Dissertação de Mestrado - repositorio.ufop.br · Prof. Dr. Valdir Costa e Silva (UFOP) iv ......

Dissertação de Mestrado

ANÁLISE TÉCNICA E ECONÔMICA PARA

UTILIZAÇÃO DE CABOS DUPLOS EM

REALCES DE SUBLEVEL NA MINA

PEQUIZÃO - MINERAÇÃO SERRA GRANDE,

CRIXÁS – GO

AUTOR: TÚLIO CÉSAR ABDUANI LIMA

ORIENTADOR: Prof. Dr. ANDRÉ PACHECO DE ASSIS

(UnB)

MESTRADO PROFISSIONAL EM ENGENHARIA GEOTÉCNICA DA UFOP

OURO PRETO - JULHO DE 2016

Catalogação: www.sisbin.ufop.br

L732a Lima, Túlio César Abduani. Análise técnica e econômica para utilização de cabos duplos em realces desublevel na Mina Pequizão - Mineração Serra Grande, Crixás, GO [manuscrito] / Túlio César Abduani Lima. - 2016. 188f.: il.: color; grafs; tabs; mapas.

Orientador: Prof. Dr. Andre Pacheco Assis.

Dissertação (Mestrado) - Universidade Federal de Ouro Preto. Escola deMinas. Departamento de Engenharia Civil. Programa de Pós Graduação emGeotecnia. Área de Concentração: Geotecnia Aplicada à Mineração.

1. Cabos de aço. 2. Minas e mineração - Custos. 3. Estabilidade. I. Assis,Andre Pacheco. II. Universidade Federal de Ouro Preto. III. Titulo.

CDU: 622.24.08

ii

ANÁLISE TÉCNICA E ECONÔMICA PARA

UTILIZAÇÃO DE CABOS DUPLOS EM

REALCES DE SUBLEVEL NA MINA

PEQUIZÃO - MINERAÇÃO SERRA GRANDE,

CRIXÁS – GO

Dissertação apresentada ao Mestrado Profissional

em Engenharia Geotécnica do Núcleo de Geotecnia

da Escola de Minas da Universidade Federal de

Ouro Preto, como parte integrante dos requisitos

para obtenção do título de Mestre em Geotecnia,

área de concentração em Geotecnia Aplicada à

Mineração.

Esta dissertação foi apresentada em sessão pública e aprovada em 13 de Julho de 2016, pela Banca Examinadora composta pelos membros:

Prof. Dr. André Pacheco de Assis (Orientador / UnB)

Prof. Dr. Rodrigo Peluci de Figueiredo (UFOP)

Prof. Dr. Valdir Costa e Silva (UFOP)

iv

“A grandeza não consiste em receber honras, mas em merecê-las.”

Aristóteles (384 a.C. – 322 a.C.)

v

DEDICATÓRIA

Dedico este trabalho aos meus pais José Antônio de Araújo

Lima e Marli Souza Abduani, em especial pela dedicação e

apoio em todos os momentos difíceis e ao amor e carinho

sempre despendidos.

vi

AGRADECIMENTOS

Este trabalho teve contribuição direta ou indireta de pessoas importantes em minha vida,

que merecem meu sincero agradecimento e devem ser lembradas.

Aos meus pais e familiares, que sempre me incentivaram e me motivaram a acreditar que

posso sempre ir além e alcançar objetivos que por muitas vezes poderia ter desistido

precocemente.

Aos companheiros de trabalho e amigos da geotecnia, Diogo, Marcelo, Gerson, Davi,

Gustavo, Reuber, Maurílio, Rodrigo, que contribuíram com a amizade e com a técnica e

ensinamentos.

Aos amigos que fiz na Mineração Serra Grande e na Mina Cuiabá, que com contribuições

técnicas e companheirismo sempre me apoiaram na conclusão da qualificação.

A AngloGold Ashanti, que sempre contribuiu e incentivou a qualificação técnica,

garantindo meu desenvolvimento pessoal e profissional.

Aos gerentes Edijarbas, Diogo, Reuber, Ricardo e Leonardo, os quais sempre me

apoiaram e permitiram a realização de tal trabalho.

A meu orientador, Prof. André Assis pela atenção e prontidão dedicada e pela clareza e

direcionamento adotado, essencial para o desenvolvimento de tal trabalho.

Aos colegas de UFOP e de trabalho, Alexandre, Frederico, Felipe, Cairon e aos outros

que estão em outras empresas.

vii

RESUMO

Métodos empíricos, baseados em modelos gráficos já difundidos mundialmente no

ambiente de mineração subterrânea, vem sendo amplamente utilizados nas principais

indústrias do setor mineral brasileiro. A mineralização de ouro, presente na cidade de

Crixás, GO, possui a característica peculiar de se estender por veios estreitos, onde a

viabilidade econômica depende de boas práticas na lavra, com baixos índices de diluição

de material estéril junto a porção mineralizada. Durante vários anos a execução de tal

premissa era facilmente cumprida com a utilização de métodos de lavra que priorizavam

a seletividade, obtendo por consequência níveis baixos de diluição, porém com o avanço

tecnológico e a necessidade de elevação dos índices de produção para garantir

competitividade no mercado, a metodologia de lavra foi alterada por um modelo mais

produtivo, entretanto com maiores dificuldades de se controlar a diluição entre o mineral

de interesse e o material estéril. Nesta nova metodologia de lavra, a presença de um

padrão de reforço do maciço rochoso se faz crucial para garantia de estabilidade da parede

do teto (Hanging Wall) e consequente manutenção de níveis aceitáveis de diluição

durante a lavra. Este trabalho busca encontrar um padrão de aplicação de cabos de aço

como reforço do maciço nas operações da Mineração Serra Grande (MSG), baseado em

análise técnica e econômica do sistema atualmente utilizado, contraposto por uma nova

proposta de cabeamento, onde se altera a quantidade de cabos no furo, de um para dois,

alterando também o espaçamento das linhas de reforço. A análise foi realizada utilizando

dados históricos de estabilidade de realces de lavra, abertos na metodologia de sublevel

stoping, onde foram utilizados cabos de aço como reforço do maciço e como elemento de

contenção de blocos. Os custos associados também foram analisados relativos ao impacto

no custo final da aplicação de cabos de aço.

viii

ABSTRACT

Empirical methods based on graph models are known in the underground mining field

and they have been used for the main players in the mineral field in Brazil. Gold

mineralization at the city of Crixás, GO, has the peculiar characteristic to extend

throughout narrow veins where the economic viability rely on good operations of mining

with low dilution. For many years, the execution of such premise has easily accomplished

with the utilization of mining methods that put the selectivity in first place getting low

levels of dilutions, but the technological upgrade and the necessity to increase the

production rates in order to achieve competitiveness the mining methodology has

changed for a more productive model. However, there is more difficulty in controlling

dilution. In this new method of mining, called "Sublevel Stopping", the presence of a rock

mass reinforcement pattern becomes crucial for the hanging wall stability and consequent

dilution levels during mining. This work aims to find a standard application of steel cable

as rock mass reinforcement in operations at Mineração Serra Grande (MSG) based on

technical analysis of the currently used system, opposed by a new proposal of cable

bolting, which changes the amount of cables in the hole from one to two, also changing

the spacing of the reinforcement lines. The analysis have been performed using historical

data of stability in mining galleries using sublevel stopping, which have been used steel

cables as reinforcement of the rock mass and used to support blocks. The associated costs

have been analyzed for the impact on the final cost of the steel cables application.

ix

LISTA DE FIGURAS

Figura 1.1: Localização da empresa, dos corpos mineralizados e da cidade de Crixás-GO. .......................................................................................................................................... 4

Figura 1.2: Produção realizada por corpo de minério no ano de 2014. ........................... 5

Figura 1.3: Representação esquemática do método de câmaras e pilares na MSG. ....... 6

Figura 1.4: Representação esquemática do método de corte e enchimento na MSG. ... 7

Figura 1.5: Representação esquemática do método Sublevel Stoping na MSG. ............. 8

Figura 1.6: Produção em toneladas no ano de 2013 por método de lavra em porcentagem. ................................................................................................................... 9

Figura 1.7: Queda de bloco impedindo a extração do minério abaixo e atrás do bloco. ........................................................................................................................................ 11

Figura 2.1: Esboço geológico da região de Crixás-GO, mostrando as três faixas de supracrustais do tipo greenstone belt e os blocos de gnaisses adjacentes (modificado de Jost e Oliveira, 1990). ..................................................................................................... 16

Figura 2.2: Geologia do Greenstone Belt de Crixás. (Modificado de Costa Jr. et al., 1997). ........................................................................................................................................ 18

Figura 2.3: Colunas estratigráfica da sequência greenstone que compõem o Grupo Crixás (Pimentel et al., 2003 após Jost et al., 1998). ................................................................ 20

Figura 2.4: Modelo tridimensional dos subcorpos da Mina Pequizão em subsolo. ...... 22

Figura 2.5: Recomendação de desenvolvimento nas galerias para exposição do minério. ........................................................................................................................................ 23

Figura 2.6: Processo de calcular e mediar o índice RQD. (Adaptado Bieniawski 1989) . 25

Figura 2.7: Relação entre o tempo de autossustentação e o tamanho do vão da escavação de acordo com a classificação RMR. (Adaptado Bieniawski 1989). .............. 29

Figura 2.8: Classes de maciços rochosos e categorias de suporte baseados no índice Q. (Adaptado Aguiar, 2002) ................................................................................................ 33

Figura 2.9: Métodos de lavra Sublevel Stoping e VCR (Adaptado Hamrin 2001) ........... 37

Figura 2.10: Interface do Software Unwedge 4.0. ......................................................... 38

Figura 2.11: Exemplos de casos de formação de blocos chaves. (Adaptadp Goodman e Shi, 1985). ....................................................................................................................... 39

Figura 2.12: Formação de blocos chaves (Adaptado Gonza'le-Palacio et al. 2005) ....... 40

Figura 2.13: a) Cabo de aço injetado; b) Disposição típica de cabos de aço em um realce. (Adaptado Hutchinson e Diederichs 1996) .................................................................... 42

Figura 2.14: Reforço e suporte por cabos de aço (Adaptado de Hutchinson e Diederichs 1996) ............................................................................................................................... 44

x

Figura 2.15: Tipos de Cabo de aço (Adaptado Windsor, 1992 apud Hutchinson e Diederichs, 1996). ........................................................................................................... 46

Figura 2.16: Especificações de desempenho mínimo de cabo de aço para aplicações de cabeamento (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996). ............................................. 47

Figura 2.17: Custo unitário para cabeamento incluindo perfuração (Adaptado Goris et al., 1994 apud Hutchinson e Diederichs, 1996). ............................................................. 48

Figura 2.18: Custo normal em $ Canadense de um cabo de aço trançado de 12,2m de comprimento (Adaptado Goris et al., 1994 apud Hutchinson e Diederichs, 1996). ...... 49

Figura 2.19: Taxa de produção para instalação e injeção de cimento de cabo (Adaptado Goris et al., 1994 apud Hutchinson e Diederichs, 1996). ............................................... 49

Figura 2.20: Fator A por (σc / σi). (Adaptado Steward e Forsyth, 1995). ....................... 51

Figura 2.21: Fator B por relação angular entre a descontinuidade e a face analisada (Adaptado Steward e Forsyth, 1995).............................................................................. 52

Figura 2.22: Fator C por ângulo de mergulho da face. (Adaptado Steward e Forsyth, 1995). .............................................................................................................................. 52

Figura 2.23: Gráfico de Estabilidade proposto por Mathews et al. (1981) adaptado. ... 53

Figura 2.24: Fator A por (σc / σi) FONTE: Hoek et al. (1995) Modificado. .................... 55

Figura 2.25: Processo para obtenção do fator B. (Adaptado de Hutchinson e Diederichs, 1996). .............................................................................................................................. 56

Figura 2.26: Processo para obtenção do fator C. (Adaptado de Hutchinson e Diederichs, 1996). .............................................................................................................................. 57

Figura 2.27: Gráfico de Estabilidade Modificado. (Adaptado de Potvin, 1988). ............ 58

Figura 2.28: Gráfico de estabilidade para stopes com cabos de aço. (Adaptado de Hutchinson e Diederichs, 1996). .................................................................................... 59

Figura 2.29: Diretrizes de densidade e comprimento de cabos em configurações regulares. (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996). ................................................. 60

Figura 2.30: Tipos de Diluição (Adaptado Scoble e Moss, 1994) ................................... 62

Figura 2.31: Levantamento topográfico tridimensional a laser: Configuração do equipamento e uma superfície renderizada de um realce. (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996) ............................................................................................................ 64

Figura 2.32: Estimativa de Diluição em realces abertos sem suporte (Adaptado de Clark e Pakalnis, 1997) ............................................................................................................. 65

Figura 3.1: Localização das áreas com utilização de cabos duplos para a lavra. ........... 68

Figura 3.2: Vista em perspectiva da localização das áreas com utilização de cabos simples para a lavra. .................................................................................................................... 69

Figura 3.3: Vista em perspectiva da localização das áreas com aplicação de cabos duplos e simples como reforço de lavra. ................................................................................... 70

Figura 3.4: Vista em planta de todas escavações da Mina Pequizão e sua localização em relação a Mina Nova. ...................................................................................................... 71

xi

Figura 3.5: Localização dos furos descritos geotecnicamente para classificação do maciço na Mina Pequizão. .......................................................................................................... 73

Figura 3.6: Exemplo de visualização tridimensional das estruturas mapeadas. ............ 83

Figura 3.7: Principais estruturas presentes na Mina Pequizão e tratadas no software DIPS. ................................................................................................................................ 84

Figura 3.8: Definição do cálculo do Raio Hidráulico (RH). (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996). ........................................................................................................... 90

Figura 4.1: Malha de cabeamento padrão com afastamento e espaçamento iguais. ... 92

Figura 4.2: Influência do uso da trança dupla na capacidade do sistema de cabo de aço. (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996). .................................................................. 93

Figura 4.3: Variação do fator de segurança para malha de 1,5x1,5 com cabos duplos. 95



Figura 4.6: Regressão linear representativa para definição de espaçamento ótimo. ... 97

Figura 4.7: Possíveis tipos de falha de cabo de aço (segundo Jeremic e Delaire, 1983) 99

Figura 4.8: Resistência adesiva crítica, CBS (Critical Bond Strength), para cabos de aço – Carga gravitacional (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996) .................................. 100

Figura 4.9: Resistência de aderência apresentada para cabos de aço com 1 metro de comprimento ancorado. ............................................................................................... 101

Figura 4.10: Representação do dispositivo de teste de arrancamento utilizado para determinação da resistência de aderência. ................................................................. 102

Figura 4.11: Definição de diluição na MSG. .................................................................. 104

Figura 4.12: Banco de dados de realces suportados com cabos de aço em trança dupla. ...................................................................................................................................... 106

Figura 4.13: Banco de dados de realces suportados com cabos de aço em trança simples. ...................................................................................................................................... 107

Figura 4.14: Diluição aproximada para as áreas com cabos duplos, segundo modelo de Potvin(1988). ................................................................................................................ 108

Figura 4.15: Diluição aproximada para as áreas com cabos simples, segundo modelo de Potvin(1988). ................................................................................................................ 109

Figura 4.16: Limites de diluição para utilização de cabos duplos em malha 1,5 x 1,8 m na Mina Pequizão. ............................................................................................................. 110

Figura 4.17: Limites de diluição para utilização de cabos simples em malha 1,5 x 1,5 m na Mina Pequizão. ........................................................................................................ 111

Figura 4.18: Definição do ELOS mediante estimativa da sobrequebra linear. (Adaptado Clark e Pakalnis, 1997) .................................................................................................. 112

Figura 4.19: Utilização da proposta de cálculo de dano proposta por Clark e Pakalnis (1997) para a Mina Pequizão em áreas com cabos duplos. ......................................... 115

xii

Figura 4.20: Utilização da proposta de cálculo de dano proposta por Clark e Pakalnis (1997) para a Mina Pequizão em áreas com cabos simples. ....................................... 116

Figura 4.21: Curva característica para a Mina Pequizão, representativa da quebra linear no Hanging Wall para aplicação de cabos duplos. ....................................................... 117

Figura 4.22: Curva característica para a Mina Pequizão, representativa da quebra linear no Hanging Wall para aplicação de cabos simples. ...................................................... 117

xiii

LISTA DE TABELAS

Tabela 2.1: Sistema de Classificação RMR. (Adaptado Bieniawski, 1989) ..................... 27

Tabela 2.2: Correções e guias auxiliares para o sistema de classificação RMR (Adaptado Bieniawski, 1989) ............................................................................................................ 28

Tabela 2.3: Padrão de suporte - reforço de acordo com a classificação RMR de um maciço rochoso. (Adaptado Bieniawski 1989). ........................................................................... 30

Tabela 2.4: Relação entre o tipo de escavação subterrânea e o valor de ESR............... 32

Tabela 3.1: Tabela guia para determinação dos pesos em função da resistência por litotipo. ........................................................................................................................... 74

Tabela 3.2: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 1 com cabos duplos. .............. 75

Tabela 3.3: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 2. ............................................ 75







Tabela 3.10: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 9. .......................................... 77

Tabela 3.11: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 10. ........................................ 78










Tabela 3.21: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 10. ........................................ 81

Tabela 3.22: Parâmetro A para as áreas com cabos duplos. .......................................... 85

Tabela 3.23: Parâmetro A para as áreas com cabos simples. ........................................ 86

Tabela 3.24: Definição do parâmetro B para as áreas com cabos duplos. .................... 86

xiv

Tabela 3.25: Definição do parâmetro B para as áreas com cabos simples. ................... 87

Tabela 3.26: Definição do parâmetro C para as áreas com cabos duplos como reforço do maciço. ............................................................................................................................ 87

Tabela 3.27: Definição do parâmetro C para as áreas com cabos simples como reforço do maciço........................................................................................................................ 88

Tabela 3.28: Definição do número de estabilidade modificado (N’) para as áreas com cabos duplos. .................................................................................................................. 88

Tabela 3.29: Definição do número de estabilidade modificado (N’) para as áreas com cabos simples. ................................................................................................................. 89

Tabela 3.30: Definição de Raio Hidráulico para as áreas com cabos duplos. ................ 90

Tabela 3.31: Definição de Raio Hidráulico para as áreas com cabos simples. ............... 91

Tabela 4.1: Controles operacionais finais para as áreas com cabos duplos. ............... 105

Tabela 4.2: Controles operacionais finais para as áreas com cabos simples. .............. 105

Tabela 4.3: Medições dos valores de ELOS e diluições relativas ao ELOS e ao escaneamento para cabos duplos. ............................................................................... 113

Tabela 4.4: Medições dos valores de ELOS e diluições relativas ao ELOS e ao escaneamento para cabos simples. .............................................................................. 114

Tabela 4.5: Custos relativos a instalação de cabos de aço na Mineração Serra Grande. ...................................................................................................................................... 119

Tabela 4.6: Diferenças das malhas de perfuração de cabos para o sistema duplo e simples. ......................................................................................................................... 119

Tabela 4.7: Custo unitário por metro e por m² de área reforçada por um cabo de aço. ...................................................................................................................................... 120

Tabela 4.8: Custo médio anual para reforço do maciço na MSG com cabos. .............. 120

xv

LISTA DE SÍMBOLOS, NOMENCLATURA E

ABREVIAÇÕES

A – Fator de tensão de Mathews

Ā – Afastamento

AGA – AngloGold Ashanti

ASTM – American Society for Testing and Materials

At – Vetor Força resultante ativa

B – Fator de orientação da junta principal de Mathews

C – Fator de influência da gravidade

D – Vetor peso do concreto projetado sobre o bloco

CAD – Computer-Aided Drafting

CBCX – Clorita Biotita Xisto

CBS – Critical Bond Strength (Resistência de Aderência Crítica)

CXV – Clorita Xisto Verde

DNPM – Departamento Nacional de Produção Mineral

DOL – Dolomito

E – Espaçamento

Ē – Vetor Força Sísmica

ELOS – Equivalent Linear Overbreak/Slough (Equivalente Linear de Dano)

ESR – Equivalent Support Ratio (Razão Equivalente de Suporte)

FS – Fator de Segurança

GNCX – Grafita Clorita Xisto

GXN – Grafita Xisto Negro

h – Altura

H – Vetor resistência cisalhante do concreto projetado

HR – Hidraulic Ratio (Raio Hidráulico)

IBRAM – Instituto Brasileiro de Mineração

INT – Internível

Ja – Número de Alteração da descontinuidade

Jv – Número de fraturas presente em 1m³ de rocha

Jn – Número de famílias de fraturas

Jr – Número da rugosidade da fratura

xvi

Jw – Redução devida à presença de água na fratura

L – Comprimento dos cabos

MBA – Metabasalto

MEP – Mapeamento de Estruturas Persistentes

MG – Metagrauvaca

MSG – Mineração Serra Grande

MVA – Metavulcânica ácida

N – Número de estabilidade

N’ – Número de estabilidade modificado.

