that the horizontal fields are relatively homogenous over the survey area and the base station location. The vertical EM field is remotely referenced to the horizontal EM fields.

دانلود رایگان مقاله انگلیسی

خرید ترجمه فارسی مقاله

نوشته دانلود ترجمه مقاله طرح عددی پاسخ های Z-TEM برای راهنمای راهبرد شناسایی اولین بار در ترجمه فا پدیدار شد.

• فهرست مطالب:

1 مقدمه
2 توضیحاتی در رابطه با سایت معدن
3 عملیات انفجار
4 تخمین حداکثر شارژ در هر تاخیر به وسیله معادلات تجربی
5 الگوریتم و روش ANFIS
6 تخمین حداکثر شارژدر تاخیر با استفاده از ANFIS
7 مقایسه ی بین قابلیت اجرایی دو روش
8 نتیجه گیری

• بخشی از ترجمه:

تعدادی از تحقیقاتی که منتشر شده به تدوین و فرمول کردن PPV و حداکثر شارژ در تاخیر شامل لرزش ناشی از انفجار است.در روش منطق فازی برنامه یافته شده در زمینه های مختلف مهندسی است به ویژه در جایی که مشکلات درگیر پیچیدگی و عدم اطمینان می شود.در این مطالعه روش منطق فازی به منظور تجزیه وتحلیل مشکل بکار گرفته می شود. و همچنین معادلات تجربی مورد بررسی قرارداده شده است . هدف اصلی در این مطالعه تخمین حداکثر شارژ در هر تاخیر است که به یکی از مهمترین پارامتر ها در طراحی الگوی آتشباری می باشد. این مدل به پیشبینی حداکثر شارژدر هر تاخیر به عنوان یک پارامتر خروجی برایس یک PVV و فاصله داده شده از انفجار می پردازد. مقایسه نشان می دهد که نتایج مدل به مقدار واقعی نزدیکتر است که به طوری مطلوب تر است. بر اساس آنالیز های لرزشی معدن سونگون خطای مجموع مربعات در  براورد مدل پایه ANFIS 231 و در مدل رگرسیون 422 است.این مقادیر برای USBM و Ambrasey-Hendron و Rei et al 525 و 387 می باشد. مقادیر ضریب همبستگی بین پیش بینی و اندازه گییری شده PPV (R) در مدل بر پایه ANFIS برابر با 0.93 و برای مدل رگرسیون 75 و در نهایت 78 و 73 برای مدل های USBM و Ambrasey-Hendron و Rei et al به ترتیب می باشد. باتوج به مقایسه MSE و MAE و R مدل بر پایه ANFIS مناسب تر از مدل بر پایه رگرسیون است. از نظر دقت این مدل بهترین و در نتیجه مدل ساخته شده پیشنهاد می شود. 

• بخشی از مقاله انگلیسی:

Site description Sungun copper mine is located in the north-west of Iran, in Azarbayjan-e-Sharqi province. The total ore reserve of the deposit is more than 384 million tonnes. However, probable and possible reserve is 1000 million tonnes, with an average grade of 0.67%. The existing estimation about effected land of Sungun copper mine is 38.2 km2 , of which half will be completely ruined in next 30 years. There are some important industrial structures very close to mine pit limits including industrial site of mine, concentrating plant, belt conveyors, crushing site, etc. [7]. Drilling and blasting technique is the most economical method available for loosening and fragmenting the in situ rock mass in the Sungun mine. But blast induced ground vibration as a consequence of environmental effects of blasting process in the form of repetitive dynamic loading, has unfavorable effects on nearby structures. Blast induced ground vibration was studied in Sungun open pit Copper Mine in order to control vibration intensity. The geotechnical studies show that the major fault systems of the area have NW-SE, N-S and NE-SW strikes. Also the mine area according to geotechnical and statistical studies of intact rocks and discontinuities has been divided into six separate blocks. In the mine area the overall rock mass is extremely broken and fractured due to the action of these faults (at least eighty major faults) and volcanic activities. The RMR and GIS rock mass rating methods that have been used in classifying rock masses and obtaining its parameters, indicate that rock mass quality changes from ‘‘Poor’’ to ‘‘Fair’’ in the mine blocks. The compressive strength tests (point-load, triaxial and uniaxial) of the intact rock show that the strength of intact rock increases directly with siliceous and indirectly with Argillic alterations [7]. 3. Blast operations In blasting operations at the Sungun site, ANFO and Emolan (blasting agent) are used as explosives for dry and wet blast holes, respectively, gelatin dynamite (priming), and Emolan Cartridge (booster). The initiation system is detonating cord, and the delay used between the rows are 13, 20, 50 ms and a combination of these. At this site, the drilling equipments and different types of blasting zones, and the regular blasting parameters that are implemented during blast vibration monitoring according to the contractor’s specifications, are listed in Table 1. Explosive weight of each blast hole was measured carefully. The amount of gelatin dynamite and Emolan cartridge used as priming and booster, respectively, has been added to the amount of ANFO depending on their equivalent weight strength. The result of ground vibration measurements of the thirtyseven events performed at the test site, including particle velocity, maximum charge per delay and distance are shown in Table 2 [8]. 4. Charge per delay estimation by empirical equations Empirical equations are versions of the following general form that typically are used by investigators [9,10]: PPV ¼ KRaQb ð1Þ where PPV¼V is the peak particle velocity, Q is maximum charge per delay (kg), R is distance of the measuring transducer form the blasting face (m), and K, a and b are site-specific constants, which can be determined by multiple regression analysis. The Ambraseys and Hendron [4] and Duvall and Fogelson [5] equations are versions of the following general form of all types demonstrated in Table 3. Also Rai et al. [6] have proposed Q as a predictor for calculation of the maximum charge per delay directly. The equation is the function of PPV and distances and therefore can predict the charge precisely: Q ¼ KðVR2Þ B ð2Þ Selected empirical equations (according to Table 3) have been employed in order to analyse the data. Table 4 represents the results of applying the equations to the ground vibration data. As seen in Table 4, the Ambraseys and Hendron equation better fits the data and has a greater coefficient of correlation. It should be noted here that the resulted correlation coefficient is just for the equations in the form of offered one. At the end of this paper the efficiency of the each governed relation in estimation of maximum charge per delay based on PPV and distance from blasting face is discussed for the data measured from Sungun copper mine.

دانلود رایگان مقاله انگلیسی

خرید ترجمه فارسی مقاله

نوشته دانلود ترجمه مقاله برآورد حداکثر شارژ در هر تاخیر در معادن سطحی با مدل قازی – مجله الزویر اولین بار در ترجمه فا پدیدار شد.

• فهرست مطالب:

 چکیده
1 معرفی
2 مطالعه موردی: معدن مس سونگون
2 1 توضیحات معدن
2 2 جمع آوری داده ها
3 توسعه یک مدل پیش بینی flyrock
3 1 معادله Flyrock
3 2 کارآرئی معادله پرتاب سنگ (flyrock)
4 روش مدل سازی تصادفی برای پیش بینی محدوده flyrock
4 1 زمینه
4 2 شبیه سازی مونت کارلو
4 3 تجزیه و تحلیل حساسیت
5 بحث و نتیجه گیری

• بخشی از ترجمه:

Flyrock می تواند یک خطر جدی درارتباط با انفجارباشد. بیشترحوادث آتشباری سطحی نتیجه پرتاب سنگ بیش ازاندازه دورتر ازناحیه محافظت شده می‌باشد. علت بسیاری از آسیب تجهیزات در معدن، معدن سنگ یا سایت ساختمان flyrock است. بنابراین، پیش بینی دقیق flyrock میزان قابل توجهی ازمشکلات را کم میکند. پیش بینی Flyrock یک مسئله پیچیده در استخراج صنعتی است چرا که پارامترهای بسیاری flyrock را تحت تاثیر قرار می‌دهند که می توانند به طور کلی به دو دسته تقسیم شوند: پارامترهای قابل کنترل و غیرقابل کنترل. ثانیا، بسیاری از این پارامترها به دلیل تنوع در پارامترهای انفجار نامعلوم هستند.
هدف از این مطالعه پیش بینی فاصله flyrock و اثرات پارامترهای قابل کنترل انفجار بر روی آن با استفاده از مدل سازی تصادفی بود. در این مطالعه، برای پیش بینی فاصله flyrock یک معادله ی تجربی و روش MC استفاده شد. معادله تجربی Flyrock بر اساس داده های جمع آوری شده از رخداد‌های انفجار در معدن مس سونگون با تجزیه و تحلیل بعدی توسعه داده شد. این مدل از پارامترهای مهم قابل کنترل انفجار، مانندburden ، spacing، گل‌گذاری، طول چال، قطر چال، خرج ویژه، و متوسط خرج در هر چال تشکیل شده است. همچنین، تجزیه و تحلیل حساسیت برای تعیین اثرات پارامترهای قابل کنترل انفجار در فاصله flyrock انجام شد. نتایج حاصل از این مطالعه ارائه شده را می توان به شرح زیر توضیح داد:
1. برای معادله تجربی flyrock، ضریب تعیین ((R2)، VAF و شاخص RMSE به ترتیب 83.38٪، 83.38٪ و 6.09 به دست آمد، به طوری که این معادله به اندازه کافی می تواند فاصله flyrock با دقت قابل قبول پیش بینی کند.
2. این مهم است که توجه داشته باشید که اعتبار معادله ارائه شده توسط دسترسی داده ها وانواع نمونه، که برای بدست آوردن معادله استفاده می شود، محدود شده است. بنابراین، به شدت توصیه می شود که آن معادله قابل اعمال به تمام معادن سطحی فرض نشده است. معادلات مشابهی نیز می تواند در سایر معادن سطحی توسعه داده بشود، که یک روش استخراج مشابه به این گزارش داشته باشند به منظور پیش بینی فاصله flyrock بکار گرفته شود.
3. مقایسه نتایج شبیه سازی و مقادیر اندازه گیری شده از flyrock در این زمینه، نشان می دهد که شبیه سازی MC می تواند فاصله flyrock را نسبتا به خوبی پیش بینی کند. متوسط طبیعی flyrock 72.43 متر است در حالی که مقدار پیش بینی شده 81.44 متر است.

• بخشی از مقاله انگلیسی:

Introduction Blasting is a primary means of extracting minerals and ores at surface mining operations. The main purpose of blasting operations is rock fragmentation and requires a large amount of explosives. The explosives release a large amount of energy during explosion, which only 20–30% of it is utilized for breaking and displacement of rocks and the rest of it is wasted in the form of environmental side impacts [1]. Flyrock is one of these environmental impacts that is defined as the rock propelled beyond the blast area by the force of an explosion [2]. The flyrock of these rock fragments beyond the allowable limits leads to facility and structure damages [3]. Also, main reason of many fatal and non-fatal blasting accidents in surface mining is excessive flyrock beyond the protected blast zone [4–8]. According to Fig. 1, flyrock can result from three key mechanisms which are explained briefly in the following [5,9,10]: Face burst occurs when explosive charges intersect or are in close proximity to major geological structures or zones of weakness. The high-pressure gases of the explosives jet along the weakness zones (paths of low resistance) and generate noise, airblast, and flyrock. In these circumstances, burden conditions usually control flyrock distances in front of the face. Cratering occurs when the ratio of stemming height to blasthole diameter is too small or the collar rock is weak. In this situation, flyrock can be projected in any direction from a crater at the hole collar. Rifling occurs when stemming material is inefficient or is absent. Blast gases can stream up the blasthole along the path of least resistance resulting in stemming ejection and sometimes ejection of the collar rock as harmful flyrock. During recent years, various approaches have been developed for flyrock analysis in surface mines that can be divided into two categories. One approach is the mechanistic modeling in which the physics mechanisms are clearly identified [10–14]. The other approach is the empirical approach, which involves no details of physics mechanisms and the results in an empirical equation are obtained by some ‘‘best statistical’’ analysis of measured flyrock range data [3,15,16]. There are advantages and disadvantages of both approaches. The advantage of mechanistic models is that they include universal mechanisms such as trajectory shape, air drag, rock bounce etc., which are not site dependent. The disadvantage of these models is that in order to calculate the flyrock range, they require inputs such as launch angle, launch velocity and fragment mass, which are difficult to obtain, and are site dependent to some degree. The advantage of empirical models is that they directly give the flyrock range via a single and simple equation. The main disadvantage of empirical models is that they are site dependent, simply because the statistical fits are only done for the site-measured range of data. Of course there are also models that have an element of both mechanistic and empirical [9]. Nowadays, application of artificial intelligence techniques such as artificial neural network and fuzzy logic is increasing in this field [17–20]. Additional studies on flyrock phenomena can be found in [5,8,21–29]. Based on these studies, flyrock occurrence and intensity is influenced by controllable and uncontrollable parameters. Controllable parameters can be changed by the blasting pattern, while uncontrollable parameters are natural and cannot be changed. The main controllable parameters causing flyrock are insufficient burden, improper delay timing, inadequate stemming, inaccurate drilling, and unwarranted powder factor. Whereas, poor geological and geotechnical conditions specially existence of loose rock in the upper part of the blast hole are considered to be the uncontrollable parameters affecting flyrock. The detrimental effects of flyrock are unavoidable and cannot be completely eliminated, but certainly can be minimized up to a permissible level to avoid damage. One of the effective approaches to control and prevent flyrock accidents is prediction of flyrock range and effects of blasting parameters on it. This enables mining engineers and contractors to locate the workers and equipments in a safe area and distance so hazards due to flyrock can be minimized. For this purpose, various empirical models were developed for prediction of flyrock distance that most of them are based on blasthole diameters and specific charge [3,11,13,30]. These methods do not include all effective parameters on flyrock, consequently they have very low predictive capacity. On the other hand, accurate prediction of flyrock is very difficult because of uncertainty in blasting parameters. In order to overcome these shortcomings, in this paper a stochastic model for prediction of flyrock distance in surface mines is developed. This model takes into account the uncertainty arising from variability in blasting parameters and uses Monte Carlo (MC) method for stochastic analysis. It is clear that for performing MC simulation an empirical equation is necessary, so at first this equation is established using dimensional analysis. This equation is developed based on the most effective controllable blasting parameters on flyrock, which were collected from blasting operations in Sungun copper mine located in the northwest region of Iran. Then, to analyze the effect of each controllable parameter on flyrock range, sensitivity analysis is conducted.

دانلود رایگان مقاله انگلیسی

خرید ترجمه فارسی مقاله

نوشته دانلود ترجمه مقاله الگوی پیش بینی تاثیر معیارهای قابل کنترل در انفجار flyrock در معادن – مجله الزویر اولین بار در ترجمه فا پدیدار شد.

• فهرست مطالب:

 چکیده
1 مقدمه
2 فیزیک پرواز خرده‌های سنگ پرتاب شده
3 فرموله کردن و حل معادله دیفرانسیل
3 1 روش حل تقریبا عددی
4 نمونه مورد مطالعه
4 1 آنالیز پدیده پرتاب سنگ
4 2 فرموله کردن و حل معادلات دیفرانسیل
4 3 مسیرهای خرده سنگ پرتابی
5 نتیجه گیری

• بخشی از ترجمه:

نتیجه گیری اساسی این مقاله آن است که امکان فرموله کردن معادلات دیفرانسیل پرواز بالستیک خرده سنگ پرتاب شده و استفاده از این معادلات برای محاسبه، تعیین و تخمین ماکزیمم برد وجود دارد. حل این معادلات دیفرانسیل می تواند با استفاده از روش تقریبا عددی یا الگوریتم رونگه-کوتای مرتبه چهار انجام پذیرد. اگرچه بایستی توجه کرد که این حل نیاز به داده ورودی دارد( برد و جرم برای محاسبات قبلی) که تنها بعد از رویداد در دست هستند. این بدین معنی است که این روش بیشتر برای آنالیز بعد از رویداد پرتاب سنگ مناسب می باشد و از این رو اگر داده کافی برای این محاسبات وجود داشته باشد تعریفی دوباره از فاصله‌های اطمینان به دست می دهد. با اطمینان کامل می توان یک فاصله اطمینان در یک مکان جدید، مشابه تجربیات بالا تخمین زد اما تنها در فازهای عملیاتی نزدیک و با احتیاط بالا این کار انجام پذیر است.
این روش همچنین برای آتشباری‌های شهری جایی که پرتاب سنگ حاضر یکسری تهدیداتی را برای ساختمان‌های اطراف به وجود می آورد مناسب است. توجه دیگر باید برای این موضوع ایجاد شود که نبود روش مناسب برای محاسبه سرعت اولیه سنگ پرتاب شده، ریسک محسوب شده، چون سرعت اولیه یکی از مهم‌ترین پارامترهای ورودی است. ایجاد یک روش صحیح و اینکه مختص مکان خاصی نباشد برای تخمین سرعت اولیه پرتاب سنگ اجازه می دهد به طور گسترده‌تری از روش بالستیک و تحقیقات اضافه برای توسعه آن انجام دهیم.
فاصله‌های محاسبه شده برای ماکزیمم برد در واقع یک مرز زون برخورد و فاصله اطمینان باید برای یک فاصله بزرگتر بر حسب فاکتور ایمنی تنظیم شود. اگر چه ار یک آتشباری برحسب نظم و طراحی مناسب انجام شود ریسک پرتاب سنگ احتمال خیلی پایینی دارد اما پیشنهاد می شود یک برآورد ریسک به منظور تعریف یک زون خطر در داخل منطقه برخورد انجام شود. در نمونه خاص معدن کواری کامنیکا روش کار به صورت تخلیه ساکنان ساختمان‌های نزدیک در آتشباری‌های آینده و زنگ خطر برای سایر ساختمان‌های اطراف است. همچنین با توجه به مدرسه ابتدایی مجاور آتشباری‌های آینده باید به روزهای غیر مدرسه یا بعد از ساعات مدرسه هدایت شوند.