P – Vetor resultante da força passiva

PIB – Produto Interno Bruto

Q – Rock Quality Índex

Q’ – Modified Rock Quality Índex

RH – Raio Hidráulico

RMR – Rock Mass Rating

RQD – Rock Quality Designation

RSR – Rock Structural Rating

Sn – Xistosidade ou Foliação

SRF - Strength Reduction Factor (Fator de Redução de Resistência)

t – Toneladas

T – Vetor força proveniente da aplicação de reforço

U – Vetor força da água

UCS – “Uniaxial Compressive Strength” (Resistência à Compressão Uniaxial)

USGS – United States Geological Survey (Serviço Geológico dos Estados Unidos)

VCR – Vertical Crater Retreat

VQZ – Veio de Quartzo

w – Largura

W – Vetor peso do bloco

X – Vetor pressão ativa

Z – Espessura da coluna de rocha imediatamente acima

α – Mergulho da face

γ – Peso específico da rocha (kN/m³).

ΔFS – Variação do Fator de Segurança

σc – Resistência a compressão uniaxial da rocha intacta

σi – Tensão Máxima Induzida

xvii

LISTA DE ANEXOS

ANEXO I - CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS

DUPLOS.

ANEXO II – CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS

SIMPLES.

ANEXO III – BANCO DE DADOS DE MAPEAMENTO DE ESTRUTURAS

PERSISTENTES PARA A MINA PEQUIZÃO.

ANEXO IV – BANCO DE DADOS DE ENSAIOS LABORATORIAS PARA

RESISTÊNCIA A COMPRESSÃO UNIAXIAL.

ANEXO V – ESTIMATIVAS DE VARIAÇÕES DE FS PARA DIFERENTES

MODELOS DE CABEAMENTO NA MINA PEQUIZÃO.

xviii

SUMÁRIO

1 INTRODUÇÃO ...................................................................................................... 1

1.1 – ASPECTOS ECONÔMICOS DA INDÚSTRIA MINERAL E AURÍFERA.1

1.2 – APRESENTAÇÃO DA MINERAÇÃO SERRA GRANDE. .......................... 2

1.3 – APRESENTAÇÃO DO PROBLEMA E DO ESTUDO DE CASO

ANALISADO. .............................................................................................................. 5

1.4 – ENQUADRAMENTO DA AVALIAÇÃO TÉCNICA E ECONÔMICA DO

SISTEMA DE CABOS. ............................................................................................. 10

1.5 – OBJETIVOS ..................................................................................................... 12

1.6 – METODOLOGIA ............................................................................................. 13

2 CONTEXTO BIBLIOGRÁFICO ....................................................................... 15

2.1 – GEOLOGIA REGIONAL ............................................................................... 15

2.2 – MINA PEQUIZÃO ........................................................................................... 21

2.3 – CLASSIFICAÇÃO GEOTÉCNICA ............................................................... 24

2.4 – MÉTODO DE LAVRA SUBLEVEL STOPING ........................................... 34

2.5 – TEORIA E APLICAÇÃO DO SOFTWARE UNWEDGE EM MINA

SUBTERRÂNEA ....................................................................................................... 37

2.6 – CORDOALHA DE AÇO E CABEAMENTO EM MINA SUBTERRÂNEA

42

2.7 – MÉTODOS GRÁFICOS DE ESTABILIDADE ............................................ 49

2.8 – DILUIÇÃO ........................................................................................................ 61

2.9 – EQUIVALENTE LINEAR DE SOBREQUEBRA/DESPLACAMENTO

(ELOS) ........................................................................................................................ 64

3 APRESENTAÇÃO E CARACTERIZAÇÃO DA ÁREA DE ESTUDO ......... 66

3.1 – LOCALIZAÇÃO DAS ÁREAS ESTUDADAS ............................................. 66

3.2 – DESCRIÇÃO GEOTÉCNICA DOS TESTEMUNHOS DE SONDAGEM 71

xix

3.3 – CARACTERIZAÇÃO DO MACIÇO ROCHOSO NAS ÁREAS DE

ESTUDO ..................................................................................................................... 74

3.4 – MAPEAMENTO ESTRUTURAL NA MINA PEQUIZÃO ......................... 81

3.5 – NÚMERO DE ESTABILIDADE MODIFICADO PARA AS ÁREAS EM

ESTUDO ..................................................................................................................... 84

3.6 – CÁLCULO DO RAIO HIDRÁULICO PARA AS ÁREAS DE ESTUDO . 89

4 AVALIAÇÕES PARA A ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE

CABEAMENTO ............................................................................................................ 92

4.1 – DEFINIÇÃO DA MALHA DE CABEAMENTO.......................................... 92

4.2 – AVALIAÇÃO DA RESISTÊNCIA DE ADERÊNCIA DO CABEAMENTO.

97

4.3 –DILUIÇÃO MEDIDA POR SISTEMAS DE ESCANEAMENTO

TRIDIMENSIONAL A LASER. ............................................................................ 102

4.4 – COMPARATIVO DO EQUIVALENTE LINEAR DE

SOBREQUEBRA/DESPLACAMENTO (ELOS) OBSERVADO E PROJETADO

PARA AS ÁREAS AVALIADAS. .......................................................................... 112

4.5 – ANÁLISE COMPARATIVA DE CUSTOS ASSOCIADOS AS DUAS

PROPOSTAS DE MALHAS DE PERFURAÇÃO .............................................. 118

5 CONCLUSÕES ................................................................................................... 122

5.1 – AVALIAÇÃO TÉCNICA DA ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE CABOS.

122

5.2 – AVALIAÇÃO ECONÔMICA DA ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE

CABOS. .................................................................................................................... 123

5.3 – SUGESTÕES PARA TRABAHOS FUTUROS ........................................... 123

REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS ...................................................................... 125

ANEXOS ...................................................................................................................... 129

I. ANEXO I - CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM

CABOS DUPLOS. ..................................................................................................... I-1

xx

II. ANEXO II – CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM

CABOS SIMPLES. ................................................................................................... II-1

III. ANEXO III – BANCO DE DADOS DE MAPEAMENTO DE ESTRUTURAS

PERSISTENTES PARA A MINA PEQUIZÃO. ..................................................... III-1

IV. ANEXO IV – BANCO DE DADOS DE ENSAIOS LABORATORIAS PARA

RESISTÊNCIA A COMPRESSÃO UNIAXIAL. .................................................. IV-1

V. ANEXO V – ESTIMATIVAS DE VARIAÇÕES DE FS PARA DIFERENTES

MODELOS DE CABEAMENTO NA MINA PEQUIZÃO. .................................... V-1

1

1 INTRODUÇÃO

1.1 – ASPECTOS ECONÔMICOS DA INDÚSTRIA MINERAL E AURÍFERA.

Neste capítulo será abordado o desenvolvimento econômico da indústria extrativa mineral

no país, bem como a participação da extração aurífera em âmbito nacional e no estado de

Goiás, onde a Mineração Serra Grande (MSG) está em operação desde a década de 70.

Após este tópico inicial, seguirá a exposição de outros assuntos pertinentes ao tema

central desta dissertação e sua relevância técnica.

O Brasil é um país dotado de vasto território continental e tamanha grandeza propiciou

que fosse também detentor de grande diversidade mineral, onde existem várias jazidas

minerais de diferentes classes. Função desta condição apresentada no país, não é de

surpreender que o setor mineral apresenta elevada importância para o desenvolvimento

econômico no país, onde em 2014, segundo dados do Instituto Brasileiro de Mineração

(IBRAM), foi atingido a marca de US$ 40 bilhões em produção mineral, representando

5% do Produto Interno Bruto (PIB) industrial do país.

O Brasil é o décimo primeiro maior produtor de ouro, tendo como maior produtora a

China, com cerca de 13,14% da produção mundial, seguida pela Austrália com 10%, pelos

EUA (8,77%) e pela África do Sul (7,03%), segundo dados da U.S. Geological Survey

(USGS).

Segundo dados do Sumário Mineral de 2014 do Departamento Nacional de Pesquisa

Mineral (DNPM, 2014), as maiores empresas atuantes na extração de ouro no Brasil são:

Anglogold, Kinross, Yamana, VALE, Beadell, Apoema/Aura, Jaguar, Luna/Aurizona,

Troy e Caraiba. Considerando somente a produção de ouro primário, Minas Gerais é o

estado com maior destaque na produção nacional, com 45,6%, seguido por Goiás

(12,3%), Mato Grosso (11%), Pará (11%), Amapá (7,6%), Bahia (7,4%) e Maranhão

(3,6%).

Considerado um elemento importante para a balança comercial brasileira, o ouro é o

segundo mais importante mineral de exportação, estando atrás apenas do minério de ferro.

Os países que mais importam ouro do Brasil são: Reino Unido (45%), Suíça (32%),

Emirados Árabes (12%), Estados Unidos (9%) e Canadá (2%), também baseado nos

2

dados do Sumário Mineral de 2014 do Departamento Nacional de Pesquisa Mineral

(DNPM, 2014).

A maior parte da utilização de tal bem mineral está relacionada a indústria de joalherias.

O incremento do poder de aquisitivo das Classes C e D está aumentando o consumo de

ouro no Brasil.

Presente não somente no mercado de joalherias, o metal também está presente em

componentes eletrônicos, peças de computadores, tablets e notebooks, celulares, peças

para a indústria automobilística, na área hospitalar e odontológica, como também em

componentes da construção civil.

Não se limitando a importância econômica nacional, o setor mineral representa relevante

participação na geração de receitas no estado de Goiás. O estado citado apresenta como

principais bens minerais o Cobre, o Níquel e o Ouro, com a presença de grandes industrias

mineradoras em diversas regiões. Toda produção mineral do estado representa 5% da

produção mineral nacional, garantindo ao estado a terceira posição entre as potências

nacionais da indústria extrativa mineral.

1.2 – APRESENTAÇÃO DA MINERAÇÃO SERRA GRANDE.

Representante de cerca de 4,4% da produção total de ouro no país e a maior extratora de

ouro no estado de Goiás, a Mineração Serra Grande (MSG) está localizada a Noroeste do

estado de Goiás e a Sul da cidade de Crixás – GO, com operações subterrâneas e a céu

aberto.

A empresa está em operação desde a década de 70, onde se iniciaram as primeiras

pesquisas minerais. Em 1987 foi iniciado a abertura da mina subterrânea com o

desenvolvimento da rampa principal da Mina III, porém o início da lavra e das operações

na planta de beneficiamento e metalurgia da empresa só se iniciaram em 1989. Entre 1989

e 1995 a empresa extraia minério somente da Mina III, a partir de então foi dado o início

no projeto Mina Nova e começaram as explorações em tal mina, neste momento a

empresa operava com duas minas subterrâneas acessadas por diferentes rampas. Em 2007

se iniciou a lavra a céu aberto do afloramento da mineralização da Mina III, anteriormente

lavrada somente por métodos subterrâneos, que foi denominado de Open Pit Mina III.

Com a crescente no preço do ouro e com o aumento da demanda, a empresa abriu sua

3

terceira mina subterrânea em 2008, a Mina Palmeiras. Atrelado a elevação da produção,

onde três minas subterrâneas e uma a céu aberto estavam em operação, em 2009 a

empresa concluiu a expansão da planta de beneficiamento e metalurgia, onde a partir de

então a empresa teria capacidade de tratar 1,25 milhões de toneladas de minério por ano.

Em 2011 fora iniciada a lavra no corpo Pequizão, acessado pela Mina Nova, porém

localizado em estrutura geológica diferente. Neste momento a Mina III, pioneira das

operações da empresa em Crixás, já se encontrava com produção reduzida e com reserva

se aproximando do fim de vida útil. O Corpo Pequizão, a partir do momento de sua

abertura, se tornou a principal fonte de minério da empresa, principalmente por apresentar

teores maiores que os demais corpos, além de potência mineralizada representativa.

A MSG desde as primeiras atividades na cidade de Crixás foi controlada por grupos de

investimentos com um histórico de poder acionário dividido em uma joint venture

composta sempre por duas empresas distintas, em percentuais iguais, entretanto a MSG é

hoje subsidiária do grupo sul-africano AngloGold Ashanti (AGA). Em 2012 o grupo

citado adquiriu 50% da MSG que eram pertencentes a canadense Kinross Gold

Corporation.

Atualmente a maior parcela da produção da empresa ocorre por meio de operações pelo

subsolo através das 3 minas subterrâneas: Mina III, Mina Nova/Pequizão e Mina

Palmeiras. Conforme já citado, é através do corpo de minério “Pequizão” que é retirada

a maior parte de sua produção (36% da produção total), que representam mais de 40 KOz

de ouro. Em função de condição intrínseca de tal corpo mineral, mediante as suas

características geomecânicas e em âmbito de economia mineral, em alguns momentos o

mesmo será neste trabalho tratado como “Mina Pequizão”, apesar de possuir a mesma

entrada da “Mina Nova” e em âmbitos legais na legislação mineral também ser

considerado um corpo de minério da mina citada. Como os demais corpos de minério da

Mina Nova estão exaurindo e a participação dos mesmos na produção final da empresa

não ser tão significativa, a nomenclatura do corpo Pequizão como mina iniciou-se de

forma natural internamente na empresa.

Condicionado às perspectivas de mercado para os próximos anos, a MSG vem passando

por reformulações em sua estratégia econômica, uma vez que a empresa é classificada

dentro do grupo AGA como uma mina de baixo teor, onde em momentos de variações no

preço do ouro é necessário reavaliar as definições de recursos e reservas, uma vez que

áreas anteriormente classificadas como reserva (onde a extração do bem mineral é viável)

4

se tornaram áreas de recurso (onde existe a presença do mineral de interesse, porém em

quantidade inviáveis economicamente para a extração).

Apesar do declínio do preço do ouro nos últimos anos, novos investimentos continuam

sendo feitos pela empresa na região de Crixás, com a presença de um programa de

exploração atuando estrategicamente no detalhamento e busca de alvos de teores

elevados, permitindo uma operação viável economicamente mesmo em épocas de preços

baixos na venda do ouro.

A disposição dos corpos mineralizados, está situada sob o eixo Norte-Sul, onde a

localização da empresa, a disposição da mineralização e a porção sul da cidade são

mostradas abaixo na Figura 1.1. A Figura 1.2 ilustra a produção percentual, em onças de

ouro, extraídas em cada um dos corpos de minério lavrado no subsolo além do percentual

extraído através da lavra superficial da mineralização da Mina III.

Figura 1.1: Localização da empresa, dos corpos mineralizados e da cidade de Crixás-

GO.

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Figura 1.2: Produção realizada por corpo de minério no ano de 2014.

1.3 – APRESENTAÇÃO DO PROBLEMA E DO ESTUDO DE CASO

ANALISADO.

Como já apresentado no ítem anterior, a maior parcela da produção na MSG é feita através

de métodos subterrâneos. Em função da empresa contar com 3 minas com atividades no

subsolo em operação, onde cada um dos corpos lavrados apresenta suas peculiaridades, a

lavra local se divide em até três métodos distintos de lavra, sendo: Câmaras e pilares,

corte e enchimento e sublevel stoping.

A lavra por câmaras e pilares foi muito usada na Mina III e também utilizada em toda a

Mina Nova. O método normalmente é aplicado a formações minerais de baixa inclinação

de mergulho, onde são abertos vazios durante a extração mineral e abandonadas algumas

porções de rocha a fim de fornecer sustentação para o teto sobre o trecho escavado, estas

porções de rocha abandonadas (pilares) devem ter resistência suficiente para manter a

sustentação local. A Figura 1.3 representa o modelo de lavra por câmaras e pilares na

MSG.

6

Figura 1.3: Representação esquemática do método de câmaras e pilares na MSG.

A lavra por corte e enchimento é utilizada em ambas as minas subterrâneas, sendo que a

metodologia é principalmente utilizada na Mina Palmeiras. O método é utilizado em áreas

onde a mineralização possui inclinação de mergulho maior que 16°. No passado fora

utilizado tal método para inclinações superiores a 45°, entretanto atualmente a inclinação

máxima da mineralização condicionada à utilização do método na MSG se limita a 32°.

A metodologia consiste em realizar a escavação do bem mineral de forma ascendente em

parcelas com cerca de 3,5 metros de altura inclinada em cada ciclo. Após a retirada do

minério é iniciado um ciclo de enchimento para permitir que haja piso e altura operacional

suficiente para dar início a um novo ciclo de retirada do minério. A Figura 1.4 representa

a utilização da metodologia citada nas operações da MSG.

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Figura 1.4: Representação esquemática do método de corte e enchimento na MSG.

Por fim tem-se como principal método de lavra, utilizado para a extração do ouro na

empresa, o Sublevel Stoping, que é utilizado em todas as minas. O método é utilizado em

áreas onde a inclinação de mergulho da mineralização é maior que 32°. A metodologia

consiste na abertura de um vazio entre dois subníveis, através da lavra da porção

mineralizada que se encontra entre os mesmos. A metodologia é ilustrada pela Figura 1.5.

Tal metodologia representou cerca de 61,6% da produção em toneladas no ano de 2013,

e a tendência na empresa é intensificar a utilização do mesmo sempre que possível. A

Figura 1.6 ilustra a produção por método no ano de 2013.

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Figura 1.5: Representação esquemática do método Sublevel Stoping na MSG.

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Figura 1.6: Produção em toneladas no ano de 2013 por método de lavra em

porcentagem.

Mediantes tais conceitos, é importante ressaltar que a lavra subterrânea requer a aplicação

de conceitos e práticas geomecânicas para o controle do risco de rupturas nas escavações,

contribuindo para o aproveitamento adequado do recurso, completa extração da reserva,

controle de diluição operacional e evitando acidentes, com pessoas ou equipamento. Para

garantir tais condições é necessário conhecer as propriedades dos maciços rochosos,

entender o sequenciamento de lavra, dimensionar vãos máximos admissíveis para

escavações e propor um arranjo adequado de reforço e/ou suporte no maciço, embasado

em critérios aceitáveis de análise.

O sistema de cabeamento aplicado no maciço rochoso da MSG é o principal componente

para a contenção de grandes blocos e uma importante ferramenta no controle da diluição

do minério, além de ser um elemento de reforço do maciço rochoso, ou seja, promove

uma melhoria nos parâmetros de resistência e elasticidade do maciço rochoso, de modo a

torna-lo mais rígido. Hutchinson e Diederichs (1996) definem na obra “Cablebolting in

Underground Mines” que sistemas de contenção baseados na aplicação de cabos de aço,

são basicamente dispositivos de atrito, totalmente acoplados à rocha, ou seja, a capacidade

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de carga do aço é transferida para o maciço rochoso ao longo da extensão do sistema de

cabeamento, onde tal transferência ocorre como resultado direto do atrito entre o cabo de

aço e a pasta de cimento que interliga a rocha ao cabo. Tal definição nos permite concluir

que a resistência do cabo é transferida ao maciço, condicionando que o mesmo tenha suas

propriedades de resistência naturais alteradas.

Diferentes modelos de aplicação e condições de arranjos de cabos vêm sendo testados no

ambiente de mineração. Considerando esta situação e da necessidade do empreendimento

em se adequar ao cenário econômico vigente, novas técnicas devem ser constantemente

desenvolvidas, testadas e avaliadas, quanto à possibilidade de aplicação.

1.4 – ENQUADRAMENTO DA AVALIAÇÃO TÉCNICA E ECONÔMICA DO

SISTEMA DE CABOS.

Como já citado no capítulo anterior, o sistema de contenção do maciço rochoso se faz

uma ferramenta importante na metodologia de lavra por sublevel stoping. No período de

execução do presente trabalho, o sistema de cabeamento aplicado na Mineração Serra

Grande era baseado na utilização de cabos lisos, com a inclusão de um único cabo por

furo. Tal metodologia de reforço do maciço garante a transferência de resistência máxima

ao maciço de até 25 toneladas por cada cabo aplicado como reforço. A proposta

posteriormente apresentada à empresa era baseada na inclusão de cabos duplos, ou seja,

a aplicação de dois cabos por furo. Em uma tratativa inicial, a proposta de inclusão de

dois cabos por furo garante a transferência do dobro da resistência ao maciço rochoso, ou

seja, 50 toneladas de resistência máxima. Inicialmente a metodologia aparenta ser

excelente, uma vez que elevar a resistência transferida ao maciço significa elevar os

índices de segurança, entretanto, a inclusão de uma nova cordoalha de aço no furo implica

em elevação dos custos da companhia na aplicação do sistema de reforço. Mediante tal

condição faz-se necessário realizar uma avaliação técnica e econômica que permita a

execução de tal proposta de alteração no sistema de contenção.