• بخشی از مقاله انگلیسی:

Introduction Despite the advance in blasting and explosives technologies, adverse effects of blasting still remain an issue in both surface and underground blasting operations. While seismic effects of blasting affect only the surrounding structures and can cause material damage, flyrock affects machinery, structures and people. Since flyrock can cause severe injuries to people, even fatal, it is the biggest blasting safety concern. Flyrock is commonly a result of a mismatch between the energy applied and the energy needed for rock fragmentation and casting. This mismatch is the result of technical and natural factors such as blasthole deviation, insufficient burden, insuffi- cient stemming, existence of faulted or weakened zones in the rock, etc. While technical factors can be controlled through precision drilling and control of blasting pattern and geometry, natural factors usually cannot be influenced. There are generally three flyrock mechanisms, cratering, rifling and face burst, which are defined upon the origin of the flyrock fragments. Cratering is the result of insufficient stemming height so that flyrock comes from the crater formed around the blasthole collar. Rifling is a result of insufficient or absent stemming so that stemming material or rock fragments are propelled through the blasthole upwards. Face burst is a result of weakened and faulted zones in the bench face. The detonation products follow the line of the least resistance i.e. weakened zone, propelling the rock fragments from the bench face. Safety concerns regarding flyrock result in the establishment of safe distances for machinery and people determined by the maximum throw of the flyrock fragments multiplied by some safety factor. A number of studies [1–3] suggest the scaled burden approach for the flyrock range prediction and hence the safe distance definition. All this applies to ‘‘normal’’ flyrock. In some rare cases, due to a combination of various factors or an error in the blast design a ‘‘wild’’ flyrock, flyrock traveling distances far beyond the safe distance, can occur. These excess cases require forensic analysis of the event in order to determine the cause of flyrock and usually result in the redefinition of the safe distances. Various approaches can be used to redefine the safe distance but this paper suggests the formulation and solution of differential equations of ballistic flight of the flyrock fragments. 2. Physics of the flyrock fragment flight The first step in the overall solution is the analysis of the forces acting upon the flyrock fragment and the application of the second Newton’s law of motion. The basic forces acting upon the flyrock fragment following the trajectory or the path s, at any moment of flight, are the gravity force (G), the resistance force or drag (D) and the force of lift (L) (Fig. 1). In some cases, the ballistic flight equations could include additional forces such as wind influence or the Coriolis effect (inertial force as a result of the Earth’s rotation) [4–6] but in the case of flyrock these influence can be neglected. The influence of wind should be considered if the flyrock fragment has a small mass and the Coriolis effect can be expected at altitudes that flyrock fragments cannot reach.

دانلود رایگان مقاله انگلیسی

خرید ترجمه فارسی مقاله

نوشته دانلود ترجمه مقاله کاربرد تحلیلی معادلات پرواز بالستیک در پیش‌بینی مسیر پرتاب سنگ – مجله الزویر اولین بار در ترجمه فا پدیدار شد.

• فهرست مطالب:

مقدمه
روش
نتایج و بحث
نتایج

• بخشی از ترجمه:

صورت مسئله بهینه سازی دینامیک حرکت کلیه نقاط انتقال کانسنگ استخراج روباز در روابط فضایی، زمانی و تکنولوژیکی که نیازمندیها و شرایط فنی و اقتصادی عمومی را تامین می کنند، برای اولین بار فرمول نویسی گردید.
تکنیک حل این مسئله که نه تنها براساس تئوری بهینه سازی ریاضی متداول، بلکه همچنین براساس تئوری تصمیم است، عوامل غیر رسمی و کمتر رسمی مهندسی معدن و عوامل دیگر را محاسبه می نماید که تاثیر آنها می تواند بسیار چشمگیرو اساسی باشد. در نتیجه، کارایی راه حل های بدست آمده در مقایسه با شیوه سنتی و روشهای ریاضی افزایش می یابد. تصدیق روشها در نمونه مسئله عددی، کارایی اش را تائید کرد. چشم انداز تحقیق آتی، بهینه سازی دینامیک حرکت کانسنگ و TP لایه رویی روی افق ها در استخراج روباز سنگ آهن می باشد.

• بخشی از مقاله انگلیسی:

Introduction It is known that at the moment at most modern iron ore open pits in Ukraine mining operations achieved significant depth of development, while in the near future it is expected to continue the present sink rate, and in some cases even increase it. The growth of the depth of pits causes the inevitable increase in the distance transportation of mined rock. Besides, the growth of the pits depth causes pushback of the mining operations front on the horizons, what also leads to increasing transportation distances of mined rock. These factors determine the application of flowcharts of mining transport operations with the use of combined transport, particularly rail-road. Thus they try to reduce the cost of transporting the mined rock by the use of more cost-effective rail transport. The distinguishing characteristic of such flowcharts is the presence of transfer points (TP). Creating a TP is associated with the costs for its construction and the cost of the edges cutback due to the necessary increase in the width of some work platforms. At the lower horizons under TP a pillar, which may include ore, is established. Over time, this pillar will restrain planned pushback of the mining operations front, what may be a cause of schedule adjustments or dismantling of TP. The TP dismantling is also accompanied by costs. On the other hand, the TP can be used for rail transport for delivery the ore from the TP to the crushing-and-preparation plant and the overburden rocks to the dump pits. Besides, the TP warehouses increase the reliability of the flowcharts of mining transport operations and allow, if necessary, to perform separate or general storage and shipment of ore varieties, blending and/or homogenizing ore quality. Similarly, they allow, if necessary, to perform separate or general storage and reloading of the overburden rocks of various kinds. During the open pit operation an increase in distances of mined rock delivery by automobile transport reduce the periodic movement of TP to the lower horizons (i.e. increase the distance of delivery for rail transport). In practice, the frequency analysis of the feasibility of changing the location of TP is usually equal to one year, due to the fact that major changes of transportation distance are caused by the schedule. Thus, the efficiency of the flowchart of mining transport operations is determined by the TP location on the horizons (distribution of distances of transportation by road and rail) by the years of the open pit service. The main known problems statements associated with determining the dynamics of the movement of TP on the horizons are previously considered by the authors in [1]. According to the results of the analysis it was concluded that a characteristic feature of these productions is their speciality. For example, in [2] rational distance between the horizons of concentration is defined, in [2, 3] – a transfer step of TP in the combined rail-road and road-conveyor transport, in [4] – the location of some TP on one horizon in the combined road-conveyor transport. None of these problems takes into account the spatial nature of the TP arrangement, the connection with the dynamics of mining operations (schedule), the possibility of the location of several TP at different levels. Due to the above stated, the problem of the spatial optimization of the dynamics of movement of the ore transfer points on the horizons in the iron ore open pit is crucial. Methodology This problem should be solved at the design stage as well as at the operational stage of the open pit. At the design stage it can be solved in conjunction with the scheduling problem of mining operations, transportation routes and distribution of ore streams. The need to solve it on the stage of operation is caused by deviations of the actual mining operations from the project schedule and the actual development of the transport routes from the project. In this paper we solve the problem for the operation stage of the open pit. Obviously, the optimization of the dynamics of the distribution of ore transfer points in the iron ore open pit in both problems should be considered in a given interval of time (usually 5-8 years). Therefore, the main source of data for this problem is corrected schedule and the actual development of the routes for the first year of the specified time interval. For the next years, the development of the routes is pre-defined by estimates of the distances of transportation. The main technological requirements are: providing the transportation and transshipment of volumes of the stope according to the schedule and the plan for its processing. As follows from the above, at the beginning of the analysis of factors determining the economic efficiency of the flowchart of mining transport operations, the optimality criterion should take into account the dynamics of the TP distribution on the horizons (the dynamics of changes in transportation distances by road and rail) and the cost of construction, the edge cutback due to the necessary increase in the width of the work platforms and dismantling, as well as the expenditure for extraction-and-loading and transhipping operations by years of service. That is why the suggested in the well-known papers [2-4], optimality criteria can not be used without modification, since they reflect the special nature of the problems and performances and they do not fully take into account these factors.