A utilização de cabos de aço na mineração subterrânea é defendida por diversos autores

também para garantir o controle da diluição, uma vez que esta pode ter influência

significativa sobre os custos de lavra, podendo em alguns casos tornar inviável a extração

de uma determinada porção mineralizada. O custo da diluição deve ser criteriosamente

11

analisado em uma mineração, principalmente em empresas que operam com o

beneficiamento de minério de baixo teor, situação presente na MSG. A avaliação

financeira da diluição deve considerar que o material estéril retirado juntamente com o

minério terá de ser transportado, britado, levado até a superfície, moído, beneficiado e

por fim depositado na barragem de rejeitos. Além disso empresas que trabalham em sua

capacidade máxima na planta de beneficiamento estarão comprometendo sua produção,

uma vez que o material estéril estará substituindo uma massa de minério em todo ciclo de

tratamento mineral. Uma última consideração diz respeito aos problemas relacionados a

presença de blocos com dimensões grandes dentro do stope de lavra, podendo causar

atrasos operacionais durante a limpeza do minério, ou alguns casos podendo impedir a

retirada do mesmo, obrigando a abandonar uma certa quantidade de material rentável por

baixo de tais possíveis blocos. A Figura 1.7 abaixo ilustra uma condição onde foi

necessário abandonar o minério existente abaixo do bloco em função da impossibilidade

de retirar o mesmo.

Figura 1.7: Queda de bloco impedindo a extração do minério abaixo e atrás do bloco.

12

Apresentado as condições econômicas do mercado de mineração, conjuntamente as

perspectivas futuras da empresa, com um cenário de maior dificuldade de manutenção no

mercado em função de baixos teores lavrados, faz-se necessário encontrar a harmonia

entre as melhores práticas de reforço do maciço, adequado as premissas técnicas e de

segurança e que também se enquadrem em um orçamento viável. A partir de então se fez

necessário a realização de tal trabalho.

1.5 – OBJETIVOS

A proposta do tema descrito nessa dissertação tem como objetivo proporcionar

conhecimento do comportamento do maciço rochoso mediante diferentes condições de

aplicação de reforço, além da contribuição que o mesmo pode oferecer na alteração dos

parâmetros de diluição utilizados nas avaliações geomecânicas para a lavra no Corpo

Pequizão. Não limitado a tal objetivo, tal proposta procura buscar soluções dentro da

tecnologia atual no sistema de reforço do maciço com a aplicação de cabos de aço e

aplicar tal conhecimento adquirido a condição operacional da Mineração Serra Grande,

buscando sempre melhorias em resultados, reduções de custos e elevação ou manutenção

dos padrões de segurança vigentes na empresa e na legislação nacional.

Ao final do trabalho espera-se encontrar um padrão de cabeamento, com afastamento

viável economicamente e tecnicamente, mantendo ou melhorando a estabilidade do

maciço. Outra importante conclusão que se espera, relaciona-se a influência do sistema

de contenção na alteração das curvas utilizadas para definição da diluição, calculadas a

partir de ábacos que utilizam o raio hidráulico e o parâmetro N’ (Número de estabilidade

modificado, proposto por Potvin et al. 1988) como parâmetros de entrada. Assim será

possível compreender o comportamento do sistema de contenção no maciço rochoso da

Mineração Serra Grande.

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1.6 – METODOLOGIA

O desenvolvimento da dissertação inicia-se com o tratamento de dados já existentes e

levantamentos de textos e informações que serão utilizadas no decorrer do estudo. A

Mineração Serra Grande está em operação há 25 anos, sendo que a mina objeto de estudo

teve suas operações de lavra iniciadas em 2011.

A partir do processo de descrição geotécnica de testemunhos de sondagem, previamente

selecionados para tal, onde foram descritos a litologia, RQD e parâmetros de

descontinuidade, como fraturamento, abertura, rugosidade, preenchimento, alteração e

presença de água, iniciou a proposta de classificação do maciço, informação a ser

utilizada nas avaliações que se seguem. As atividades descritas foram baseadas nas

formulações de Bieniawsky (1976), Barton et al. (1974) e ensaios de compressão uniaxial

realizados em laboratórios especializados.

Partindo dos dados obtidos na etapa anterior, uma análise histórica, embasada em análises

de equilíbrio limite, com utilização do software UNWEDGE (Hoek et al., 1995),

condicionada à avaliação da variação do fator de segurança, em função da substituição no

padrão de cabos, onde é substituído o arranjo com cabos simples pelo sistema com cabos

duplos, permitindo assim uma quantificação estatística da condição de estabilidade das

principais cunhas possíveis para a disposição estrutural presente. Para utilização do

software UNWEDGE foi utilizada a base de dados de levantamento tridimensional de

descontinuidades em subsolo, definindo as descontinuidades específicas encontradas em

cada realce a ser lavrado. Nesta fase a utilização do software DIPS (Rocsciense) auxiliou

nas análises estatísticas dos dados geológicos recolhidos no campo.

A classificação setorial do número de estabilidade modificado (N’), para áreas

previamente selecionadas na Mina Pequizão, será realizada utilizando as informações

previamente apresentadas, obtidas através da descrição geotécnica e dos ensaios

laboratoriais.

Seguindo a proposta, avaliações gráficas para a Mina Pequizão terão os seus resultados

comparados com a diluição operacional real, medida por levantamento topográfico nas

áreas propostas para realização dos testes com cabos duplos. A diluição prevista para cada

stope de lavra é dependente do N’, onde propostas para cálculo de diluição foram

inicialmente difundidas por Mathews e Potvin (1988) e consolidadas na avaliação de

veios estreitos pela utilização do parâmetro ELOS (Equivalent Linear Overbreak/Slough)

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apresentado por Clark e Pakalnis (1997), onde é possível calcular a estimativa de diluição

ou dano linear a partir do hanging wall do stope de lavra planejado.

A partir deste modelo e dessa análise comparativa foi calibrado a proposta de avaliação

gráfica, a fim de estabelecer na mesma o padrão real observado de diluição, com a

alteração das curvas de setorização apresentadas pelos autores, mediante a condição de

existência de cabos simples ou duplos aplicados na Mina Pequizão.

Concluídas as tarefas anteriores, a avaliação dos projetos de cabos definidos para a

execução em campo, o levantamento de custos necessários para a execução dos mesmos,

bem como a ilustração com tabelas e gráficos comparativos entre a condição de

tratamento com cabos atualmente executada na empresa e a proposta de modificação para

cabos duplos foi apresentada.

Com todos os dados coletados, análises comparativas, mediante critérios estabelecidos,

estarão presentes na conclusão do trabalho, buscando validar um padrão de aplicação de

reforço do maciço nas áreas a serem lavradas pela metodologia do sublevel stoping, com

a utilização de cabos de aços, de maneira viável economicamente e tecnicamente na Mina

Pequizão, além da obtenção de gráficos específicos para estimativas de diluição.

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2 CONTEXTO BIBLIOGRÁFICO

2.1 – GEOLOGIA REGIONAL

A mineralização presente nos corpos de minério lavrados na empresa, ocorre na transição

entre metabasaltos e metassedimentos, encaixados em xistos carbonosos, pertencentes a

Formação Ribeirão das Antas do Grupo Pilar de Goiás (Faixa Crixás). Nesta região são

lavrados minérios auríferos, ricos em arsenopirita, mineral normalmente hospedeiro do

metal de interesse da empresa, caracterizando-se como uma condição mineralógica

comum aos minérios com presença de ouro na região.

Importantes depósitos auríferos ocorrem em xistos carbonosos do pacote

metassedimentar e compreendem níveis de sulfeto maciço, veios de quartzo e corpos

disseminados. Diques máficos cortam a seção metassedimentar e os corpos

mineralizados, sendo reconhecidos em testemunhos de sondagem e em galerias das minas

existentes na porção central do greenstone. Dados estruturais mostram que a

mineralização ocorreu após dois eventos principais de dobramento e metamorfismo

regionais e durante evento de cavalgamento epidérmico com a formação de duplex

(dobramentos e antes da intrusão de diques (Jost et al., 2009).

Danni & Ribeiro (1978) foram os foram os primeiros a identificarem terrenos tipo granito-

greenstone em Goiás. Descreveram em Crixás, Guarinos, Hidrolina e Pilar de Goiás

sequências vulcanossedimentares com características de greenstone belt, considerando as

mesmas como pertencentes ao Grupo Pilar de Goiás.

Mais adiante Saboia (1979) e Danni et al. (1986), identificaram respectivamente em

Crixás e Hidrolina, derrames ultramáficos com textura spinifex, que confirmou o fato de

tais terrenos pertencerem ao tipo granito-greenstone.

O Grupo Pilar de Goiás, também conhecido como Greenstone Belt de Crixás, está

localizado na margem oeste do Cráton do São Francisco. Danni e Ribeiro (1978)

definiram na região de Pilar de Goiás e Guarinos o Grupo Pilar de Goiás, cujas rochas

ocorrem em faixas alongadas, condicionadas em calhas tectônicas no embasamento

siálico polimetamórfico. A seguir, Sabóia (1979) definiu o Greenstone Belt de Crixás,

subdividindo-o em três faixas vulcano-sedimentares denominadas de: Faixa Crixás, Faixa

Guarinos e Faixa Pilar de Goiás, conforme a Figura 2.1.

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Figura 2.1: Esboço geológico da região de Crixás-GO, mostrando as três faixas de

supracrustais do tipo greenstone belt e os blocos de gnaisses adjacentes (modificado de

Jost e Oliveira, 1990).

Posteriormente Jost & Oliveira (1991), propuseram considerar cada faixa como uma

entidade distinta, reunindo as de Crixás com o nome de Grupo Crixás e subdividindo a

mesma em três formações distintas, baseadas na posição ocupada pela mesma no grupo,

sendo a Formação Córrego Alagadinho posicionada na base do greenstone, a Formação

Rio Vermelho localizada na porção central e uma unidade de na porção superior do

mesmo, denominada de Formação Ribeirão das Antas. A Figura 2.2 ilustra a divisão

proposta.

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O Greenstone Belt de Crixás limita-se a norte com rochas neoproterozoicas, do Arco

Magmático de Goiás, por meio da falha de empurrão (contato tectônico) existente na

região, descrita como Zona de Cisalhamento Mandinópolis (Jost et al. 2001, 2012).

Na porção sul o mesmo é limitado por rochas metassedimentares da Sequência Pós-Rift

(paleo-mesoproterozoica), com rochas de origem granito-gnáissicas.

A leste e a oeste o cinturão é cercado respectivamente pelos Complexos Caiamar e da

Anta, pertencentes a mesma descrição dos terrenos citados acima na divisão a sul do

Greenstone Belt de Crixás.

Em geral a sequência citada como limítrofe ao greenstone nas porções a leste, sul e oeste,

é composta por metassedimentos, sendo os mesmos descritos como formação

basicamente descrita por conter porções generosas de micaxistos e quartzitos

intercalados, sendo atribuídas características similares às rochas do Grupo Araxá definido

por Barbosa (1955).

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Figura 2.2: Geologia do Greenstone Belt de Crixás. (Modificado de Costa Jr. et al.,

1997).

19

2.1.1 – FORMAÇÃO CÓRREGO ALAGADINHO

A Formação Córrego Alagadinho possui cerca de 500 m de espessura. É constituída

predominantemente por derrames e intrusões ultramáficas metamorfisadas, com rochas

básicas, intermediárias e sedimentares subordinadas. Os tipos litológicos

metaultramáficos reconhecidos no mapeamento e através de testemunhos de sondagem

foram: talco xisto, talco-magnetita-clorita xisto e talco-tremolita xisto. Observam-se

localmente pequenas intercalações de rochas sedimentares metamorfisadas, constituídas

em formação ferrífera, “cherts”, xistos grafitosos com sulfetos disseminados (pirita e

pirrotita), além de fuchsita xisto associados.

2.1.2 – FORMAÇÃO RIO VERMELHO

A formação central do Grupo Crixás apresenta cerca de 350 m de espessura. É constituído

de um ou mais pacotes de rocha básica de composição basáltica metamorfoseada e

raramente de composição ultramáfica. Estas rochas são geralmente de fácil

intemperização apresentando poucos afloramentos geralmente sempre muito alterados.

O contato inferior desta unidade geológica é caracterizado pela intercalação de rochas

máficas e ultramáficas, aproximando da descrição presente na Formação Córrego

Alagadinho, unidade limítrofe.

O contato superior com a Formação Ribeirão das Antas é descrito por intercalações de

metabasalto com pacotes sedimentares xisto-carbonosos.

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2.1.3 – FORMAÇÃO RIBEIRÃO DAS ANTAS

A Formação Ribeirão das Antas possui aproximadamente 400 m de espessura. Nesta

seção incluem-se os depósitos auríferos da Mina III, Mina Nova e Mina Pequizão, esta

última de interesse nos estudos presentes nesta dissertação.

Este pacote está intercalado pelo pacote de metabasalto, observando um cavalgamento da

metabásicas em cima dos xistos. As rochas são constituídas essencialmente por

metagrauvaca e em menor proporção de xisto grafitoso, além de intercalação local de

dolomito e venulação de quartzo.

Campos (2015) define a composição geológica local por rochas metassedimentares e

vulcânicas exalativas, compostas por metarenitos, xisto carbonosos, metassiltitos,

quartzitos, quartzitos carbonosos, metacherts carbonosos, metacherts ferruginosos,

rochas carbonáticas como dolomitos e calcários e metavulcanoclásticas aluminosas e

intermediárias.

A Figura 2.3 apresenta uma coluna estratigráfica esquemática ilustrando as sequencias

metassedimentares e vulcânicas do Grupo Crixás, com a as três unidades descritas acima.

Figura 2.3: Colunas estratigráfica da sequência greenstone que compõem o Grupo

Crixás (Pimentel et al., 2003 após Jost et al., 1998).

21

2.2 – MINA PEQUIZÃO

A Mina Pequizão, ou Corpo Pequizão, se apresenta como uma porção isolada da Mina

Nova, esta responsável legalmente pelo nome de mina. Como já citado, por muitas vezes

nesse trabalho o Corpo Pequizão, tratado assim em âmbitos legais será chamado de mina

neste trabalho, por suas peculiaridades.

O Corpo Pequizão está localizado a aproximadamente 1700 m a Noroeste da planta

industrial da Mineração Serra Grande. A mineralização é associada a veios e vênulas de

quartzo com ouro livre e sulfetações de pirrotita e arsenopirita disseminados em veios em

uma matriz xistosa. A principal litologia da rocha encaixante à mineralização é composta

por xistos filíticos e carbonáticos da formação Ribeirão das Antas.

Os recursos da Mina Pequizão representam, em 2014, 4.740.170 toneladas com um teor

médio de 4,34 g/t, representando em onças de ouro um total de 19% dos Recursos totais

da MSG.

O mesmo apresenta-se como uma operação de lavra exclusivamente subterrânea, porém

com afloramento e recursos nas proximidades a superfície, o que não descarta a

possibilidade de o mesmo também ser lavrado a céu aberto no futuro. A mina se subdivide

em 31 subcorpos mineralizados, separados por lentes de estéril com espessuras variáveis

de 10 a 50 m, onde os principais corpos lavrados na mina são os corpos “C” e “G”. A

Figura 2.4 ilustra a disposição dos corpos mineralizados da mina, onde é possível

visualizar os dois principais corpos citados acima. O life of mine da mina inclui a lavra

dos corpos C, D, E2, G, G1, G2, G3, G4, I e I2, porém sabemos que variações no âmbito

econômico, bem como novas tecnologias podem alterar a situação, adicionando ou

reduzindo o número de subcorpos lavrados.

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Figura 2.4: Modelo tridimensional dos subcorpos da Mina Pequizão em subsolo.

Alguns corpos mineralizados se encontram sobrepostos, de forma inclinada, com

variações entre 10 a 60° no ângulo de mergulho dispostas ao longo do plunge que

compreende um azimute (Az) de 295°, dispostos em uma zona mineralizada que se

estende por até 1700 m ao longo do strike. Em consequência a tais variações temos

diferentes metodologias de lavra no corpo, sendo condicionados principalmente pelo

mergulho e pela espessura mineralizada.

O acesso ao subsolo, como já dito, se faz pela Mina Nova, onde uma rampa com cerca de

750 metros sub-horizontais, interliga a referida até o nível 200 da Mina Pequizão. A partir

de tal rampa o acesso aos diferentes níveis verticais do corpo se faz por uma rampa

principal, desenvolvida sob a direção do plunge, com inclinação de 8 a 10° (15 a 17%).

Ao mesmo tempo que é desenvolvido a rampa são abertos os subníveis horizontais dentro

da mineralização, onde ocorre a lavra do minério. Tais subníveis são escavados na direção

do strike, com inclinação de 0,6° ou 1%.

Como uma premissa para o sequenciamento de lavra, a exposição da mineralização se faz

seguindo seu contato inferior, mantendo o mesmo sob uma altura máxima de 1,5 m do

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piso escavado. A Figura 2.5 representa a recomendação para desenvolvimento nas

galerias de minério na mina.

Figura 2.5: Recomendação de desenvolvimento nas galerias para exposição do minério.

A condição atual na mina apresenta lavra entre o nível 150 e o nível 400, onde os níveis

são nomeados em função da profundidade em relação à superfície, logo temos operações

de lavra a 150 m de distância vertical da superfície até a 400 m de profundidade. Ao longo

desta profundidade, a lavra se concentra nos corpos C e G. A condição atual de pesquisa,

baseado nos dados de sondagem de exploração, garantem a existência de recursos

minerais até a profundidade de 850 m.

Nos níveis atualmente lavrados na Mina Pequizão, a metodologia de lavra se resume a

dois principais métodos, sendo utilizada a lavra por corte e aterro entre o nível 150 e o

nível 100 de maneira ascendente, uma vez que a rampa de acesso a mina chega pelo nível

200. Nos demais subníveis a metodologia de lavra se dá pela utilização do sublevel

stoping.

A descrição estrutural das principais juntas e descontinuidades da Mina Pequizão se faz

importante, uma vez que na mina identifica-se a presença de uma zona de cisalhamento

24

regional que se estende por todos os corpos lavrados, sendo a mesma sempre presente no

contato de base da mineralização, podendo apresentar espessuras centimétricas a

decamétricas nas piores situações observadas e descritas pela sondagem. Tal estrutura

gera por muitas vezes condições de instabilidade nas galerias secundárias, onde ocorre a

exposição da mineralização e também elevação da diluição no footwall durante a lavra.

Segundo Campos (2015), outras estruturas de descontinuidade são marcantes na Mina

Pequizão, onde é descrito a presença de um falhamento principal associado à percolação

de fluidos com dip/dipdirection em 32/226 e um fraturamento principal (J1) ocorrendo

em toda a mina, característico por uma junta N-S sub-vertical com caimento geralmente

para leste, por fim é descrito que a xistosidade geralmente se destaca como um outro

principal plano de fraqueza, ocorrendo em todos os pacotes e tendo uma concentração de

planos medidos sob a orientação 27/231 (dip/dip direction).

2.3 – CLASSIFICAÇÃO GEOTÉCNICA

Devido à grande complexidade do maciço rochoso é necessário a aplicação de

ferramentas teóricas que possibilitem a análise de seu comportamento e sua relação com

eventuais projetos de engenharia. Portanto, são aplicadas nessas ocasiões as classificações

geomecânicas de maciços rochosos, que são modelos que reúnem várias características

geológicas e geotécnicas que são relevantes ao maciço rochoso. A partir dessas

classificações são dimensionadas e projetadas escavações com diversos fins, assim como

os padrões de elementos de contenção quando esses se fazem necessários para promover

a estabilidade das escavações.

Os primeiros estudos que se relacionam com esse tópico da engenharia foram realizados

por Terzaghi (1946). Desde então, diversas outras metodologias de análise ao maciço

rochoso foram propostas, tendo quase sempre como objetivo final aplicações como

escavações em maciços rochosos para a construção civil e a atividade de mineração.

As classificações geotécnicas com mais aceitação e relevância na área de Mecânica das

Rochas são: Classificação de Bieniawski (1973) com o sistema RMR (Rock Mass Rating),

O Sistema Q proposta por Barton et al. (1974) (Rock Quality Index). Além desses é

também utilizado sobre determinadas condições o sistema Q' (Modified Rock Quality

Index), que se baseia sobre algumas considerações feitas no sistema Q.

25

Existem outros sistemas como o índice RQD (Rock Quality Designation), proposto por

Deere et al. (1963). O objetivo nesse sistema é oferecer uma estimativa definida em um

número para a qualidade de um maciço rochoso. Isso é feito através da análise de

testemunhos obtidos através de sondagens rotativas. O índice RQD é obtido pela razão

entre a soma dos comprimentos das partes intactas do testemunho maiores que 10 cm e o

comprimento total do testemunho. A Figura 2.6 ilustra o processo de medição de

testemunho e o cálculo do índice RQD.

Figura 2.6: Processo de calcular e mediar o índice RQD. (Adaptado Bieniawski 1989)

O sistema de classificação de Bieniawski (1973) assim como o Sistema Q de Barton et

al. (1974) incluem entre seus parâmetros geotécnicos analisados o índice RQD.

Outro sistema de classificação de maciços rochosos foi proposto por Wickham et al.

(1972). Nesse sistema foi apresentado um método quantitativo para a descrição da

qualidade do maciço rochoso e para a determinação de um sistema de suporte apropriado

baseado no índice RSR (Rock Structural Rating). O índice RSR é ponderado por três

parâmetros característicos do maciço rochoso. Esses parâmetros são: “A” um parâmetro

geológico, “B” um parâmetro geométrico onde é analisado o efeito das descontinuidades

com relação ao eixo da escavação e “C” um parâmetro onde é evidenciado o efeito da

água com relação às condições das descontinuidades.

26

O trabalho de Wickham assim como o de Deere possuem contribuições importantes no

desenvolvimento das classificações hoje mais utilizadas: os sistemas RMR e Q.

Nesse item serão abordadas apenas as classificações referentes ao Sistema de

classificação Q, Q' e RMR que são mais relevantes para o estudo descrito nessa

dissertação de mestrado.

2.3.1 – ROCK MASS RATING – RMR

O sistema proposto por Bieniawski (1973) introduziu a classificação geomecânica RMR,

que foi derivado principalmente de aplicações em projetos de túneis. Desde então esse

sistema de classificação vem sendo modificado e ajustado em função de sua aplicação

nos mais diversos tipos de escavação e pelo maior número de dados que foram sendo

registrados. Essas alterações provocaram significativas mudanças nas pontuações dos

diferentes parâmetros de classificação.

O sistema RMR faz uso de seis parâmetros para a classificação de um maciço rochoso,

são eles:

Resistência à compressão uniaxial da rocha.

Índice RQD.

Espaçamento das descontinuidades.

Condição das descontinuidades.

Presença da água subterrânea.

Orientação das descontinuidades em relação à direção do eixo da escavação.

Para a aplicação da classificação RMR é necessário que o maciço rochoso seja dividido

em domínios com características geológicas e estruturais semelhantes. O sistema RMR

mais atualizado possui tabelas que atribuem notas aos parâmetros acima listados, assim

como correções e guias auxiliares. Essas tabelas são mostradas a seguir:

27

Tabela 2.1: Sistema de Classificação RMR. (Adaptado Bieniawski, 1989)

A PARÂMETROS DE CLASSIFICAÇÃO COM SEUS PESOS

Parâmetro Faixa de valores

Resistência

Índice de carga

puntiforme

>10MPa 4-10 MPa 2-4 MPa 1-2 MPa Para menores valores, recomenda-se

ensaio (c)

1 da rocha intacta Resistência a

Compressão uniaxial

>250 MPa 100-250 MPa 50-100 MPa 25-50 MPa 5-25 MPa 1-5 MPa <1 MPa

Peso 15 12 7 4 2 1 0

RQD 90%-100% 75%-90% 50%-75% 25%-50% <25%

2 Peso 20 17 13 8 3

Espaçamento das descontinuidades >2 m 0.6-2 m 200-600 mm 60-200 mm <60 mm

3 Peso 20 15 10 8 5

4

Padrão das descontinuidades

(ver tabela E)

Superfície muito

rugosa, e sem

alteração

Fechadas e sem

persistência

Superfície pouco

rugosa e levemente

alteradas

Abertura <1 mm

Superfície pouco

rugosa e muito

alteradas

Abertura <1 mm

Superfície estriada

ou espessura de

preenchimento <5

mm ou Abertura de

1-5 mm, persistente

Espessura de preenchimento com

material argiloso >5 mm ou

Abertura>5 mm, persistente.

Peso 30 25 20 10 0

Ação da água

Vazão de infiltração

por 10 m de túnel

(l/m)

Nulo <10 10-25 25-125 >125

5

subterrânea (pressão de água na

junta)/1

0 <0.1 0.1-0.2 0.2-0.5 >0.5

Condições gerais no

maciço

Completamente

seco

Úmido molhado gotejamento fluxo abundante

Peso 15 10 7 4 0

28

Tabela 2.2: Correções e guias auxiliares para o sistema de classificação RMR (Adaptado Bieniawski, 1989)

B CORREÇÃO POR DIREÇÃO E ORIENTAÇÃO DAS DESCONTINUIDADES (VER TABELA F)

Direção e orientação do mergulho Muito Favorável Favorável Moderado Desfavorável Muito Desfavorável

Túneis e minas 0 -2 -5 -10 -12

Pesos Fundações 0 -2 -7 -15 -25

Taludes 0 -5 -25 -50 -60

C DETERMINAÇÃO DAS CLASSES DO MACIÇO ROCHOSO DO PESO TOTAL

Peso 100 81 80 61 60 41 40 21 <21

Número da classe I II III IV V

Descrição Rocha Muito Boa Rocha Boa Rocha Média Rocha Regular Rocha Muito Ruim

D SIGNIFICADO DA CLASSE DO MACIÇO ROCHOSO

Número da classe I II III IV V

Tempo médio de auto-sustentação / tamanho do vão 20 anos / 15 m 1 ano / 10 m 1 semana /5 m 10 horas / 2,5 m 30 minutos /1 m

Coesão do maciço rochoso (kPa) >400 300-400 200-300 100-200 <100

Ângulo de atrito do maciço rochoso (o) >45 35-45 25-35 15-25 <15

E GUIA PARA A CLASSIFICAÇÃO DAS DESCONTINUIDADES

Persistência (comprimento da descontinuidade)

Peso

<1 m

6

1-3 m

4

3-10 m

2

10-20 m

1

>20 m

0

Abertura (espessura)

Peso

Nula

6

<0.1 mm

5

0.1-1.0 mm

4

1-5 m

1

>5 mm

0

Rugosidade

Peso

Muito rugosa

6

Rugosa

5

Pouco rugosa

3

Lisa

1

Superfície estriada

0

Preenchimento (característica / espessura)

Peso

Nulo

6

duro < 5 mm

4

duro > 5 mm

2

mole < 5 mm

2

mole > 5 mm

0

Grau de Alteração (Intemperismo)

Peso

Inalterada

6

Levemente alterada

5

Moderada. alterada

3

Fortemente alterada

1

Decomposta

0

F EFEITOS DA DIREÇÃO E ORIENTAÇÃO DAS DESCONTINUIDADES, EM TÚNEIS*

Direção Perpendicular ao eixo do Túnel Direção Paralela ao eixo do Túnel

Ângulo de mergulho 45o-90o Ângulo de mergulho 20o-45o Mergulho 45o-90o Mergulho 20o-45o

Muito Favorável Favorável Muito Favorável Desfavorável

Ângulo de mergulho contrário 45o-90o Ângulo de mergulho contrário 20o-45o Mergulho de 0-20 sem relação a direção

Desfavorável Muito Desfavorável Desfavorável

29

Após determinação dos valores dos primeiros cinco parâmetros listados anteriormente, estes

são somados para a obtenção do RMR preliminar. O sexto e último parâmetro ajusta o valor

preliminar de RMR em função dos posicionamentos espaciais da descontinuidade principal e o

eixo da escavação. Além desse procedimento descrito, há outros parâmetros que são

considerados para melhor ajuste de RMR. Esses parâmetros levam em consideração o objetivo

da escavação, túnel, talude, mineração, etc. Estes índices podem ser favoráveis ou não à

estabilidade da escavação analisada.

Após obter o valor de RMR, através dos seis parâmetros e as correções devido ao objetivo da

escavação, a classificação do maciço rochoso é determinada conforme a Tabela 2.2. Além dessa

informação é possível estimar alguns parâmetros geomecânicos, como por exemplo, coesão e

ângulo de atrito interno.

Bieniawski (1989) propôs ainda uma relação entre dimensões de escavações e sua capacidade

de se autossustentar no tempo. A relação proposta é ilustrada na Figura 2.7 onde é mostrado o

tempo de autossustentação de uma escavação subterrânea em função da classificação RMR e

da dimensão do vão da abertura

Figura 2.7: Relação entre o tempo de autossustentação e o tamanho do vão da escavação de

acordo com a classificação RMR. (Adaptado Bieniawski 1989).

30

Quando se obtém a classificação de um determinado maciço rochoso é possível sugerir um

padrão de contenção para permitir que uma escavação feita nesse maciço se mantenha estável.

Bieniawski (1989) propôs a Tabela 2.3, com um padrão de contenção relativo a qualidade do

maciço.

Tabela 2.3: Padrão de suporte - reforço de acordo com a classificação RMR de um maciço

rochoso. (Adaptado Bieniawski 1989).

Tipo de Maciço

Rochoso

Método de

escavação

Tirantes (diâmetro

de 20 mm, com

calda de concreto)

Concreto projetado Cambotas

metálicas

I Rocha muito boa

RMR: 81-100

Face completa

Avanço de 3 m

Geralmente não precisa suporte exceto tirantes localizados

curtos

II Rocha boa

RMR: 61-80

Face completa

Avanço de 1 a 1,5

m. Suporte

contínuo pronto a

20 m da face

Tirantes

localizados no teto

de 3 m de

comprimento e

espaçados 2,5 m,

malha de aço

opcional

Espessura de 50

mm no teto, onde

necessitar

Nulo

III Rocha média

RMR: 41-60

Frente de

escavação em

bancadas (berma)

1,5 a 3 m de

avanço na calota.

Instalação da

contenção após

cada escavação a

fogo.

Suporte contínuo

pronto a 10 m da

face

Tirantes espaçados

1,5 a 2 m, de 4 m

de comprimento,

no teto e paredes,

com malha de aço

no teto

Espessura de 50 a

100 mm no teto e

30 mm nas paredes

Nulo

IV Maciço

fraturado

RMR: 21-41

Frente de

escavações em

camadas

Avanço da calota

de 1 a 1,5 m.

Instalação do

reforço paralelo

com a escavação.

Suporte contínuo a

10 m da frente.

Tirantes espaçados

1 a 1,5 m, de 4 a 5

m de comprimento,

teto e paredes, com

malha de aço

Espessura de 100 a

150 mm no teto e

100 mm nas

paredes.

Cambotas

metálicas leves a

médias, espaçadas

de 1,5 m, onde

precisar.

V Maciço muito

fraturado

RMR: < 20

Múltiplas frentes

Avanço da calota

de 0,5 a 1,5 m.

Instalação do

suporte paralelo

com a escavação.

Concreto projetado

logo que possível

após a escavação

fogo.

Tirantes espaçados

1 a 1,5 m, de 5 a 6

m de comprimento

em teto e paredes

com malha de aço,

atirantado

invertido.

Espessura de 150 a

200 mm no teto e

150 mm nas

paredes, e 50 mm

na face.

Cambotas

metálicas médias a

pesadas, espaçadas

de 0,75 m, com

aduelas de aço.

Arco invertido.

31

2.3.2 – ROCK QUALITY INDEX - Q

O sistema Q de classificação de maciços rochosos proposto por Barton et al. (1974) foi baseado

em estudos práticos em 212 túneis escavados na Escandinávia. A partir das características do

maciço rochoso é determinado o índice Q, assim como o sistema de contenção para manter uma

escavação subterrânea estável do ponto de vista geotécnico. O valor do índice Q pode variar de

0,001 até 1000 e é definido por seis parâmetros, que são:

RQD = Índice de Qualidade do maciço rochoso

Jn = Índice de influência do número de famílias de descontinuidades.

Jr = Índice de influência de rugosidade da descontinuidade principal.

Ja = Índice de influência de Grau de alteração ou preenchimento das descontinuidades.

Jw = Índice de influência da ação de água subterrânea.

SRF = Índice de influência estado de tensões no maciço (Stress Reduction Factor).

Os valores dos parâmetros listados acima estão presentes na seguinte equação que define o valor

do índice Q:

SRF

Jw

Ja

Jr

Jn

RQDQ ( 2-1 )

Analisando a equação acima se percebe que há três quocientes que são interpretados como a

medida de três parâmetros. A razão (RQD / Jn) se refere ao tamanho dos blocos, (Jr / Ja) a

resistência ao cisalhamento entre os blocos e (Jw / SRF) a tensão ativa.

Os parâmetros RQD e Jn podem ser interpretados como uma análise de aspectos estruturais do

maciço rochoso, pois seus índices são definidos em função do número de famílias de

descontinuidades e da densidade de fraturamento, portanto remetendo ao tamanho dos blocos

constituintes do maciço rochoso. Os parâmetros Jr e Ja são analisados em descontinuidades

principais e refletem a qualidade das mesmas, logo, maior a qualidade, maior a resistência de

cisalhamento entre blocos. Já as medidas de Jw e SRF permitem uma análise de volume de água

que circula no maciço rochoso e do estado de tensão in situ e, assim, estimam a tensão ativa no

maciço rochoso classificado.

O sistema Q de Barton estabelece uma relação entre a classificação do maciço rochoso com o

tipo de padrão de contenção tendo em vista a dimensão da escavação. O padrão da contenção

32

visa garantir a estabilidade da escavação com uma determinada dimensão. Porém, é consenso

que escavações que possuem diferentes fins devem possuir diferentes responsabilidades, ou

diferentes tolerâncias de margem de erro. Barton et al. (1974), sugeriu então a utilização de um

índice capaz de ponderar tal responsabilidade ou tolerância das escavações, o índice ESR

(Excavation Support Ratio). A razão entre a dimensão da escavação com o seu respectivo ESR

apresenta uma dimensão equivalente que combina a dimensão a ser escavada e o sistema de

contenção adequado para garantir sua estabilidade. A Tabela 2.4 apresenta a relação entre o tipo

de escavação e o seu respectivo valor do Índice ESR.

Tabela 2.4: Relação entre o tipo de escavação subterrânea e o valor de ESR.

TIPO DE ESCAVAÇÃO ESR Casos

A Escavações em minas temporárias 3-5 2

B Túneis verticais (poços):

Seção circular

Seção retangular ou quadrada

2,5

2,0

C Escavações em minas permanentes, Túneis com fluxo de água

(excluindo Túneis de adução a alta pressão), Túneis piloto, Túneis de

ligação de poços, e frentes de avanço de grande porte.

1,6 83

D Cavernas de estocagem, plantas de tratamento de água, pequenas

auto-estrada e linhas ferroviárias subterrâneas, acesso a cavernas

confinadas, Túneis de acesso em geral

1,31 25

E Usinas hidrelétricas, grandes auto pistas e linhas ferroviárias

subterrâneas, cavernas de segurança, portais, interseções.

1,0 73

F Estações nucleares subterrâneas, estações ferroviárias subterrâneas,

fábricas.

0,8 2

A Figura 2.8 mostra um gráfico que relaciona a dimensão equivalente de uma escavação e um

padrão de tipo de contenção necessário para garantir a estabilidade da escavação subterrânea

analisada.

33

CATEGORIAS DE SUPORTE

(1) Sem suporte (6) Concreto projetado reforçado com fibra

de aço, de espessura de 90-120 mm, e

com tirantes (2) Tirantes curtos localizados

(3) Sistema de tirantes (7) Concreto projetado reforçado com fibra

de aço, de espessura de 120-150 mm, e

com tirantes (4) Sistema de tirantes com concreto

projetado de 40-100 mm (8) Concreto projetado reforçado com fibra

de aço, de espessura de > 150 mm,

reforçado com arcos de concreto e

tirantes

(5) Concreto projetado reforçado com

fibra de aço, de espessura de 50-90

mm, e com tirantes

(9) Estrutura de concreto

Figura 2.8: Classes de maciços rochosos e categorias de suporte baseados no índice Q.

(Adaptado Aguiar, 2002)

2.3.3 – MODIFIED ROCK QUALITY INDEX - Q'

O sistema de classificação de maciços rochosos Q vem sendo usado no mundo todo com grande

sucesso quando se refere à atividade de escavações subterrâneas em maciços rochosos. Como

já descrito anteriormente, esse sistema contém seis parâmetros que possuem influência direta

na estabilidade de escavações e, além disso, esses parâmetros são relacionados a caracterização

de um padrão de contenção para manutenção de estabilidade de uma escavação. Porém, esse

Excepc.ruim

Extrem..ruim

Muitoruim

Ruim Pobre Boa Muitoboa

Extre.boa

Exc. boa

1 10

100

50

20

10

5

2

1

0,001 0,004 0,01 0,04 0,01 0,4 4 40 100 400 1000

20

10

7

5

3

2,4

1,5

(9) (8) (7) (6) (5) (4) (3) (2) (1)

espaçamento de tirantes em area com concreto projetado

1,0 m

2,1 m

1,7 m

1,3 m

1,5 m

1,2 m

2,3 m2,5 m

1,0 m

1,3 m

1,5 m

2,0 m

3,0 m

4,0 m

espaçamento de tirantes e

m area sem concreto projetado

250 mm

120 mm

150 mm

90 m

m

50 m

m

40 m

m

34

sistema pode ser redundante quando é utilizado em estimação de propriedades do maciço

rochoso com o propósito de aplicá-los em estudos analíticos ou numéricos.

O parâmetro SRF é o responsável pela redundância abordada acima. Como já descrito nesse

item o índice SRF é encarregado por evidenciar a influência do estado de tensão que o maciço

está submetido. Se for aplicado um parâmetro do maciço rochoso estimado através do sistema

Q em um modelo numérico, isso se torna redundante uma vez que no próprio modelo há

inserção do estado de tensão.

O mesmo pode acontecer com o parâmetro Jw, pois é notável que a grande maioria das minas

subterrâneas do mundo são moderadamente secas ou possuem pouca influência das águas

subterrâneas, não é considerado nessa análise a ação de águas que possuem fluxos através de

furos ou de enchimentos hidráulicos de realces ou painéis. Portanto, na definição do valor de

Q, são adotados os valores de SRF e Jw para 1, obtendo-se o parâmetro Q'.

( 2-2 )

Em ambientes em que há grande influência de água subterrânea, como grande fluxo ou

considerável pressão relativa à presença de água o valor de Jw deve fazer parte da análise.

O valor do índice Q' é utilizado na determinação do N', número de estabilidade modificado, que

é usado no método de dimensionamento de realces em sublevel stope, proposto por Potvin

(1988), tal método será melhor descrito nesse capítulo.

2.4 – MÉTODO DE LAVRA SUBLEVEL STOPING

O método de lavra subterrâneo que será escolhido para a recuperação de um corpo mineralizado

só deve começar a ser selecionado depois de vencido um grande percurso de estudos de

exploração mineral, de viabilidade técnica e econômica. Dentre as análises que devem ser feitas

encontram-se a definição das delineações geológicas, mapeamento de geometria e posição

espacial do corpo, ensaios geomecânicos, entre outros. Mesmo com a execução do projeto, o

método de lavra pode ser mudado, devido a novas informações que se obtém com o avanço da

operação.

35

Com relação aos princípios básicos empregados, há poucos métodos de lavra subterrâneos

utilizados nos empreendimentos minerários nos dias de hoje, apesar das singularidades de cada

corpo mineralizado, grandes variações entre os métodos são limitadas. Cada método de lavra é

aplicado dependendo das características do depósito mineral, entre elas estão: disposição

espacial, características mecânicas do próprio corpo e suas encaixantes, o estado de tensão do

ambiente, das legislações vigentes, etc. A definição do método de lavra possui influência direta

na recuperação do minério e consequentemente nos resultados econômicos do empreendimento.

Segundo Hartman (1987) e Hamrin, (1998) os métodos de lavra subterrâneos devem ser

classificados conforme as suas características de auto portabilidade, ou seja, os métodos de

lavra são divididos em: de suporte natural, de suporte artificial e por abatimento. O método de

lavra Sublevel Stoping é colocado no primeiro grupo de classificação.