دانلود رایگان مقاله انگلیسی

خرید ترجمه فارسی مقاله

نوشته دانلود ترجمه مقاله معادن عمیق روباز سنگ آهن و بهینه سازی حرکت نقاط انتقال روی افق ها اولین بار در ترجمه فا پدیدار شد.

• فهرست مطالب:

 چکیده
۱ مقدمه
۲ زمین شناسی بتول بلت
۲ ۱ تناوب هیدروترمال
۲ ۲ کانی سازی سولفیدی
۳ کانی های شاخص
۳ ۱ اسپینل روی
۳ ۲ استرولیت روی
۳ ۳ بیوتیت حاوی روی
۳ ۴ المنیت روی
۴ بحث
۵ نتیجه گیری

• بخشی از ترجمه:

کانی سازی روی- سرب و مس در  منطقه کمر بند بتول دارای منشا آتشفشانی است که در آن  توده های کانسنگ یا به صورت ورقه ای بر روی کف دریا ئ یا به صورت جایگزینی های   زیر سطح دریا  و یا شامل هر دو فرایند  قرار  دارند.  مناطق کانسنگ  مربوط به سنک های آتش فشانی فلسیک دگرگونی می باشد که دارای ورقه های مشابه سنگ شناسی است. کانی  های  دارای روی که به عنوان کانی های شاخص برای  کانی سازی سولفید فلزی پایه از کمر بند بتول پروتروزوییک  در هند مرکزی عمل می کنند،  اهمیت ژنتیکی بالایی دارند.  کانی سولفید در بسیاری از سنگ های آتشفشانی فلسیک بوده و دارای تشابهاتی با  نهشته های سولفیدی ماسیو آتشفشانی در دیگر بخش های جهان می باشند. تغییر هیدروترمال سین ولکانیک امروزه با  هسته منیزیم- کلسیم داخلی  زون بندی شده و  بخش بیرونی با   مجموعه کانی های غنی  آلومینیوم و آهن همپوشانی دارند. بیشتر  آن ها دارای کران ها و یا محدوده های چینه شناسی می باشند که  اعماق آن ها متغیر بوده و ورقه های نیمه موازی نظیر  توده های کانسنگ تشکیل شده از کانسنگ های ماسیو و نیمه ماسیو دارند وجود این کانی ها در رخنمون های سنگی مکمل داده های ژئوفیزیکی و ژئوشیمیایی  طی مرحله اکتشاف بوده و به شناسایی مناطق هدف برای حفاری کمک می کنند زیرا این کانی ها به عنوان حامل های مستقیم برای کانسار عمل می کنند.

• بخشی از مقاله انگلیسی:

Introduction Indicator minerals are mineral species that, being mechanically and chemically resistant to weathering when found in clastic sediments, indicate the presence of a specific type of mineralization in bedrock (McClenaghan 2005). Their physical and chemical characteristics, including a relatively high density, facilitate their preservation and identification and allow them to be readily recovered from sample media such as till, stream sediments or soil, saprolite float and even in gossan. Indicator minerals have become an important exploration method in the past 20 years and now include suites for detecting a variety of ore deposit types including diamond, gold, Ni–Cu, PGE, porphyry Cu, massive sulphide and tungsten deposits. Investigation for base metal sulphide mineralisation, particularly for zinc has been carried out by Geological Survey of India in different prospects of the Betul Belt such as Bhawra-Tekra, BargaonTarora, Kehalpur, Chopna-Munrai, BanskhapaPipariya, Ghisi, Muariya, Koparpani, Dehalwara and Bhuyari. Presence of gahnite (ZnAl2O4) or zincian spinel in the bedrock, soil or stream sediments is considered to be an important indicator for the proximity to zinc mineralization and has been successfully used in the past to locate new areas with sulphide mineralization. Zincian spinel is reported from metamorphosed hydrothermally altered felsic volcanic rock from Muariya, Banskhapa, Koparpani and Bhuyari prospects (Mahakud et al 2001; Ghosh et al 2006; Praveen and Ghosh 2007). Recently, Ghosh and Praveen (2007) added new data from Koparpani base metal prospect of this belt. With the use of in situ microbeam techniques other minerals like zincian staurolite, Znbearing biotite and zincian ilmenite can be used as indicator minerals to locate zinc mineralization. Although minerals like staurolite, biotite and ilmenite are widespread in the alteration zones of Betul Belt, Zn-bearing staurolite, biotite and ilmenite typically occur within the alteration zones in close proximity to the sulphide-rich zones as documented by Praveen and Ghosh (2007) and Ghosh and Praveen (2007). The identification of Zn-rich minerals has major significance in exploration in Betul Belt as they occur in close spatial relationship with the sulphide rich zones and therefore act as direct vectors to ore. The present contribution was prompted by the invariable presence of one or all of these minerals within or adjacent to the sulphide rich zones in all the prospects of Betul Belt and it discusses their importance with special emphasis on their genetic significance. 2. Geology of Betul Belt The Proterozoic Betul Belt forms a conspicuous lithotectonic unit of the Central Indian Tectonic Zone (CITZ) between Mahakoshal Belt in the north and Sausar Belt in the south. Quartzite, meta-pelite, bimodal volcanic rocks (basaltrhyolite), meta-exhalites, calc silicate rocks and banded iron formation constitute the supracrustal rocks of this belt. The belt is traversed by several ENE-WSW trending ductile shear zones having sub-vertical to steep dips, which were developed during deformation (Roy and Prasad 2001, 2003). The Betul Belt represents a unique litho-package in the CITZ comprising a prominent bimodal volcanic sequence in which felsic volcanic rocks are dominant (figure 1). Sulphide mineralisation is hosted by the felsic volcanic rocks and has similarities with volcanic-hosted massive sulphide deposits (VHMS) in other parts of the world. Bimodal volcanics in the region consist of both meta-basalt and meta-rhyolite. Mafic volcanics occur as elongate lenses and often show inter- fingering relationship with the felsic volcanics. They consist of pillowed and non-pillowed metabasalts with associated mafic volcaniclastics and cherts. Felsic volcanics are represented by rhyolites, rhyolitic volcaniclastics and cherts. In mineralised areas, syngenetic hydrothermal alteration and subsequent metamorphism has obliterated primary volcanic textures in most of the rocks, however Indicator minerals for sulphide mineralisation in Betul Belt 523 relatively unaltered rocks display relict textural features based on which different volcanic facies could be recognised. The most abundant felsic volcanic facies are massive rhyolite and felsic volcaniclastics. Minor bands of laminated tuffs and chert also occur within the felsic volcanics. Massive rhyolite is generally quartz-porphyritic with rounded quartz phenocrysts in a recrystallised quartzo-feldspathic groundmass. Rhyolites at places show flow banding defined by alternate mm-cm scale pale siliceous bands and darker phyllosilicate rich bands. Volcaniclastics generally contain angular to rounded clasts in a finer grained recrystallised quartzo-feldspathic groundmass. Clasts are composed of rhyolite fragments or quartz and range in size from lapilli to bombs. Felsic volcaniclastics appear to be the favourable host rock for mineralization in most prospects. Volcaniclastic facies comprising of coarse (lapilli to bomb sized) rhyolite fragments form host rock for mineralization at Muariya prospect. Similar coarse felsic volcaniclastics form the host rocks in Bhanskapa-Pipariya and Bhanwara-Tekra prospects.

نوشته دانلود ترجمه مقاله راهنمایی مینرالیزاسیون سولفید فلزی توسط مواد معدنی شاخص – نشریه اسپرینگر اولین بار در ترجمه فا پدیدار شد.

فهرست مطالب:

 چکیده
1 مقدمه
2 مدل های ریاضی فازی
3 استفاده از مدل فازی برای مهندسی معدن
3 1 پروسه های تخمین جابه جایی ها
3 2 روش تخمین پارامترهای مهندسی
3 2 1 شبکه های عصبی مصنوعی(NNsA)
3 2 2 ساختار توپولوژیکی propagation back شبکه های عصبی(BPNN)
3 2 3 پارامترهای جابه جایی های توده سنگ
3 3 نتایج تخمین جابه جایی ها
4 نتایج

بخشی از ترجمه:

مطابقت نتایج تئوری با اندازه گیری های صحرای نشان می دهد که این مدل رضایت بخش و فرمول بدست آمده قابل قبول است، بدین سان می تواند به طور موثر برای پیش بینی جابه جایی ها و تغییرشکل پذیری های ناشی از استخراج معادن زیرزمینی در مناطق کوهستانی استفاده شود.

4- نتایج
در این مقاله، بوسیله کاربرد روش اندازه گیری های احتمالاتی فازی برای موارد واقعی حفاری، استخراج، حرکت سطح زمین ونشست تجزیه وتحلیل شده اند و تابع عضویت متناظر ایجاد شده است. نشست تقریبی و جابه جایی افقی محاسبه شده است و با داده های ثبت شده بدست آمده از ایستگاههای کنترل مقایسه شده است. این مقایسه ها نشان می دهد که پیش بینی های تئوری با مشاهدات همخوانی دارد.
فرمول های مشتقاتی داده شده در این مقاله بوسیله داده های اندازه گیری شده در مقیاس بزرگ تایید شدند. بنابراین، مدل فازی برای حل مسائل جابه جایی توده سنگ و نشست زمین ناشی از استخراج معادن زیرزمینی، مخصوصا برای معادن زغالی و فلزی در مناطق کوهستانی قابل اطمینان است.

بخشی از مقاله انگلیسی:

1. Introduction In both the underground and surface mining, if a void is excavated in a rock continuum, the load formerly applied on the rock in the opening will be transferred either to the rock surrounding the opening or to the supports (pillars) within the opening or both, and finally to the ground surface, hence resulting in a macroscopically nonuniform deformation of the surface in the horizontal or vertical direction. If the uneven deformation or subsidence (i.e. differential subsidence on the top of the mined-out area) cannot be effectively controlled then it will cause damage and even a disaster, such as deformation or even cracking of buildings, particularly tall buildings. This means that the failure of a building is to a great extent controlled by the presence of differential subsidence rather than the absolute magnitude of subsidence [1–13]. It is difficult to calculate the accurate displacement of every point in a body of rock because of the complexity of the problem. Instead, various approximate methods have been used for this calculation. In recent years, in mining engineering in particular, theory of fuzzy mathematics has been applied to analyze the problems of displacement and deformations of rock mass due to underground mining [2–8]. In fact, the movement of each point at a level of overburden can be regarded as a fuzzy event. In other words, this displacement will take place at a fuzzy probability, and so the theory of fuzzy probability measures can be applied in describing the ground subsidence and deformation of rock mass [8]. In this paper, the application of the fuzzy probability measures to the analysis of the rock mass displacements due to underground mining in mountainous areas is described. activation function and connection weights. Since the neural network stores data as patterns in a set of processing elements by adjusting the connection weights, it is possible to realize complex mapping through its characteristics of distributed representations. The neural network can automatically find the closest match through its content addressable property, even if the data are incomplete or vague (e.g. rock mass displacement parameters k1, k2, BS1, BS2, tan b in the case examples). Most of the researches to date show that an ANNs can be applied successfully to engineering problems without any restriction. It has also been seen that the capability of an ANN is suitable for inherent uncertainties and imperfections found in geotechnical engineering problems. Neural networks are nonlinear dynamic systems that have important features, such as self-learning, adaptive recognition, nonlinear dynamic processing and associative memory. They have the ability to learn knowledge from historical data (e.g. A–E in Fig. 4) and bring forth new knowledge and generalization. Therefore, neural networks have been successfully used in geotechnical engineering areas, for e.g., to predict reliability [27], to evaluate the permeability of compacted clay liners [28] and to predict the parameters of rock mass movement [29]. These applications show that neural network models are superior at solving problems in which many parameters influence the process and results, when the process and results are not fully understood and when there is historical or experimental data available. The problem involving prediction of rock mass displacement parameters is of this type.