O método de lavra Sublevel Stoping, segundo Hamrin (2001), é um método ascendente em que

são desmontadas tiras verticais de grande volume. Essas deixam grandes espaços vazios

verticalizados chamados de stopes. Entre os stopes, em algumas porções, não há recuperação

de minério com o intuito de formar pilares que garantam a estabilidade do realce. Pilares

possuem normalmente formas verticais e horizontais distribuídas no corpo mineral.

As dimensões dos stopes são limitadas principalmente por dois fatores. O limite inferior é

devido ao tamanho dos equipamentos que realizarão operações nesse ambiente, ou seja, deve

haver espaço suficiente para que os equipamentos tenham liberdade para exercer suas

atividades. Já limite superior é devido às condições de estabilidade geomecânicas do realce.

Segundo Hamrin (2001), o método Sublevel Stoping é selecionado para determinadas

características do corpo mineral, sendo:

O mergulho deve ser maior que o ângulo de repouso do minério desmontado.

As rochas encaixantes devem ser competentes.

Os contatos, tanto na lapa quanto na capa, devem ser regulares.

Em última análise o método consiste na escavação de grandes aberturas através da utilização

de explosivos colocados em seções de perfuração com padrões tanto radiais quanto paralelas,

realizadas em subníveis, que podem ser desenvolvidos dentro do corpo mineral ou em seus

contatos, tanto na lapa quanto na capa. É prática comum nos empreendimentos minerais o

desmonte ser realizado na totalidade da potência do corpo mineral.

Tendo em vista a segurança de seus trabalhadores e equipamentos, algumas minas realizam a

escavação de pontos de carregamentos, geralmente no contato inferior da camada com a

36

encaixante, onde é recuperado o material desmontado. Essa prática garante mais segurança,

pois não permite a entrada de pessoal e equipamentos dentro do realce.

Uma reunião de vantagens e desvantagens sugeridas por outros autores foi feita por Hartman e

Mutmansky (2002), são elas:

Vantagens

o Alta a moderada produtividade.

o Moderado custo de lavra.

o Possibilidade de emprego de alta mecanização.

o Custos relativamente baixos de movimentação de material.

o Pequena exposição a perigos e fácil ventilação.

o Operações unitárias podem ser realizadas simultaneamente.

o Alta recuperação.

o Moderada diluição.

Desvantagens:

o Custos elevados com desenvolvimento.

o Baixa flexibilidade no que tange ao planejamento de lavra.

o Necessidade de alta precisão na perfuração.

o As vibrações oriundas de grandes desmontes podem oferecer danos estruturais.

No método de Sublevel Stoping, a estabilidade é normalmente associada à diluição operacional,

ou seja, pela existência de material estéril proveniente das periferias dos contatos do corpo

mineralizado. Assim sendo, a relação é diretamente proporcional, ou seja, maior a diluição

operacional, maior é a instabilidade do realce. Segundo Potvin e Hadjigeorgou (2001) um realce

é considerado estável quando a diluição é inferior a 5%.

Existe uma variação do método Sublevel Stoping na qual basicamente a diferença que distingue

essa variação do método original é a forma como é feito o desmonte. Essa variação é conhecida

como Vertical Crater Retreat (VCR). Nesse método o padrão de perfuração é vertical e as fatias

são desmontadas horizontalmente. A Figura 2.9 ilustra os métodos de lavra Sublevel Stope e

sua variação VCR.

37

Figura 2.9: Métodos de lavra Sublevel Stoping e VCR (Adaptado Hamrin 2001)

2.5 – TEORIA E APLICAÇÃO DO SOFTWARE UNWEDGE EM MINA

SUBTERRÂNEA

O risco de acidentes gerados por queda de blocos desprendidos dentro de escavações

subterrâneas é um dos maiores problemas enfrentados por engenheiros geotécnicos em todo o

mundo. Esses blocos são gerados pelas interseções entre os planos das descontinuidades

presentes em um maciço rochoso e com a própria superfície criada pela escavação realizada.

Portanto, é de fundamental importância realizar estudos de estabilidade de blocos para que seja

possível dimensionar corretamente sistemas de contenção de escavações subterrâneas.

Entre os processos necessários para qualquer avaliação de estabilidade de blocos, está a análise

aprofundada do maciço rochoso tendo em vista as estruturas presentes e as escavações feitas. É

importante conhecer bem a quantidade e os tipos de descontinuidades presentes, no que se

referem suas características como, por exemplo: frequência, orientação, persistência, etc. A

geometria da escavação realizada e, também, sua orientação são de suma importância.

O software UNWEDGE da Rocscience é bastante utilizado em estudos e análises de

estabilidade de cunhas formadas em escavações subterrâneas em rochas competentes. Esse

programa é conveniente em identificar blocos críticos formados por intercessões entre as

descontinuidades e superfície de uma escavação. A base de sua análise e cálculo parte da teoria

38

do equilíbrio limite, onde as forças atuantes, a favor ou não da estabilidade de cunhas, são

observadas.

O programa ainda fornece uma interface na qual é permitido ao usuário estabelecer padrões de

contenções. Porém, algumas limitações são observadas. É possível apenas analisar cunhas

formadas através de interseções de no máximo três descontinuidades, formando assim cunhas

piramidais ou tetraédricas. Como é mostrado na Figura 2.10, o Unwedge pode identificar blocos

com máximo potencial de queda permitindo ainda informações para melhor interpretação do

nível de estabilidade do bloco potencialmente instável para o usuário.

Figura 2.10: Interface do Software Unwedge 4.0.

Os blocos passíveis de instabilidade são permitidos a falhar por três modos. São eles: queda,

deslizamento por um plano e por dois planos através da linha de interseção de ambos.

Para melhor entendimento do funcionamento do Unwedge serão abordados a partir de agora

dois assuntos fundamentais para o algoritmo do programa, que são o bloco chave e a teoria do

equilíbrio limite.

Os Key blocks ou blocos-chave são blocos que possuem forma e posição que os permite

deslocar para dentro da escavação e são formados pela inteseção entre as descontinuidades e a

superfície da escavação, como dito anteriormente. Segundo Goodman e Shi (1995) o principal

39

objetivo da teoria de blocos-chave é realizar uma análise geométrica dos diferentes blocos

formados, tendo em vista as descontinuidades presentes no mesmo maciço rochoso. Essa

análise permite determinar as condições nas quais a removabilidade do bloco, isto é, o seu

deslocamento em direção ao espaço escavado é permitida.

A Figura 2.11 ilustra casos de formação de blocos chaves em taludes, túneis e bancadas. Os

blocos-chave estão destacados em cinza.

Figura 2.11: Exemplos de casos de formação de blocos chaves. (Adaptadp Goodman e Shi,

1985).

A formação de blocos chaves através das interações entre as descontinuidades do maciço

rochoso e da superfície formada pela escavação subterrânea é ilustrada na Figura 2.12 abaixo.

Os blocos chaves estão destacados em cinza.

40

Figura 2.12: Formação de blocos chaves (Adaptado Gonza'le-Palacio et al. 2005)

É importante salientar que pode haver formação de diferentes tipos de blocos-chave, como é

visto na Figura 2.12, onde existe um bloco chave de volume maior do que o outro. Para efeito

de dimensionamento de padrão de contenção deve ser considerado o bloco chave de maior

dimensão, pois esse necessitará de um sistema de contenção mais robusto.

O método utilizado pelo Unwedge para análise de estabilidade de blocos chaves fundamenta-

se na hipótese que as cunhas se encontram em equilíbrio e se comportam como um corpo rígido

e plástico prestes a deslizar, desta forma, basta analisar as equações para situação limite. Tais

equações partem da análise do sistema de forças resultantes. As forças ativas, ou seja, aquelas

que favorecem a desarticulação do bloco e as forças passivas, aquelas que contribuem para a

manutenção da estabilidade do bloco.

O método de cálculo presente no Unwedge, do fator de segurança dos blocos-chave formados

ao redor de uma escavação subterrânea, é definido pela seguinte série de passos:

1. Determinação da geometria dos blocos através da teoria dos blocos chave.

2. Determinação de todas as forças atuantes no bloco e posterior obtenção dos vetores

de forças resultantes, ativas e passivas.

3. Determinação da direção de deslizamento do bloco.

4. Determinação das forças normais em cada plano dos blocos.

5. Cálculo das forças resistivas devido à resistência ao cisalhamento das juntas e à

resistência de tração.

6. Cálculo do fator de segurança.

41

Com a determinação da geometria dos blocos-chave o programa determina algumas

propriedades do bloco como: volume, áreas das faces e os vetores normais para cada plano da

cunha. Com a determinação dos vetores de forças ativas e passivas o programa promove a

somatória de tais forças para obtenção das forças resultantes da seguinte forma:

Vetor força resultante ativa

A força resultante ativa é definida para somatória dos seguintes componentes:

𝑨𝒕 = 𝑾 + 𝑫 + 𝑿 + 𝑼 + Ē ( 2-3 )

Onde:

At = Vetor força resultante ativa

W = Vetor peso do bloco

D = Vetor peso do concreto projetado sobre o bloco

X = Vetor pressão ativa

U = Vetor força da água

Ē = Vetor força sísmica

Vetor força resultante passiva

A força resultante passiva é determinada pela soma das forças proveniente dos sistemas de

contenção aplicada e pressão passiva:

𝑷 = 𝑯 + 𝒀 + 𝐓 ( 2-4 )

Onde:

P = Vetor força resultante passiva

H = Vetor resistência cisalhante do concreto projetado

Y = Vetor pressão passiva

T = Vetor força proveniente da aplicação de tirante, Swellex, etc.

Para determinação da resistência de cisalhamento o programa utiliza de três opções de critério

de ruptura, Mohr-Coulomb, Barton-Bandis e Power Curve, já a definição da resistência à tração

das juntas é apenas realizada através da solicitação do usuário e ela só é possível de ser feita

através do primeiro e último critério de ruptura citados anteriormente.

42

A equação para os cálculos de fatores de segurança é baseada na teoria do equilíbrio limite,

sendo que as forças inseridas na equação são aquelas consideradas apenas no plano de

deslizamento do bloco definido no passo três. A equação para o cálculo dos fatores de segurança

é a exposta a seguir:

𝑭𝑺 = 𝑭𝒐𝒓ç𝒂𝒔 𝑷𝒂𝒔𝒔𝒊𝒗𝒂𝒔

𝑭𝒐𝒓ç𝒂𝒔 𝒂𝒕𝒊𝒗𝒂𝒔 ( 2-5 )

2.6 – CORDOALHA DE AÇO E CABEAMENTO EM MINA SUBTERRÂNEA

Entre outras aplicações que se destacam do cabeamento de escavações em minas subterrânea a

busca da estabilização e segurança de realces é uma das mais importantes. Segundo Hutchinson

e Diederichs (1996), a contenção por cabos possui como objetivo reforçar e suportar os limites

de uma escavação em um meio subterrâneo. A aplicação dessa contenção consiste em inserir

cabos flexíveis compostos por determinado número de fios de aço justapostos helicoidalmente,

em furos com espaçamentos regulares feitos no maciço rochoso, preenchidos com calda de

cimento ou grout. A Figura 2.13 mostra, respectivamente, um elemento cabo de aço com calda

de cimento em furo feito em um maciço rochoso e uma disposição típica de um sistema de

contenção por cabos de um realce.

Figura 2.13: a) Cabo de aço injetado; b) Disposição típica de cabos de aço em um realce.

(Adaptado Hutchinson e Diederichs 1996)

43

O sistema de contenção feito através da utilização de cordoalhas de aço originou-se entre os

anos 1963 e 1964 em minas do Canadá e da África do Sul segundo Shapkoff et al. (2006) apud

Gabriel (2012). Desde então, foi observado um grande desenvolvimento na tecnologia de

contenção de maciços rochosos, o que justifica a grande utilização de cordoalhas de aço no

ambiente de mineração.

Esse sistema de contenção é mais flexível, pois permite acesso a locais de trabalho confinados

(os cabos podem ser enrolados em bobinas de pequeno diâmetro), possui maior alcance

(comprimentos conforme demanda), maior capacidade de sustentar carga, maior resistência ao

rompimento e permite melhores produções (controle de diluição).

2.6.1 – FUNÇÃO DO CABO DE AÇO

As principais atribuições da utilização de cabo de aço em mina subterrânea se resumem em três:

oferecer condições seguras de trabalho; contribuir ativamente com a estabilidade do maciço

rochoso e controlar a diluição de estéril oriundos das fronteiras das escavações (Hutchinson e

Diederichs 1996).

A segurança para realização de trabalhos em atividades de mineração subterrânea é

fundamental. Esse conceito envolve desde normas e legislações até indicadores de

produtividade. A instalação de telas, concreto projetado e tirante, são comuns em escavações

de menores porte com objetivo de conter queda de blocos menores, protegendo assim os

trabalhadores que circulam por tais escavações. Já em escavações de maiores dimensões e em

interseções de galerias, a utilização de cabos de aço se torna mais atraente, pois esse pode

oferecer capacidade de contenção maior (utilização de cabos duplos e de maiores

comprimentos). Em geral, quanto maior a escavação maior é a probabilidade da existência de

blocos maiores. Vale ressaltar que na presença de maciços rochosos extremamente fraturados

é importante estabelecer sistemas de contenção conjuntos, por exemplo: telas e cabos de aço,

concreto projetado e cabos de aço. Dessa forma, será garantida a contenção de pequenos blocos.

A contenção que faz uso de sistemas de cabos de aço promove uma combinação das funções de

reforço e suporte. Os cabos quando trabalham como reforço, ajudam a mobilizar a resistência

inerente do maciço rochoso, ou seja, as camadas e ou blocos discretizados por descontinuidades

tendem a permanecer retidas e justapostas quando atravessadas por cabos de aço. A coesão

oriunda das transferências de energia dentro desse sistema favorece a manutenção da resistência

44

natural do maciço. Porém, quando o campo de tensão que está submetido o maciço em análise

é superior à sua resistência ou se as descontinuidades forem orientadas desfavoravelmente ao

sistema de cabeamento instalado, será natural à formação de blocos. Tais blocos poderão ser

suportados pelos cabos os mantendo em seus lugares.

Como já dito anteriormente, cabos de aço são ineficazes na função de suportar pequenos blocos

de rocha formados nas superfícies das escavações, portanto em maciços rochosos de baixa

qualidade e extremamente fraturados a contenção deve ser feita em conjunto com outros

elementos, como telas e concreto projetado. Nesses casos, os cabos de aço injetados para dentro

do maciço e acoplados ao outro elemento de contenção, propiciarão a verdadeira capacidade de

sustentação de pequenos blocos. A Figura 2.14 demonstra a o uso de cabos de aço com as

funções de reforço e contenção.

Figura 2.14: Reforço e suporte por cabos de aço (Adaptado de Hutchinson e Diederichs 1996)

Os cabos de aço são eficazes na redução e até mesmo na eliminação de escamações de rochas

provenientes da superfície de um realce. Dessa forma, cabos são importantes no controle de

diluição em minas subterrâneas. É possível promover a instalação de cabos antes mesmo da

detonação de realces. Isso é feito através de colocação dos cabos remotamente em furos longos

45

que alcançam o contato planejado para um realce, promovendo, assim, um pré-reforço para as

paredes.

Essa prática possui influência direta sobre o custo de um realce. A presença de estéril junto ao

minério desmontado representa custos sem nenhum retorno para o empreendimento mineiro,

como exemplo: custo de cominuição, transporte, classificação, processamento, armazenamento

em barragens, etc.

2.6.2 – TIPOS DE CABO DE AÇO

A existência de diferentes tipos de cabos de aço aplicados à mineração surgiu da necessidade

de se atenderem diferentes demandas em contextos geotécnicos e geológicos distintos. O cabo

de aço trançado liso de sete fios surgiu como uma das alternativas mais comuns na utilização

de cabeamento em minas subterrâneas e desde então algumas variações surgiram para superar

deficiências constatadas neste tipo de cabo de aço. As demandas que foram sendo descobertas

em um ambiente de mina subterrânea e que forçaram modificações nos cabos trançados lisos

de sete fios estão relacionadas com a resistência e integridade física do maciço rochoso, às

tensões induzidas e às condições severas dos ambientes de escavações subterrâneas.

Os sistemas de contenção caracterizados pela aplicação de cabos de aço são baseados nas

condições de atrito entre as interfaces presentes no sistema, ou seja, as cargas são transferidas

para o maciço através do atrito entre as tranças dos cabos de aço e a pasta de cimento e da pasta

de cimento e o maciço rochoso. Algumas das alterações sugeridas nos cabos trançados lisos

foram com o intuito de aumentar o grau de contato entre a interface cabo e pasta de cimento

para assim alcançar condições de aderência mais efetivas. Esse fato contribui diretamente na

melhoria de eficiência das transferências de cargas e consequentemente melhores condições de

estabilidade para realces. Mudanças na geometria e nas dimensões dos cabos são modificações

necessárias para aumentar a capacidade desse sistema de contenção. A Figura 2.15 ilustra

alguns tipos diferentes de cabos de aço presentes no mercado.

46

Figura 2.15: Tipos de Cabo de aço (Adaptado Windsor, 1992 apud Hutchinson e Diederichs,

1996).

47

Vale ressaltar que o cabo de trança normal ou trança lisa é a base de todos os outros cabos de

aço. Através da observação da Figura 2.15 pode-se perceber que as modificações entre os cabos

são basicamente feitas para garantir aumento da capacidade de aderência entre as interfaces já

discutidas. Porém outras modificações garantem maiores resistências à corrosão, como é o caso

do cabo revestido com epóxi. Já o cabo com trança prensada possui a característica de eliminar

localmente a capacidade de aderência permitindo assim uma maior capacidade de

deslocamento.

Todas as opções de cabos sugeridas na Figura 2.15 podem ser usadas em dupla ou em múltiplos.

Segundo a norma ASTM A416-80, que determina as especificações de desempenho para cabos

de aço de sete fios, a resistência à tração de cabos duplos é aproximadamente duas vezes maior

que a resistência à tração de cabos simples, dessa forma a capacidade de contenção de maciços

rochosos através da utilização de sistemas de cabos duplos pode ser melhorada. A Figura 2.16

demonstra resultados obtidos através de ensaios de tração em cabos simples e duplos.

Figura 2.16: Especificações de desempenho mínimo de cabo de aço para aplicações de

cabeamento (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996).

48

Por fim, como já dito anteriormente, todas as modificações sugeridas na Figura 2.15 possuem

características específicas para atender diferentes demandas observadas em minas subterrâneas.

Para maiores informações sobre diferentes tipos de cabo é sugerida a leitura da obra de

Hutchinson e Diederichs (1996) "Cablebolting in Underground Mines".

2.6.3 – CUSTOS ASSOCIADOS À INSTALAÇÃO DE SISTEMAS DE

CABEAMENTOS

Se comparados diretamente os custos associados entre a instalação de sistemas de cabeamento

e outro tipo de contenção, o engenheiro optará pela segunda opção, pois essa geralmente é mais

barata. Essa análise deve ser mais ampla, pois o sistema de cabo bem projetado diminui custos

com diluição operacional, além de garantir melhores condições de estabilidade de escavações

subterrâneas, ou seja, condições de trabalho mais seguras. Dessa maneira a preferência por

contenção através de cabos de aço passa a ser preferida (Hutchinson e Diederichs, 1996). As

figuras a seguir exemplificam alguns valores de custos e taxas de produção observadas em

algumas minas em 1992.

Figura 2.17: Custo unitário para cabeamento incluindo perfuração (Adaptado Goris et al.,

1994 apud Hutchinson e Diederichs, 1996).

49

Figura 2.18: Custo normal em $ Canadense de um cabo de aço trançado de 12,2m de

comprimento (Adaptado Goris et al., 1994 apud Hutchinson e Diederichs, 1996).

Figura 2.19: Taxa de produção para instalação e injeção de cimento de cabo (Adaptado Goris

et al., 1994 apud Hutchinson e Diederichs, 1996).

2.7 – MÉTODOS GRÁFICOS DE ESTABILIDADE

Nos últimos anos a indústria mineral subterrânea de explotação de metais vem adotando como

estratégia na recuperação do bem mineral, métodos de lavra que propiciam aberturas de grandes

dimensões em subsolo. No Canadá o método Open Stope foi responsável por cerca de 90% da

produção em tonelagem de minério recuperado de minas de metais, Potvin et al. (1995). A

popularidade desses métodos pode ser justificada pelo grande nível de produção assim como a

possibilidade de estabelecer grande mecanização do processo, melhorando assim sua

produtividade.