نوشته دانلود ترجمه مقاله تحلیل تغییر مکان توده سنگها بر اثر معدن کاری زیرزمینی با مدل فازی – مجله الزویر اولین بار در ترجمه فا پدیدار شد.

فهرست مطالب:

چکیده
مقدمه
پایداری نمای تونل
پیش بینی ناپایداری نما و تونل
گزینه های تکیه گاهی و نگهدارنده برای زمین مچاله شونده
مثالهایی از طراحی تکیه گاه
آبگردانی در ساخت تونل
پدیده مچاله شوندگی و ماشین های حفاری تونل
هزینه های حفاری تونل و تکیه گاه
نتایج

بخشی از ترجمه:

مقدمه

عیوب و نقوص سنگ و بارهای وارده به تکیه گاههای تونل اثر کارل مقاله ای برجسته و مهم در پژوهش تونل کنی بود و برای سالیان متمادی، به عنوان مبنایی برای طراحی منطقی تونل ها، به ویژه تونل های ساخته شده درآمریکای شمالی در نظر گرفته شد. هنوز هم لازم است دروس ارزشمند زیادی از این کار فراگرفته شود و خواندن این مقاله برای افراد علاقمند به ابعاد و جنبه های عملی طراحی و ساخت تونل توصیه شده است.
تکیه گاههای تونل مورد بحث توسط کارل ، از مجموعه های فولادی (مجموعه قطعات فولادی) تشکیل شده و برای نگهداشتن بار سنگ ناشی از وزن زمین شکسته شده به خاطر حفاری تونل طراحی شدند. این مفهوم در شکل ۱ شرح داده شده و کارل مجموعه راهبردهایی برای برآورد بار سنگ در شرایط زمین شناسی گوناگون ارائه نمود.
در اروپا یک روش طراحی تکیه گاه تونل جایگزین (آلترناتیو) توسعه یافت که مبدا آن به مقاله فنر  برمی گردد. همان گونه که در شکل ۲ نشان داده شده است، این روش بر اساس توسعه ناحیه پلاستیکی در توده سنگ اطراف تونل عمل می کند.

نتایج
تقاضاهای توسعه زیرساختار ، موجب افزایش تقاضاهای ساخت تونل های بزرگ در توده های سنگی با کیفیت بسیار ضعیف شده است. مشکلات مربوط به پایداری هر دو تونل زمانی رخ می دهد که مقاومت توده سنگ کمتر از یک پنجم سطح تنش درجا باشد. روش برآورد شدت مشکلات مچاله شوندگی رخ داده تحت این شرایط مطرح شده است. تاریخچه های موردی از مچاله شوندگی تونل مورد بحث قرار گرفته و گزینه های انتخابی تکیه گاه برای کنترل پایداری نما و تونل جمع بندی شده است. برای تشریح نحوه استفاده از برخی از این گزینه ها در طراحی تونل ، دو مثال عملی مطرح شده است. استفاده از ماشین های TBM در زمین مچاله شونده و هزینه های ساخت تونل های بزرگ در شرایط زمینی مختلف اجمالاً مرور شده است.

بخشی از مقاله انگلیسی:

INTRODUCTION

“Rock defects and loads on tunnel supports” by Karl Terzaghi(1946) was a landmark paper in tunneling literature and, formany years, it provided the basis for the rational design oftunnels, particularly those constructed in North America. Thereare still many valuable lessons to be learned from this work andit is recommended reading for anyone seriously interested in thepractical aspects of tunnel design and construction.

The “tunnel supports” discussed by Terzaghi were primarilysteel sets and these were designed to support the “rock load” dueto the weight of the broken ground resulting from the excavationof the tunnel. This concept is illustrated in Fig. 1 and Terzaghideveloped a set of guidelines for estimating the rock load fordifferent geological conditions.

An alternative tunnel support design method was developed inEurope and its origins can be traced to a paper by Fenner(1938). This method is based upon the development of a“plastic zone” in the rock mass surrounding a tunnel asillustrated in Fig. 2.

CONCLUSIONS

The demands of infrastructure development have increased demands for the construction of large tunnels in rock masses of very poor quality. Problems with stability of the both the tunnel occur when rock mass strength is less than one fifth of the in situ stress level. A method for estimating the severity of squeezing problems that occur under these conditions is presented. Case histories of tunnel squeezing are discussed and various support options for controlling the stability of the face and the tunnel are summarized. Two practical examples are included to demonstrate how some of these support options can be incorporated into a tunnel design. The use of tunnel boring machines (TBMs) in squeezing ground and the costs of large tunnels in various ground conditions are briefly reviewed.

دانلود رایگان مقاله انگلیسی

خرید ترجمه فارسی مقاله با فرمت ورد

خرید نسخه پاورپوینت این مقاله جهت ارائه

نوشته دانلود ترجمه مقاله تونل زنی در سنگ های سخت – مجله ASCE اولین بار در ترجمه فا پدیدار شد.