Os grandes custos que envolvem o desenvolvimento necessário para possibilitar a retirada de

minério em realces estimulam cada vez mais a aberturas de cavidades de maiores dimensões,

50

pois dessa forma são diluídos os custos em recuperações maiores. Porém essa prática pode gerar

consequências desastrosas tendo em vista a estabilidade dessas escavações. A instabilidade de

grandes stopes pode significar um enorme custo de reabilitação de realce, perda de reservas,

perda de equipamentos, danos à saúde do trabalhador e etc. A respeito de tudo que foi descrito

acima é importante então dimensionar um realce onde aspectos econômicos e de estabilidade

geomecânica sejam considerados.

2.7.1 – MÉTODO DO GRÁFICO DE ESTABILIDADE DE MATHEWS

O método do gráfico de estabilidade proposto por Mathews, Hoek e Stewart em 1981 é uma

metodologia de projeto de realce não muito rigoroso e relativamente simples baseado no

sistema de classificação de maciços rochosos. Mathews teve como base de dados para

desenvolvimento de seu método 55 estudos de caso de operações de minas no Canadá, todas

elas com profundidades menores que mil metros.

Para todos os 55 estudos de casos foram calculados o raio hidráulico (RH) das superfícies afins

segundo a seguinte equação:

𝑹𝑯 =Á𝒓𝒆𝒂 𝒅𝒂 𝒔𝒖𝒑𝒆𝒓𝒇í𝒄𝒊𝒆 𝒆𝒔𝒕𝒖𝒅𝒂𝒅𝒂

𝑷𝒆𝒓í𝒎𝒆𝒕𝒓𝒐 𝒅𝒂 𝒔𝒖𝒑𝒆𝒓𝒇í𝒄𝒊𝒆 𝒆𝒔𝒕𝒖𝒅𝒂𝒅𝒂 ( 2-6 )

RH é um parâmetro que indica a influência combinada do tamanho e da forma de uma

escavação sobre sua estabilidade (Hutchinson e Diederichs, 1996).

Além do cálculo de RH um novo parâmetro foi introduzido e calculado para os 55 casos de

estudos. Tal parâmetro é denominado de Número de Estabilidade (N) e é baseado a partir do

Índice Q proposto por Barton, onde os parâmetros SRF e Jw são omitidos. O valor de N pode

ser obtido pela equação:

𝑵 = (𝑹𝑸𝑫

𝑱𝒏) (

𝑱𝒓

𝑱𝒂) 𝒙𝑨𝒙𝑩𝒙𝑪 ( 2-7 )

Segundo Pakalnis (2002) a estabilidade de uma escavação subterrânea é determinada pela

interação entre os campos de tensão in situ e induzidos, pelas descontinuidades presentes no

51

maciço rochoso e pela própria rocha intacta. Pesando nisso Mathews propôs em sua equação

de determinação do parâmetro N, três fatores ponderadores A, B e C.

O fator A é obtido através de uma análise de tensões presentes no realce projetado, ele é

estimado através da razão de duas variáveis, a resistência à compressão uniaxial da rocha intacta

(σc) e a tensão tangencial induzida pela escavação (σi). Essas variáveis são obtidas

respectivamente por ensaios laboratórios e por modelagem numérica. A última muitas vezes é

também estimada a partir de valores encontrados na literatura. A Figura 2.20 demonstra o

gráfico proposto por Mathews et al. (1981) para a obtenção do valor do fator A.

Figura 2.20: Fator A por (σc / σi). (Adaptado Steward e Forsyth, 1995).

O fator B examina a disposição espacial entre a descontinuidade principal do maciço rochoso

e a superfície analisada do stope. A relação angular entre a descontinuidade principal e a

superfície pode oferecer valores do fator B ora favorável ora desfavorável à estabilidade da

escavação. A Figura 2.21 mostra a relação entre o fator B e a diferença angular entre a

descontinuidade principal e a face do stope analisada.

52

Figura 2.21: Fator B por relação angular entre a descontinuidade e a face analisada (Adaptado

Steward e Forsyth, 1995).

O fator C refere-se à influência da gravidade sobre a estabilidade da face em análise. As faces

que possuem estruturas orientadas de forma desfavorável ao deslize gravitacional possuem

influência negativa sobre a estabilidade. Esse fator considera a inclinação do realce e sua

relação espacial com as descontinuidades nas faces. A Figura 2.22 é utilizada para determinação

do fator C.

Figura 2.22: Fator C por ângulo de mergulho da face. (Adaptado Steward e Forsyth, 1995).

53

Mathews propôs a seguinte equação para estimação do fator C, tal equação é a representada

graficamente na Figura 2.22:

𝑪 = 𝟖 − 𝟕 𝐜𝐨𝐬 𝜶 ( 2-8 )

Onde α representa o ângulo de inclinação da face lavrada.

Mediante os dados obtidos dos 55 estudos de casos, através da metodologia descrita até aqui,

foi montado um gráfico onde seus eixos das abscissas e ordenadas são, respectivamente

representadas por RH e N. Cada um dos 55 pontos definidos pelas suas coordenadas foi

classificado conforme sua evidência em campo, possibilitando assim uma melhor interpretação.

Foram definidas zonas, são elas: potencialmente de estabilidade, potencialmente de

instabilidade, potencialmente de abatimento e transição. Abatimento se refere neste caso

diluições maiores do que 25% e que são considerados totalmente instáveis. A Figura 2.23

mostra o ábaco obtido através dos dados obtidos pelo estudo de Mathews.

Figura 2.23: Gráfico de Estabilidade proposto por Mathews et al. (1981) adaptado.

54

Como dito anteriormente, a estabilidade aqui é entendida lançando mão da análise da diluição

operacional, ou seja, a quantidade de material estéril não planejado junto ao minério

desmontado no realce. Essa relação é aceitável, pois para estabilidade de uma escavação

mineira pressupõe-se a não presença de desplacamento ou rupturas no maciço e

consequentemente nenhum material estéril junto ao minério desmontado. Um realce é

considerado estável quando a diluição operacional do mesmo não ultrapassa valores de 5%.

2.7.2 – MÉTODO DO GRÁFICO DE ESTABILIDADE MODIFICADO

Através da observação do gráfico de estabilidade proposto por Mathews percebe-se que há uma

extensa faixa onde não se obtém informação necessária para concretização de um projeto de

realce estável, isso pode ser justificado pela pequena base de dados que Mathews teve no escopo

de seus estudos. Esse fato motivou outros pesquisadores a aprofundar a análise iniciada por

Mathews et al. (1981), como por exemplo Potvin (1988) que com uma base de dados mais

extensa propôs algumas mudanças na análise gráfica de estabilidade de realces. Potvin (1988)

baseou seus estudos em 175 casos de 34 minas diferentes e de diversas profundidades.

Potvin (1988) propôs modificações na forma de cálculo do Número de estabilidade assim como

na obtenção dos fatores A, B e C. O Número de Estabilidade Modificado (N') proposto é

definido pela seguinte expressão matemática:

𝑵′ = (𝑹𝑸𝑫

𝑱𝒏) (

𝑱𝒓

𝑱𝒂) 𝒙𝑨𝒙𝑩𝒙𝑪 ( 2-9 )

O fator A ainda é equivalente aquele observado nos estudos de Mathews, porém esse agora é

extrapolado fora dos limites observados anteriormente. A Figura 2.24 sugere à forma de

obtenção de valores do fator A para uma determinada superfície. Observa que há valores para

o fator A em situações extremas de condição de tensão, diferentemente daquela observada nos

estudos de Mathews.

55

Figura 2.24: Fator A por (σc / σi) FONTE: Hoek et al. (1995) Modificado.

O fator B continua estabelecendo a influência da posição espacial da descontinuidade principal

e da face analisada. As juntas que formam um ângulo oblíquo (10-30º) com a face estudada se

tornarão prejudiciais à estabilidade do realce. Já as juntas que se encontram perpendiculares à

face analisada terão menor influência sobre a instabilidade.

O fator B pode ser obtido pela análise do gráfico mostrado pela Figura 2.25. Pode-se observar

que há alterações substanciais se comparado com a Figura 2.21. Segundo Potvin (1988),

Mathews não analisou com a precisão necessária quando propôs o gráfico para a obtenção do

fator visto na Figura 2.21.

56

Figura 2.25: Processo para obtenção do fator B. (Adaptado de Hutchinson e Diederichs,

1996).

A modificação proposta por Potvin com respeito ao fator C consiste principalmente na

avaliação de queda de blocos que escorregam através das paredes do realce e não somente a

queda livre do mesmo. A Figura 2.26 ilustra o processo de obtenção do Fator C segundo Potvin.

57

Figura 2.26: Processo para obtenção do fator C. (Adaptado de Hutchinson e Diederichs,

1996).

Assim como foi feito por Mathews, Potvin obteve os dados através de sua metodologia proposta

e elaborou o seu gráfico de estabilidade. A Figura 2.27 mostra o ábaco obtido por Potvin.

58

Figura 2.27: Gráfico de Estabilidade Modificado. (Adaptado de Potvin, 1988).

Note que o gráfico obtido por Potvin possui uma zona de transição menor e melhor definida do

que o proposto por Mathews. Vale ressaltar que dos 175 casos analisados, 91 possuíam algum

grau de incerteza em um ou mais parâmetros estudados. Entretanto o método empírico proposto

por Potvin é bastante utilizado em vários países do mundo.

Potvin e Milne (1992) apud Hutchinson e Diederichs (1996) através de alguns casos relatados

de realces, onde foram utilizadas contenção com cabos de aço, demonstraram aumento de

estabilidade de escavações consideravelmente. A Figura 2.28 demonstra o mesmo ábaco

produzido anteriormente, porém com os dados de realces contidos.

59

Figura 2.28: Gráfico de estabilidade para stopes com cabos de aço. (Adaptado de Hutchinson

e Diederichs, 1996).

Potvin (1988), através de sua base de dados, também determinou diretrizes iniciais para

determinação de projetos de configuração de cabeamento para contenção de realces. Em termos

gerais, ele propôs gráficos para determinação de comprimento e espaçamento regulares entre

cabos de aço. A Figura 2.29 demonstra os gráficos propostos por Potvin (1988) para

recomendação de sistemas de contenção regulares de realces.

60

Figura 2.29: Diretrizes de densidade e comprimento de cabos em configurações regulares.

(Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996).

Pode-se notar que o parâmetro empírico selecionado por Potvin para determinação dessas

diretrizes consiste na expressão (RQD/Jn)/RH. Esse parâmetro representa uma medida do

tamanho relativo de um bloco potencial em relação ao tamanho da escavação.

Através da análise dos resultados encontrados por Potvin (1988) pode-se afirmar que em sua

metodologia de dimensionamento de contenção de realces, quando (RQD/Jn)/RH é menor do

que 0,6, qualquer padrão de instalação de cabos de aço é ineficaz. Além disso, a densidade

mínima prática de cabos é 0,1, o que corresponde um padrão quadrado de 3x3m². Potvin

propõem três diferentes graus de conservadorismo, representados pelas retas A, B e C, sendo a

primeira menos conservadora e a última a mais conservadora. Isso promove a possibilidade do

engenheiro fazer a gestão de risco de uma escavação tendo em vista a contenção praticada na

mesma.

Por fim, os comprimentos dos cabos sugeridos por Potvin seguem a relação:

𝑪𝒐𝒎𝒑𝒓𝒊𝒎𝒆𝒏𝒕𝒐 = 𝟏, 𝟓 𝒙 𝑹𝑯 ( 2-10 )

Essa relação é verdadeira até o limite prático de RH = 10m.

61

2.8 – DILUIÇÃO

Como já visto anteriormente, alguns pesquisadores escolheram como parâmetro para

determinação de estabilidade de realces a diluição. Essa pode ser entendida como contaminação

do minério por estéril. As consequências disso são: a quantidade de material explotado será

maior do que o necessário para obter a mesma quantia equivalente de produto e o teor do

material retirado será menor do que aquele estimando in situ. Pakalnis (1986) afirma que há

várias formas de quantificar a diluição. Abaixo estão mostradas algumas delas. As duas

primeiras são as mais praticadas para determinação da diluição segundo Scooble e Moss (1994).

𝑫𝒊𝒍𝒖𝒊çã𝒐 = 𝑬𝒔𝒕é𝒓𝒊𝒍 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒕𝒂𝒅𝒐 (𝒕)

𝑴𝒊𝒏é𝒓𝒊𝒐 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒕𝒂𝒅𝒐 (𝒕) ( 2-11 )

𝑫𝒊𝒍𝒖𝒊çã𝒐 = 𝑬𝒔𝒕é𝒓𝒊𝒍 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒕𝒂𝒅𝒐 (𝒕)

𝑴𝒊𝒏é𝒓𝒊𝒐 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒕𝒂𝒅𝒐 (𝒕)+ 𝑬𝒔𝒕é𝒓𝒊𝒍 𝒆𝒙𝒑𝒍𝒐𝒕𝒂𝒅𝒐 (𝒕) ( 2-12 )

𝑫𝒊𝒍𝒖𝒊çã𝒐 = 𝑻𝒆𝒐𝒓 𝒅𝒐 𝒎𝒊𝒏é𝒓𝒊𝒐 𝒅𝒐𝒔 𝒇𝒖𝒓𝒐𝒔 𝒅𝒆 𝒔𝒐𝒏𝒅𝒂 𝒅𝒂 𝒓𝒆𝒈𝒊ã𝒐

𝑻𝒆𝒐𝒓 𝒅𝒐 𝒎𝒊𝒏é𝒓𝒊𝒐 𝒅𝒐𝒔 𝒑𝒐𝒏𝒕𝒐 𝒅𝒆 𝒄𝒂𝒓𝒓𝒆𝒈𝒂𝒎𝒆𝒏𝒕𝒐 ( 2-13 )

𝑫𝒊𝒍𝒖𝒊çã𝒐 = 𝑻𝒆𝒐𝒓 𝒆𝒔𝒕𝒊𝒎𝒂𝒅𝒐 𝒅𝒂 𝒓𝒆𝒔𝒆𝒓𝒗𝒂

𝑻𝒆𝒐𝒓 𝒅𝒆 𝒂𝒎𝒐𝒔𝒕𝒓𝒂 𝒅𝒆 𝒐𝒓𝒊𝒈𝒆𝒎 𝒅𝒂 𝒎𝒐𝒂𝒈𝒆𝒎 ( 2-14 )

𝑫𝒊𝒍𝒖𝒊çã𝒐 = 𝑴𝒂𝒔𝒔𝒂 𝑻𝒓𝒂𝒏𝒔𝒑𝒐𝒓𝒕𝒂𝒅𝒂−𝑴𝒂𝒔𝒔𝒂 𝑫𝒆𝒔𝒎𝒐𝒏𝒕𝒂𝒅𝒂

𝑴𝒂𝒔𝒔𝒂 𝑫𝒆𝒔𝒎𝒐𝒏𝒕𝒂𝒅𝒂 ( 2-15 )

𝑫𝒊𝒍𝒖𝒊çã𝒐 = 𝑴𝒆𝒕𝒓𝒂𝒈𝒆𝒏𝒔 𝒅𝒐 𝑭𝒐𝒐𝒕𝒘𝒂𝒍𝒍 + 𝑯𝒂𝒏𝒈𝒘𝒂𝒍𝒍

𝑳𝒂𝒓𝒈𝒖𝒓𝒂 𝒅𝒐 𝒄𝒐𝒓𝒑𝒐 𝒅𝒆 𝒎𝒊𝒏é𝒓𝒊𝒐 ( 2-16 )

Segundo Scoble e Moss (1994) diluição total pode ser definida como a soma da diluição

planejada com a diluição operacional. A primeira representa o material estéril aceito em projeto

de realce, que é determinado pelo método de lavra selecionado, pela continuidade do corpo

mineral através de suas dimensões e pela complexibilidade da forma do corpo mineralizado. Já

a segunda, também conhecida como overbreak representa o material estéril for dos limites de

um projeto de realce. Esse é oriundo de desmontes mal dimensionados, de instabilidade das

paredes do realce e de material de enchimento. A Figura 2.30 ilustra esquematicamente os tipos

de diluição.

62

Figura 2.30: Tipos de Diluição (Adaptado Scoble e Moss, 1994)

Os custos diretos e indiretos oriundos do overbreak podem ser desastrosos para um

empreendimento mineiro. Os custos são multiplicados em toda a cadeia produtiva. Para melhor

entendimento, o material estéril acumula custos oriundos de processos de cominuição,

transporte, processamento e estocagem em barragens. Além disso, perdas em eficiência de

processos e atrasos de cronogramas são esperadas. Alguns exemplos são dados de custos

indiretos:

Materiais estéreis em grandes blocos podem gerar entupimento ou impedimento de

transporte em zonas de carregamento, gerando atrasos no ciclo operacional podendo ainda

significar custos adicionais com fogos secundários.

Dependendo do nível de diluição a estabilidade de um realce pode ser comprometida para

sempre, inviabilizando assim a recuperação de minério.

Todo o processo pode ser sobrecarregado impedindo alguns equipamentos entregar a suas

cotas dentro do processo produtivo no tempo estipulado, ou seja, perda de eficiência.

Minas subterrâneas não enfrentam apenas obstáculos oriundos da diluição ou overbreak. Outro

problema comum e que de certa forma é o oposto de tal parâmetro é o underbreak. Esse pode

ser entendido como o minério não desmontado na operação de detonação e, portanto

remanescente no realce. O principal fator afetado pelo o underbreak é a recuperação, que pode

ser quantificada pela seguinte equação:

63

𝑹𝒆𝒄𝒖𝒑𝒆𝒓𝒂çã𝒐 =𝑻𝒐𝒏𝒆𝒍𝒂𝒅𝒂𝒔 𝒑𝒍𝒂𝒏𝒆𝒋𝒂𝒅𝒂𝒔 (𝒕)− 𝑴𝒊𝒏é𝒓𝒊𝒐 𝒑𝒆𝒓𝒅𝒊𝒅𝒐 𝒏𝒂 𝒆𝒔𝒄𝒂𝒗𝒂çã𝒐 (𝒕)

𝑻𝒐𝒏𝒆𝒍𝒂𝒅𝒂𝒔 𝒑𝒍𝒂𝒏𝒆𝒋𝒂𝒅𝒂𝒔 (𝒕) ( 2-17 )

A recuperação tem influência direta no fluxo de caixa de uma mina. Baixa recuperação dentro

do processo de lavra significa necessariamente uma diminuição na receita, sendo que em muitos

dos eventos, os custos envolvidos são os mesmos se não houvesse o underbreak.

O underbreak pode ser ocasionado por um desmonte mal dimensionado ou por características

do maciço. Em geral, maciços de melhor qualidade e com grande resistência oferecem maiores

dificuldades ao desmonte.

Para determinação de diluição, underbreak e recuperação, algumas técnicas visuais são

aplicadas, entre elas a que recebe maior notoriedade em minas subterrâneas e em alguns estudos

é o levantamento topográfico tridimensional por varredura a laser. Esse dispositivo remoto é

montado em um braço que pode ser estendido para dentro do realce, como pode ser observado

na Figura 2.31. Uma vez locado adequadamente, o equipamento promove a pesquisa com

precisão dos limites da cavidade. Os dados adquiridos são facilmente importados para softwares

de análise visual. Se comparados às superfícies de projeto e depois das operações de detonação,

é possível determinar os parâmetros descritos.

64

Figura 2.31: Levantamento topográfico tridimensional a laser: Configuração do equipamento

e uma superfície renderizada de um realce. (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996)

2.9 – EQUIVALENTE LINEAR DE SOBREQUEBRA/DESPLACAMENTO (ELOS)

Existem vários fatores que agem simultaneamente e que contribuem para o overbreak

indesejada em realces. Por isso, quantificar o overbreak gerado por cada fator é uma tarefa

difícil. Alguns métodos empíricos foram desenvolvidos na tentativa de quantificar a diluição

em um realce. A metodologia mais comumente usada é a proposta por Clark e Pakalnis (1997),

equivalente linear de sobrequebra/desplacamento (equivalent linear overbreak/slough - ELOS),

plotado no gráfico de estabilidade proposto por Potvin (1988).

A metodologia proposta por Clark e Pakalnis (1997) tem como objetivo avaliar a estabilidade

ou a instabilidade de um realce em termos de magnitude da diluição. Ela é baseada no mesmo

formato do método gráfico de estabilidade modificado de realces, porém a calibração é feita a

65

partir do parâmetro ELOS. O valor estimado de diluição é observado através da análise gráfica

à luz do Número de estabilidade modificado (N') e do raio hidráulico (RH) da face estudada.

O parâmetro ELOS é derivado do volume de overbreak e do tamanho das superfícies do vão

projetado no realce. Quantitativamente pode ser determinado pela seguinte equação:

𝑬𝑳𝑶𝑺 = 𝑽𝒐𝒍𝒖𝒎𝒆 𝒅𝒐 𝑶𝒗𝒆𝒓𝒃𝒓𝒆𝒂𝒌

𝑨𝒓𝒆𝒂 𝒅𝒂 𝒔𝒖𝒑𝒆𝒓𝒇í𝒄𝒆 𝒂𝒏𝒂𝒍𝒊𝒔𝒂𝒅𝒂 ( 2-18 )

A Figura 2.32 ilustra o gráfico de estabilidade modificado calibrado com o parâmetro ELOS.

Figura 2.32: Estimativa de Diluição em realces abertos sem suporte (Adaptado de Clark e

Pakalnis, 1997)

A determinação da diluição é calculada através da razão do fator ELOS, que é obtido no gráfico,

com o comprimento da dimensão normal a superfície analisada. Por exemplo, se ELOS = 0,5

m no Hanging wall e o corpo possui potência de 5m, a diluição seria de 0,5/5 = 0,1, ou seja

10%.

66

3 APRESENTAÇÃO E CARACTERIZAÇÃO DA ÁREA DE ESTUDO

3.1 – LOCALIZAÇÃO DAS ÁREAS ESTUDADAS

Qualquer trabalho que envolva análises baseadas em estudo de caso, as áreas estudadas devem

ser bem descritas. Desta forma serão apresentadas neste capítulo a localização espacial das áreas

selecionadas para o estudo proposto, que vão se suceder no desenvolvimento deste trabalho.

As áreas selecionadas para essa dissertação serão inicialmente divididas em áreas onde foram

utilizados cabos simples como sistema de reforço do maciço e outras áreas onde houve

utilização de cabos duplos.

Historicamente, na mina Pequizão foram utilizados cabos simples em uma quantidade maior de

áreas do que se utilizou cabos duplos, onde estes últimos tiveram sua aplicação iniciada a partir

da motivação deste trabalho. Como o padrão de cabos simples sofreu alterações ao longo da

vida da mina, com mudanças no traço da grout, do comprimento dos cabos e até mesmo da

malha, as áreas foram selecionadas de acordo com um critério onde se conhecia a posição de

emboque, a inclinação dos cabos e o elemento ligante aplicado, de forma que desta forma as

áreas selecionadas foram congruentes as áreas com lavra mais recente na Mina Pequizão. Tal

metodologia permite comparar condições semelhantes, onde se havia controle da aplicação de

cabos de aço como reforço do maciço, reduzindo assim a possibilidade de erros.

As áreas apresentadas neste trabalho, onde foi utilizado o sistema com cabos duplos, variam

entre o nível 270 ao nível 280 da mina, onde as nomenclaturas dos níveis são congruentes a

profundidade dos mesmos em metros, relativos à superfície topográfica (que tem aspecto

basicamente plano) sobre a mina Pequizão, logo as profundidades das áreas em relação a

superfície são similares a nomenclatura das áreas descritas abaixo:

1. INT 278 C Norte – Bloco 1


3. INT 278 G Sul – Bloco 1



6. INT 288 C Sul – Bloco 1



67

9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01


Desta forma teremos 10 áreas para se realizar o comparativo com outras áreas onde foram

utilizados cabos simples como reforço do maciço.

A fim de definir áreas semelhantes às áreas onde foram utilizados cabos duplos, as áreas onde

foram utilizados cabos simples como sistema de suporte foram também selecionadas em regiões

onde a profundidade da escavação em relação à superfície fosse similar à condição apresentada

para a utilização de cabos duplos. As áreas onde foram utilizados cabos simples e serão objeto

de estudo comparativo neste trabalho são descritas abaixo:

1. INT 258 E 2 Norte


3. INT 258 G Norte – Bloco 1








As áreas selecionadas para avaliação, onde fora aplicado sistema de cabeamento simples

contemplam a região entre o nível 250 e o nível 270 da mina. Também foram definidas 10 áreas

distintas, atendendo as premissas iniciais citadas.

É importante ressaltar que todas lavras realizadas nas áreas selecionadas foram feitas através

da metodologia Sublevel Stopping.

Na Figura 3.1 a seguir podemos observar a localização espacial dos blocos de lavra

selecionados, onde fora aplicado o sistema com cabos duplos. A imagem não representa os

outros níveis da mina, com intuito de não causar uma poluição visual com sobreposição de

escavações na vista selecionada.

68

Figura 3.1: Localização das áreas com utilização de cabos duplos para a lavra.

Assim como descrito para as áreas onde foi aplicado o sistema de contenção com cabos duplos,

a Figura 3.2 ilustras as regiões selecionadas para comparação de resultados com as regiões

descritas na Figura 3.1 e em tais regiões o sistema de contenção utilizado foi estabelecido com

cabos simples.

69

Figura 3.2: Vista em perspectiva da localização das áreas com utilização de cabos simples

para a lavra.

Vista a localização isolada das áreas em estudo é interessante analisar a Figura 3.3, onde

podemos ver a posição de ambas as áreas, onde foram aplicados cabos simples e duplos em

uma mesma imagem.

70

Figura 3.3: Vista em perspectiva da localização das áreas com aplicação de cabos duplos e

simples como reforço de lavra.

Como ilustrado, as áreas a serem avaliadas encontram-se em posições semelhantes. Entretanto

as áreas onde foram utilizados cabos simples como reforço do maciço estão na porção superior

da mina, onde tais áreas foram lavradas primeiramente na linha cronológica da mina e as áreas

com aplicação de cabos duplos foram definidas com o propósito de avaliação do sistema,

apresentado em tal dissertação.

Por fim na Figura 3.4 é apresentado a localização de todas as escavações realizadas na mina

Pequizão até meados de 2014. Observa-se que a mina não apresenta profundidade elevada e na

imagem conseguimos observar a localização da Mina Pequizão em relação à Mina Nova, que

como já descrito anteriormente neste trabalho, é a mina a qual permite acesso às áreas lavradas

no corpo Pequizão.

71

Figura 3.4: Vista em planta de todas escavações da Mina Pequizão e sua localização em

relação a Mina Nova.

3.2 – DESCRIÇÃO GEOTÉCNICA DOS TESTEMUNHOS DE SONDAGEM

Como já apresentado nesta dissertação, todo trabalho de avaliação empírica em mineração, com

envolvimento de ábacos e gráficos é embasado em técnicas de descrição, classificação e/ou

caracterização geomecânica. De qualquer forma é necessário ter conhecimento pontual ou

linear de determinada porção da área estudada e através de interpretações geológicas e

geotécnicas elevar tal característica restrita a um universo mais amplo. Desta forma são criados

modelos geotécnicos abrangentes para uma parcela maior do universo amostrado (ou descrito).

72

A partir de tal princípio, neste trabalho foram utilizadas as informações obtidas na descrição

geotécnica dos testemunhos de sondagem, onde são descritos parâmetros pertinentes para

posterior classificação e caracterização do maciço rochoso.

Na Mina Pequizão os parâmetros são descritos com intuito de obter a classificação do maciço

baseada no modelo descrito por Bieniawski (1989), definido pelo sistema RMR (Rock Mass

Rating) e também para correlação com o Sistema Q proposto por Barton et al. (1974) (Rock

Quality Index). Como parte deste trabalho, os resultados de descrição geotécnica foram

trabalhados e incluídos os valores de Q’ no banco de dados de descrição geotécnica. Tal

parâmetro é de fundamental importância para definição do número de estabilidade modificado

(N’), proposto por Potvin (1988), que será utilizado neste trabalho.

Para obtenção de tais parâmetros foram selecionados 51 furos de sonda que foram descritos

seguindo o padrão recomendado pelos autores citados na apresentação bibliográfica. Além da

descrição de tais furos foram acrescentadas 26 áreas de mapeamento geomecânico, onde as

informações foram também utilizadas posteriormente para elaboração do modelo geotécnico.

É apresentado na Figura 3.5 a disposição espacial de cada furo de sonda descrito para

classificação geomecânica da Mina Pequizão. Na imagem podemos observar que a maior parte

dos furos selecionados está dentro da área de interesse deste trabalho, sendo os mesmos

compreendidos em sua maior parte na porção central da mineralização e abrangendo a região

entre os níveis 200 a 300, adequados à proposta de estudo que se enquadra na região entre os

níveis 250 e 300 da mina.

73

Figura 3.5: Localização dos furos descritos geotecnicamente para classificação do maciço na

Mina Pequizão.

Para a realização das classificações geomecânicas, a maior parte dos parâmetros são funções de

análises observacionais, exceto a definição de resistência do material de rocha, utilizado na

classificação de RMR de Bieniawski. Para tal, foram utilizados os dados obtidos através de

ensaios de resistência à compressão uniaxial de amostras, realizados em laboratórios. Assim foi

definido a nota relativa à resistência para definição do RMR baseado na litologia do intervalo

descrito. A Tabela 3-1 a seguir ilustra os valores de resistência relativos a cada uma das

litologias descritas nos testemunhos, bem como seu respectivo peso definido na classificação

geomecânica.

74

Tabela 3.1: Tabela guia para determinação dos pesos em função da resistência por litotipo.

Litologia Resistência a Compressão Uniaxial (MPa) Descrição Nota

CBCX 160 100 - 250 MPa 12

GXN 99 50 - 100 MPa 7

MG 151 100 - 250 MPa 12

DOL 152 100 - 250 MPa 12

MBA 208 100 - 250 MPa 12

CXV 65 50 - 100 MPa 7

GNCX 49 25 - 50 MPa 4

MVA 120 100 - 250 MPa 12

VQZ 212 100 - 250 MPa 12

3.3 – CARACTERIZAÇÃO DO MACIÇO ROCHOSO NAS ÁREAS DE ESTUDO

De posse do banco de dados de descrição geotécnica, foi iniciado o trabalho de confecção de

um modelo geomecânico para caracterização das áreas lavradas. Para tal foram criados volumes

modelados baseados em padrões de valores de RMR e Q’. Para criação de tais volumes de

informações semelhantes dentro de um padrão específico, foi utilizado o software LeapFrog.

Com a utilização de tal programa computacional foi possível definir as classes geomecânicas

desejadas e posteriormente incluir os valores de furos de sonda com a criação de um modelo de

blocos que permitirá definir a condição específica para cada uma das 20 áreas selecionadas no

item 3.1.

De posse de um modelo de blocos com informações geotécnicas foi possível estabelecer a

condição geomecânica predominante em cada uma das 20 áreas selecionadas para este trabalho,

desta forma será apresentado a seguir seções representativas das áreas de lavra a serem

avaliadas, com a devida informação geotécnica para cada uma.

3.3.1 – CARACTERIZAÇÃO DO MACIÇO NAS ÁREAS COM CABOS DUPLOS

Neste tópico serão apresentados os valores médios de RMR e Q’ para todos os stopes avaliados

neste trabalho. Para tal serão definidos os valores médios dos parâmetros acima em três

posições específicas, sendo: Hanging Wall; Footwall e Zona lavrada em uma seção

perpendicular à superfície central da superfície de lavra. Todas as regiões avaliadas, com seções

ilustrativas das três regiões avaliadas estão representadas no Anexo I.

75

As áreas onde foram aplicados cabos duplos como elemento de reforço no maciço rochoso

apresentam as condições descritas abaixo:


Os valores médios obtidos para a Região 1 são apresentados na Tabela 3.2 abaixo.

Tabela 3.2: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 1 com cabos duplos.

Valores Médios

RMR Q'

Hanging Wall 63 11.03

Footwall 63 12.94

Zona Lavrada 63 11.8



Tabela 3.3: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 2.

Valores Médios

RMR Q'


Footwall 65 8.25





Valores Médios

RMR Q'


Footwall 62 16.63


76




Valores Médios

RMR Q'


Footwall 63 14.3





Valores Médios

RMR Q'

Hanging Wall 66.1 9.25

Footwall 65.5 8.3

Zona Lavrada 64.7 10.2




Valores Médios

RMR Q'


Footwall 65 11.31



Os valores médios obtidos para a Região 7 são apresentados na Tabela 3.8 a seguir.

77


Valores Médios

RMR Q'


Footwall 65 6.97





Valores Médios

RMR Q'


Footwall 64 6.95

Zona Lavrada 64 6.4

9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 1



Valores Médios

RMR Q'


Footwall 65 10.33

Zona Lavrada 66 9.9



78


Valores Médios

RMR Q'


Footwall 68 8.12

Zona Lavrada 70 7.4

3.3.2 – CARACTERIZAÇÃO DO MACIÇO NAS ÁREAS COM CABOS SIMPLES

Assim como no tópico anterior, abaixo são apresentados os valores médios de RMR e Q’ para

todos os stopes avaliados onde fora aplicado cabos simples como elemento de reforço do

maciço. Os parâmetros acima também serão definidos por valores médios em 3 posições

específicas, sendo: Hanging Wall; Footwall e Zona lavrada em uma seção perpendicular à

superfície central da superfície de lavra. Todas as regiões avaliadas, com seções ilustrativas das

3 regiões avaliadas estão representadas no Anexo II.

As áreas onde fora aplicado cabos simples como elemento de reforço no maciço rochoso

apresentam as condições descritas abaixo:

1. INT 258 E2 Norte



Valores Médios

RMR Q'


Footwall 58 3.4

Zona Lavrada 59 1.5



79


Valores Médios

RMR Q'


Footwall 62 16.48


3. INT 258 G Norte – Bloco 1



Valores Médios

RMR Q'


Footwall 44 14.7

Zona Lavrada 50 16




Valores Médios

RMR Q'

Hanging Wall 62 4.3

Footwall 62 4.9

Zona Lavrada 62 6.5



80


Valores Médios

RMR Q'


Footwall 63 6.48





Valores Médios

RMR Q'


Footwall 64 10.1

Zona Lavrada 64 9.8




Valores Médios

RMR Q'


Footwall 65 15.3

Zona Lavrada 65 15



81


Valores Médios

RMR Q'


Footwall 66 19.9





Valores Médios

RMR Q'


Footwall 64.6 24.09





Valores Médios

RMR Q'


Footwall 64.45 2.1


3.4 – MAPEAMENTO ESTRUTURAL NA MINA PEQUIZÃO

Na mina Pequizão, assim como nas demais minas em operação na MSG, as galerias que expõe

a mineralização (desenvolvimento secundário) são mapeadas, segundo critérios estruturais, em

um percentual de no mínimo 80% da metragem total escavada onde o objetivo é a exposição

82

do corpo mineralizado. Desta forma garante-se um conhecimento das principais estruturas

(consideradas mais persistentes) que se apresentam em cada galeria.

Tal mapeamento conhecido internamente como Mapeamento de Estruturas Persistentes (MEP),

visa identificar nas galerias mapeadas a presença da foliação predominante no local, as

principais famílias de fraturas, falhas e a existência ou não da zona de cisalhamento regional.

Tal mapeamento permite realizar análises de equilíbrio limite nas avaliações geomecânicas para

execução de projetos de lavra, onde na maioria das vezes são utilizados os softwares DIPS e

UNWEDGE da Rocscience para execução de tais análises.

Tal mapeamento é registrado em um banco de dados interno, onde até junho de 2014 foram

registradas 854 estruturas através de tal mapeamento. Tal banco de dados é apresentado no

Anexo III.

No banco de dados de registro de tais estruturas são descritas a localização, o tipo de estrutura,

a orientação da mesma com o mergulho e direção de mergulho (dip/dip direction) e a

persistência estimada da mesma. A metodologia para definição da persistência é baseada no

tamanho médio medido do comprimento das estruturas ao longo da galeria.

De posse de tais dados, as estruturas mapeadas são então modeladas em um software do tipo

CAD — computer aided design ou desenho auxiliado por computador – onde na MSG é

utilizado o modelo comercializado pela CAE Mining, Studio 3. Ao final tem-se um arquivo

tridimensional com visualização semelhante a apresentada pela Figura 3.6.

83

Figura 3.6: Exemplo de visualização tridimensional das estruturas mapeadas.

O banco de dados de mapeamento também é tratado com o auxílio do DIPS (Rocscience) para

determinação do modelo global estrutural da Mina Pequizão, onde as estruturas são inseridas

em estereogramas, onde são exibidos os polos normais aos planos mapeados e são definidas

isoáreas com maior densidade de concentração de planos, que representam as atitudes

estruturais que melhor representam o modelo estrutural global para a Mina Pequizão. Observa-

se na Figura 3.7, que existem seis estruturas principais definidas na mina, onde o plano de

foliação principal e a zona de cisalhamento possuem máximos bem definidos em 25/235 e

32/229 respectivamente. Os planos de falhas e fraturas possuem duas famílias representativas

para cada estrutura, sendo que as famílias de falhas possuem máximo em 20/228 e 67/208 e as

fraturas são representadas pelos máximos em 70/090 e 75/350. Até junho de 2014 existiam 144

estruturas de foliação mapeadas, 498 planos de fraturas, 98 planos de falhas e 114 registros para

a zona de cisalhamento. Tais quantidades de medidas permitem afirmar que o banco de dados

de estruturas geológicas na Mina Pequizão possui uma boa representatividade.

84

Figura 3.7: Principais estruturas presentes na Mina Pequizão e tratadas no software DIPS.

3.5 – NÚMERO DE ESTABILIDADE MODIFICADO PARA AS ÁREAS EM

ESTUDO

A definição do número de estabilidade modificado (N’) depende dos parâmetros descritos na

Equação 2-7, onde é o produto direto do valor de Q’ e os parâmetros A, B e C definidos por

Potvin (1981). O valor de Q’ para cada área estabelecida neste trabalho é conhecida e os valores

dos parâmetros A, B e C são também parâmetros intrínsecos da condição apresentada em cada

uma das vinte superfícies de lavra avaliadas neste trabalho.

A definição do fator A, conhecido como fator de tensão, foi estabelecida neste trabalho

considerando a aplicação da tensão vertical (σz) como elemento de tensão máxima atuante na

superfície do bloco de lavra. Mesmo ciente que tal valor pode representar valores mais baixos

de tensão atuante, acredita-se que na Mina Pequizão, em função da baixa inclinação da

mineralização e pelos resultados de modelos numéricos realizados para avaliações pontuais,

existe na superfície do bloco de lavra níveis de tensão reduzidos e até mesmo alívio de tensão

dependendo da posição da escavação em relação a outros blocos de lavra. A equação para

cálculo de tal parâmetro é:

85

𝛔𝐳 = 𝛄. 𝐳 ( 3-1)

Onde:

σz = Tensão vertical

γ = Peso específico da coluna de rocha

z = Espessura da coluna de rocha imediatamente acima.

A definição da resistência à compressão uniaxial da rocha (σc) se baseia em ensaios

laboratoriais realizados em diferentes campanhas, cujos resultados são apresentados no Anexo

IV. Em ambas as análises foi considerado o valor de resistência do xisto (GXN) presente no

Hanging Wall da estrutura mineralizada para o corpo Pequizão.

A partir de tais parâmetros é possível utilizar a Figura 2-24 para definição do fator de tensão

(A). A Tabela 3.22 abaixo apresenta os valores do parâmetro A, para as regiões onde foi

aplicado o sistema com cabos duplos. Para os cálculos abaixo foi utilizado o valor de peso

específico de 27 kN/m³ aplicado na Equação 3.1.

Tabela 3.22: Parâmetro A para as áreas com cabos duplos.

A definição do parâmetro A para as áreas com cabeamento simples como reforço é apresentado

na Tabela 3.23.

UCS (MPa) Profundidade (m) Sigma Máx. (MPa) Ratio A

1. INT 278 C Norte – Bloco 1 Duplo 100 262 7.1 14.1 1.0


3. INT 278 G Sul – Bloco 1 Duplo 100 258 7.0 14.4 1.0



6. INT 288 C Sul – Bloco 1 Duplo 100 279 7.5 13.3 1.0



9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 Duplo 100 277 7.5 13.4 1.0


Fator ALocal Sistema de cabeamento

86

Tabela 3.23: Parâmetro A para as áreas com cabos simples.

O fator de ajuste de orientação das descontinuidades, B, é uma medida referente a diferença de

mergulho entre a superfície do realce e o conjunto de descontinuidades principal. Em função

das encaixantes da mineralização serem rochas metassedimentares, a principal família de

descontinuidade encontrada é a foliação (Sn), descrita para cada uma das 20 áreas selecionadas

neste trabalho pelo mapeamento de estruturas persistentes (MEP) realizado nas áreas a serem

lavradas. A superfície do realce lavrado possui características definidas pela equipe de

planejamento e operação de mina, de forma a garantir a melhor forma para cada superfície de

lavra, baseada em técnicas para elevar a extração, recuperação e garantir a operacionalização

das operações básicas do ciclo de lavra (detonação, carregamento e transporte).