فهرست مطالب:

چکیده
۱ مقدمه
۲ پایه و اساس تعیین شاخص های ارزیابی
۱ ۲ گردآوری درخت خطا
۲ ۲ تحلیل درخت خطا
۳ ساخت و کمیت سنجی سیستم شاخص ارزیابی در سیستم تهویه معدن

۱ ۳ تعیین شاخص های ارزیابی
۱ ۱ ۳ مطلوبیت مد تهویه
۲ ۱ ۳ مطلوبیت شبکه تهویه
۳ ۱ ۳ درجه تعیین شده برای گردش هوای معدن
۴ ۱ ۳ شبکه برق تهویه
۵ ۱ ۳ مدیریت و تسهیلات تهویه
۲ ۳ وزن شاخص های کمی
۱ ۲ ۳ کمیت سنجی لایه هدف برای لایه معیارها
۲ ۲ ۳ کمیت سنجی لایه معیارها برای لایه برنامه معیارها
۳ ۲ ۳ بررسی کلی همسانی
۳ ۳ ساخت سیستم شاخص ارزیابی

۴ نتایج

بخشی از ترجمه:

مقدمه

امروزه، سوانح گاز معدن زغال سنگ اغلب در چین رخ داده است که این امر توسعه صنعت زغال سنگ را به تاخیر انداخته است. تهویه مبنای عملیات گازی به شمار می رود، به همین خاطر سیستم تهویه مطمئن و پایداری باید در سطح کار استخراج و سایر مکان های معدن تعبیه گردد. اما به خاطر تعداد عوامل اثربخش و تاثیرگذار، برای اندازه گیری کیفیت سیستم تهویه معدن باید تعداد زیادی شاخص وجود داشته باشد که رسیدگی به آنها سخت و دشوار می باشد. بنابراین ارزیابی مطمئن سیستم تهویه معدن، یک وظیفه مهم و پیچیده برشمرده می شود. بهبود مدیریت ایمنی سیستم تهویه معدن در صورتی اهمیت پیدا می کند که این کار را بتوان انجام داد. ضمناً، سیستم های شاخص موجود پیچیده بوده و معنای شاخص های مختلف با همکاری ضعیف، باهم همپوشانی دارد. تا کنون، مجموعه عمومی و مشترکی از سیستم شاخص ارزیابی وجود ندارد. بنابراین مقاله حاضر براین باور است که برای مطالعه سیستم شاخص و کشف آن باید از ابزارهای فنی و فکر نو و مبتکر کمک گرفت. در این مقاله، سیستم شاخص ارزیابی براساس تحلیل عوامل ریسک سیستم تهویه معدن با FTA ساخته و سپس شاخص های مختلف کمیت سنجی شدند. نتایج بدست آمده در مورد بهبود و استانداردسازی سیستم شاخص ارزیابی سیستم تهویه، نقش مثبتی ایفا کرده و دارای اهمیت عملی بود.

4. نتایج
1) بر اساس تحلیل درخت خطای عوامل ریسک تهویه معدن، ترکیبی از داده ها و پژوهش مرجع، شناسایی پنج معیار ارزیابی و 22 شاخص ارزیابی، مجموعه سیستم های شاخص ارزیابی ایمنی مطلوب، یکپارچه، جامع و سیستماتیک برای سیستم تهویه ساخته شد.
2) سیستم ارزیابی بهبود و تکمیل گردید این سیستم شامل بخشهای زیر می شد: انتخاب تهویه، فشار هوا، درجه مطلوب آرایش برای برگشت هوا، سطح عملکرد هواکش و یکپارچگی اشکال سیستم تهویه
3) شاخص ارزیابی ایمنی تشکیل شده که از طریق آن می توان تحلیل ارزیابی ایمنی را ایجاد نمود، ممکن، علمی و عمیق و ریشه دار می باشد.در تولید حقیقی از آن می توان به گونه ای موثرتراستفاده نمود.

بخشی از مقاله انگلیسی:

Introduction

Nowadays, coal mine gas accidents happened fi’equently in China which has been delayed the coal industry development. Ventilation is the basis of gas treatment, stable and reliable ventilation system should be established in mining working face and other places in mine. However, due to a I1llmbcr of impact factors, to measure the quality of mine ventilation system has a lot of indicators, which is hard to handle. Therefore, the safety evaluation of mine ventilation system is an important and complicated task. It is very important to improve the safety management of mine ventilation system if this task can be done [1]. Meanwhile, existing index systems are complicated, and the meaning of different indicators overlaps, with poor interoperability. Up to now, there is not a common set of evaluation index system [2]. Therefore, the paper believes that should have innovative thinking and technical means to study on index system and explore it. In this paper, the evaluation index system was built on the basis of analysis risk factors of mine ventilation system by FT A, and then quantified the various indicators. The conclusions to improve and standardize the evaluation index system of the ventilation system played a positive role and had practical significance.2. The basis of evaluation indicators determinationConstruction and quantification evaluation indicators are the foundations and the key of evaluation of mine ventilation system directly affect the evaluation results. Evaluation indicator determined must be justified, neither flashy nor too monotonous. The paper compilationed a Fault Tree according to the hazard analysis of the mine ventilation system, and quantified the various indicators based on the results of Fault Tree Analysis by using of Analytical Hierarchy Process (AHP).2.1. Fault tree compilationIn swnmary, the mine ventilation system is provided by the ventilation mode, ventilation airflow and networks, ventilation method as well as the ventilation management system and basic facilities. According to the analyses of coal-mine accidents over years, the paper finds out that all the coal mine accidents happened caused by defects of the ventilation system, mainly are: ” Reasonableness of ventilation mode; .. Mine airflow failed; .. Reliable power ventilation system;• Mismanagement of ventilation system and inadequate safety facilities.According to the accident-induced, put the causes of accidents into the conditions of accident as much as possible the conditions and set them out. According to the logical relationship between the cause and the effect, combine the cause and the effect in a diagram (see Fig. 1), thereby complete the establishment of the FTA.

دانلود رایگان مقاله انگلیسی

خرید ترجمه فارسی مقاله با فرمت ورد

نوشته دانلود ترجمه مقاله ساختار و کمیت شاخص ارزیابی سیستم تهویه معدن – مجله الزویر اولین بار در ترجمه فا پدیدار شد.