Desta forma o parâmetro B é descrito para as áreas selecionadas para aplicação de cabos duplos,

de acordo com a Tabela 3-24 abaixo.

Tabela 3.24: Definição do parâmetro B para as áreas com cabos duplos.

UCS (MPa) Profundidade (m) Sigma Máx. (MPa) Ratio A

1. INT 258 E 2 Norte Simples 100 215 5.8 17.2 1.0

2. INT 258 C Sul – Bloco 6 Simples 100 226 6.1 16.4 1.0

3. INT 258 G Norte – Bloco 1 Simples 100 229 6.2 16.2 1.0







10. INT 278 C Norte – Bloco 4 Simples 100 258 7.0 14.4 1.0

Sistema de

cabeamento

Fator ALocal

Dip (face) DD (face Dip (Sn) DD (Sn) ângulo interplano Fator B

1. INT 278 C Norte – Bloco 1 Duplo 48 229 32 246 19.25604805 0.2


3. INT 278 G Sul – Bloco 1 Duplo 34 220 45 220 11 0.2

4. INT 278 G Sul – Bloco 3 Duplo 6 214 40 218 34.0167663 0.280335

5. INT 278 G Sul – Bloco 4 Duplo 81 218 45 240 40.69755905 0.413951

6. INT 288 C Sul – Bloco 1 Duplo 46 237 45 245 5.790444967 0.242096



9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 Duplo 46 235 25 235 21 0.2


LocalFator B

Sistema de cabeamento

87

Assim como descrito para as áreas onde foi aplicado o cabeamento duplo, as áreas com

cabeamento simples possuem o parâmetro B definido abaixo (Tabela 3-25).

Tabela 3.25: Definição do parâmetro B para as áreas com cabos simples.

O fator de correção da gravidade, C, refere-se ao fato de que a orientação da superfície do realce

influencia em sua estabilidade, onde o cálculo do mesmo foi estabelecido no Capítulo 2 e

melhor ilustrado pela Figura 2.26.

Partindo de tal contextualização, abaixo (Tabela 3-26) é apresentado os valores do parâmetro

C para as áreas onde houve a utilização de cabos duplos.

Tabela 3.26: Definição do parâmetro C para as áreas com cabos duplos como reforço do maciço.

Por fim, temos a seguir (Tabela 3-27) o parâmetro C definido para as áreas com utilização de

cabos simples como elemento de reforço do maciço.

Dip (face) DD (face Dip (Sn) DD (Sn) ângulo interplano Fator B

1. INT 258 E 2 Norte Simples 20 231 33 210 15.84631298 0.2

2. INT 258 C Sul – Bloco 6 Simples 39 234 29 277 25.46559813 0.2

3. INT 258 G Norte – Bloco 1 Simples 37 209 40 215 4.787982097 0.25212







10. INT 278 C Norte – Bloco 4 Simples 64 222 57 210 12.55863813 0.2

Fator BSistema de

cabeamentoLocal

Mecanismo de ruptura (Aba C) Gravity ? (S/N) C

1. INT 278 C Norte – Bloco 1 Duplo Gravity s 4.0


3. INT 278 G Sul – Bloco 1 Duplo Gravity s 3.0



6. INT 288 C Sul – Bloco 1 Duplo Gravity s 3.8



9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 Duplo Gravity s 3.8


Local Sistema de cabeamentoFator C

88

Tabela 3.27: Definição do parâmetro C para as áreas com cabos simples como reforço do

maciço.

A partir da definição de todos parâmetros necessários para o cálculo do número de estabilidade

modificado é apresentado o valor obtido de tal parâmetro para as áreas descritas neste trabalho,

onde temos respectivamente apresentados pelas Tabela 3-28 e Tabela 3-29 os valores de N’

para as regiões onde foi utilizado cabos duplos e simples.

Tabela 3.28: Definição do número de estabilidade modificado (N’) para as áreas com cabos

duplos.

Mecanismo de ruptura (Aba C) Gravity ? (S/N) C

1. INT 258 E 2 Norte Simples Gravity s 2.4

2. INT 258 C Sul – Bloco 6 Simples Gravity s 3.3

3. INT 258 G Norte – Bloco 1 Simples Gravity s 3.2







10. INT 278 C Norte – Bloco 4 Simples Gravity s 5.4

Sistema de

cabeamento

Fator CLocal

Q' A B C

1. INT 278 C Norte – Bloco 1 11.03 Duplo 1.0 0.2 4.0 8.8


3. INT 278 G Sul – Bloco 1 12.54 Duplo 1.0 0.2 3.0 7.6



6. INT 288 C Sul – Bloco 1 10.26 Duplo 1.0 0.242096 3.8 9.5



9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 10.91 Duplo 1.0 0.2 3.8 8.4


Fator ALocal N'

Fator BSistema de cabeamento

Fator C

89

Tabela 3.29: Definição do número de estabilidade modificado (N’) para as áreas com cabos

simples.

3.6 – CÁLCULO DO RAIO HIDRÁULICO PARA AS ÁREAS DE ESTUDO

A utilização dos métodos gráficos para a avaliação geotécnica está relacionada basicamente a

utilização de dois parâmetros de entrada, sendo o primeiro o número de estabilidade modificado

(N’), apresentado anteriormente, e o raio hidráulico (RH) da superfície escavada estabelecida.

Para determinação deste último, como já apresentado neste trabalho, é necessário conhecer as

dimensões geométricas da superfície a ser lavrada, onde o mesmo é obtido pela razão simples

entre a área e o perímetro do mesmo.

Hutchinson e Diederichs (1996) definem ainda que é possível utilizar a definição de raio

hidráulico para vãos, onde uma dimensão é muito maior que a outra, como rampas de acesso

em mineração ou túneis rodoviários. Entretanto esse método foi comcebido para escavações

abertas com dimensões finitas, sendo o mesmo recomendado para utilização com tal fim.

A Figura 3.8, a seguir, ilustra a o modelo de cálculo definido para a definição do raio hidráulico

de uma escavação, onde tal modelo fora aplicado para definição do parâmetro citado a todas

escavações avaliadas.

Q' A B C

1. INT 258 E 2 Norte 5.91 Simples 1.0 0.2 2.4 2.8

2. INT 258 C Sul – Bloco 6 13.4 Simples 1.0 0.2 3.3 8.9

3. INT 258 G Norte – Bloco 1 19.7 Simples 1.0 0.25212 3.2 15.9







10. INT 278 C Norte – Bloco 4 0.13 Simples 1.0 0.2 5.4 0.1

Fator BSistema de

cabeamento

Fator CFator ALocal N'

90

Figura 3.8: Definição do cálculo do Raio Hidráulico (RH). (Adaptado Hutchinson e

Diederichs, 1996).

A seguir são apresentados pelas Tabela 3-30 e Tabela 3-31, os valores de raio hidráulico para

as escavações lavradas com cabos duplos e simples respectivamente.

Tabela 3.30: Definição de Raio Hidráulico para as áreas com cabos duplos.

Área (m²) Perímetro (m) RH

1. INT 278 C Norte – Bloco 1 419 96 4.36458 Duplo


3. INT 278 G Sul – Bloco 1 502 97 5.17526 Duplo



6. INT 288 C Sul – Bloco 1 975 131 7.44275 Duplo



9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 628 117 5.36752 Duplo


Local Sistema de cabeamentoRaio Hidráulico

91

Seguindo a mesma proposta apresentado para o cálculo do RH das áreas onde fora aplicado o

cabeamento duplo, na Tabela 3-31 abaixo é possível identificar a definição do parâmetro para

as áreas com reforço definido por cabos simples.

Tabela 3.31: Definição de Raio Hidráulico para as áreas com cabos simples.

Área (m²) Perímetro (m) RH

1. INT 258 E 2 Norte 254 79 3.21519 Simples

2. INT 258 C Sul – Bloco 6 606 104 5.82692 Simples

3. INT 258 G Norte – Bloco 1 799 120 6.65833 Simples







10. INT 278 C Norte – Bloco 4 684 108 6.33333 Simples

Local Sistema de cabeamentoRaio Hidráulico

92

4 AVALIAÇÕES PARA A ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE CABEAMENTO

4.1 – DEFINIÇÃO DA MALHA DE CABEAMENTO

Historicamente, a malha de cabeamento aplicada na Mineração Serra Grande era apresentada

como um padrão com cabos dispostos com espaçamento (E) e afastamento (Ā) iguais e

definidos por uma distância de 1,5m entre os mesmos. Tal malha era aplicada na empresa em

marcação estilo estagiada, ilustrada pela Figura 4-1. A partir de 2014 foram iniciadas estudos

de novas metodologias que permitissem alterar a malha de cabeamento sem afetar o objetivo

principal deste, que é a manutenção da estabilidade desejada, garantindo segurança e níveis

confiáveis dos parâmetros relativos à extração mineral (diluição, recuperação).

Figura 4.1: Malha de cabeamento padrão com afastamento e espaçamento iguais.

Segundo Hutchinson e Diederichs (1996), é possível alterar a malha de aplicação de cabos de

aço alterando-se a resistência do sistema com a utilização de cabos duplos ou múltiplos. Na

Figura 4-2 pode-se visualizar a proposta apresentada pelos autores citados e a aplicação para a

MSG, onde inicialmente utiliza-se uma malha com distância entre cabos e entre linhas de cabos

definidas e iguais a 1,5m para a utilização de cabos simples, onde pode-se observar que para a

utilização de cabos duplos seria possível elevar esta malha a um padrão quadrado de 2,1 m de

93

distância entre cabos e entre linhas de cabos. É importante ressaltar que na condição apresentada

abaixo, é utilizado como base o peso específico de 30 KN/m³.

Figura 4.2: Influência do uso da trança dupla na capacidade do sistema de cabo de aço.

(Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996).

A fim de confirmar a premissa apresentada pela literatura, foram realizadas simulações com a

utilização de dados reais disponíveis, onde com a utilização do software Unwedge (Rocsciense)

e do mapeamento de estruturas persistentes foram feitas simulações a fim de verificar a variação

do fator de segurança estabelecido pelo programa computacional para a maior cunha provável

em um stope de lavra, mediante a alteração da malha de aplicação de cabos de aço, onde foram

simuladas situações com aplicação de cabos duplos na malha de 1,5 x 1,5 m², 1,5 x 1,8 m² e 1,5

x 2,0 m², onde os valores se referem respectivamente ao espaçamento e ao afastamento. Tais

situações foram assim comparadas com os valores de fator de segurança para a malha com

cabeamento simples utilizado na malha de 1,5 x 1,5 m². Nota-se que apesar da recomendação

teórica indicar a possibilidade de expandir a malha em ambas as dimensões, na simulação

realizada somente foi alterada a distância entre linhas, mantendo o espaçamento entre furos.

Uma análise histórica, partindo da mudança do fator de segurança, em função da substituição

no padrão anteriormente utilizado (cabos simples, em malha de 1,5 x 1,5 m²), permitiu uma

94

quantificação estatística da condição de estabilidade das escavações, em função da variação do

fator de segurança (FS), mediante diferentes condições. A análise comparativa foi feita

alterando os valores de resistência do sistema de reforço, mediante condição de aplicação de

cabos simples ou duplos, e do espaçamento da malha de aplicação, para 26 áreas que já haviam

sido anteriormente lavradas com cabos simples. Todos os demais parâmetros de entrada do

software em questão foram mantidos, tais como resistência de aderência e parâmetros de

resistência da descontinuidade. A análise histórica relatada neste capítulo só considerou áreas

relativas à Mina Pequizão, em conformidade com a proposta de tal dissertação.

Os valores de FS foram então coletados e incluídos em um banco de dados (Anexo V), onde

foram avaliadas as variações percentuais do FS em função da inclusão de cabos duplos nas

malhas definidas neste trabalho.

Avalia-se nas figuras a seguir os valores de variações percentuais no FS em função da alteração

do sistema de cabeamento, onde para ambas as figuras apresentadas são comparadas as

alterações numéricas percentuais no fator de segurança em comparação ao padrão inicial da

malha de cabeamento (E x A de 1,5 x 1,5 m²). Observa-se que os valores de fator de segurança

sempre apresentam variações percentuais positivas em todas as análises onde apenas se

substituiu os valores de resistência do sistema, mantendo a malha de 1,5 x 1,5 m, ou seja, apenas

foram trocados os cabos simples pelos duplos no programa e fornecendo um suporte de maior

resistência obteve-se como resultado fatores de segurança maiores, uma condição que já era

esperada, como pode-se observar, houve por exemplo uma variação de 0 a 4% em 58% das 26

áreas avaliadas para esta condição. Na condição onde fora também elevado o afastamento entre

as linhas de cabos, elevando-se para 1,8 m a distância das mesmas, observa-se que na maioria

das análises houve acréscimo no FS, com a maior parcela dos valores percentuais sendo

positivos, entretanto pode-se observar que 4% das áreas obtiveram uma variação de -4% a -2%,

outras e outras áreas tiveram variações de -2% a 0%, contabilizando 46% das áreas com

variações percentuais negativas no FS. Por fim pode-se observar que a variação do afastamento

na malha a 2,0 m, mesmo com cabos duplos apresenta uma variação percentual negativa na

maioria dos casos, onde em 73% das áreas houve uma variação nula ou negativa da variação

do FS mediante a alteração do padrão de cabeamento.

95

Figura 4.3: Variação do fator de segurança para malha de 1,5x1,5 com cabos duplos.


96


A fim de encontrar um modelo para utilização de cabos duplos e um espaçamento que não

influencie a segurança foi feita uma análise dos valores médios de alterações nos fatores de

segurança apresentados pelo software na proposta estudada, onde o resultado é apresentado na

Figura 4-6, para tal obteve-se uma equação de segunda ordem representativa da variação do

fator de segurança (ΔFS) em função do afastamento em metros, a equação proposta é

apresentada abaixo:

𝜟𝑭𝑺 (%) = −𝟏𝟖. 𝟏𝟐𝟏Ā + 𝟑𝟑. 𝟎𝟔𝟏 ( 4-1 )

97

Figura 4.6: Regressão linear representativa para definição de espaçamento ótimo.

A partir de tal análise foi possível definir um espaçamento adequado, que não altere o fator de

segurança, ou seja, que tenha um ΔFS=0 para um determinado espaçamento, tal valor é obtido

igualando a Equação 4-1 a zero, desta forma obtém-se um afastamento ideal, onde não ocorre

a variação do fator de segurança, mantendo-se a proposta de utilização de cabos duplos. Assim

tem-se:

ΔFS (%) = -18.121Ā + 33.061 = 0 ∴ Ā=1.82 m

A equação retornou como um valor adequado o afastamento Ā=1,82, que permite uma boa

aproximação ao valor de 1,8 m para o afastamento ótimo.

4.2 – AVALIAÇÃO DA RESISTÊNCIA DE ADERÊNCIA DO CABEAMENTO.

A proposta de cabeamento deste trabalho se resume a dois modelos específicos, conforme

muitas vezes já exposto, onde o objetivo final é apresentar modelos comparativos da utilização

dos dois modelos citados. Na primeira proposta temos cabos de aço, com trança simples,

instalados em malha padrão de 1,5 m por 1,5 m relativos ao afastamento e espaçamento. A

proposta a se contrapor é baseada na instalação de cabos com trança dupla (dois cabos por furo),

98

aplicados em malha de 1,5 m por 1,8 m, relativos também respectivamente ao espaçamento e

afastamento dos cabos.

Como já apresentado e ilustrado na Figura 2.16, modelos com aplicação de cabos de aço de

trança simples, com diâmetro padrão de 5/8”, comumente utilizados em obras de mineração,

possuem resistência a tração de 25 toneladas, enquanto o modelo com trança dupla apresenta

resistência a tração de 50 toneladas.

Apesar de possuir resistência nominal a tração maior que o cabo de trança simples, a utilização

de cabos de aço com trança dupla deve sempre levar em consideração a resistência de aderência

do componente responsável pela transferência da resistência do cabo de aço ao maciço – a pasta

de cimento.

O mecanismo de transferência da carga ocorre de maneira que a carga é transferida entre duas

zonas distintas da rocha, através da tensão aplicada à trança do cabo. As interfaces entre cabo-

graute-rocha também devem suportar essa transferência de carga. Podem ocorrer basicamente

cinco tipos de falha no sistema de cabeamento. (Figura 4-7):

a) Por ruptura da estrutura de aço.

b) Na interface entre cabo/pasta de cimento.

c) Na coluna da pasta de cimento.

d) Na interface entre a pasta de cimento e a rocha

e) Através da rocha que circunda o furo.

99

Figura 4.7: Possíveis tipos de falha de cabo de aço (segundo Jeremic e Delaire, 1983)

Hutchinson e Diederichs (1996) afirmam que se a ruptura da trança não ocorrer (A), em

aplicações de rocha dura, a falha ocorrerá primeiro ao longo da interface entre a pasta de

cimento e o cabo (falha de aderência) devido à resistência ao cisalhamento ou a resistência

adesiva inadequada (Falha B). Outros tipos de falha (basicamente D & E) podem ocorrer em

rochas macias e de baixa permeabilidade, quando são usados cabos de trança modificada para

aumentar a resistência adesiva. Rupturas da coluna da pasta de cimento (C) ocorrem em

situações de baixa resistência ao cisalhamento do cimento utilizado ou para utilização de

diâmetros de furos excessivamente grandes.

A partir de tal análise Hutchinson e Diederichs (1996) apresentaram a necessidade de que o

sistema de cabeamento possua valores de resistência de aderência compatíveis. Para tal

definição é necessário definir o valor da resistência de aderência crítica (CBS – Critical Bond

Strength), definido em kilonewton por metro, cujo cálculo é ilustrado pela Figura 4-8 e exposto

pela Equação 4-2 abaixo.

𝑪𝑩𝑺 = 𝜸 . 𝑨 . 𝑬 ( 4-2)

100

Onde:

CBS = Resistência de aderência crítica (kN/m).

γ = Peso específico da rocha (kN/m³).

Ā = Afastamento dos cabos (m).

E = Espaçamento dos cabos (m).

Figura 4.8: Resistência adesiva crítica, CBS (Critical Bond Strength), para cabos de aço –

Carga gravitacional (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996)

A partir da utilização da equação temos que a resistência de aderência crítica do sistema de

cabeamento também será variável para as proposições avaliadas neste trabalho, onde para a

proposta com cabos simples, através da utilização da Equação 4-2, obtém-se a resistência de

101

60,75 kN/m (6,01 t/m), para valores de afastamento e espaçamento iguais a 1,5 m e peso

específico de 27 kN/m³.

Utilizando a mesma equação e alterando somente o espaçamento da malha de cabeamento para

1,8 m, conforme proposta aplicada para a utilização de cabos duplos neste trabalho, tem-se que

a resistência de aderência crítica da pasta de cimento a utilizar deve ser de no mínimo 72,9

kN/m (7,3 t/m).

A fim de garantir que a resistência adesiva da pasta de cimento utilizada não iria interferir na

resistência do sistema, causando perca da efetividade do sistema de cabeamento, foram

realizados 28 testes de arrancamento em cabos de aço com 1 m de comprimento ancorado.

A execução de tal ensaio se fez com a utilização de um sistema acoplados por um cilindro e um

macaco hidráulico (Figura 4.10), que promovem a transferência de carga por tração ao cabo de

aço instalado, forçando o arrancamento do mesmo e garantindo desta forma a obtenção de

valores de resistência em toneladas por metro da resistência de aderência do sistema. Para tais

ensaios obteve-se resultado médio de resistência de aderência de 19,52 t/m, onde os resultados

totais são apresentados pela Figura 4.9 abaixo.

Figura 4.9: Resistência de aderência apresentada para cabos de aço com 1 metro de

comprimento ancorado.

102

Figura 4.10: Representação do dispositivo de teste de arrancamento utilizado para

determinação da resistência de aderência.

Com os resultados apresentados acima é possível garantir que a resistência de aderência do

sistema supera a resistência de aderência crítica calculada para ambas as propostas, tanto para

a utilização de cabos simples como a utilização da trança dupla de cabeamento.

4.3 –DILUIÇÃO MEDIDA POR SISTEMAS DE ESCANEAMENTO

TRIDIMENSIONAL A LASER.

Uma forma de avaliar a efetividade da lavra local em uma mina é medindo parâmetros que

permitam quantificar a variação entre o modelo de extração proposto e a condição final

apresentada. A medição da diluição operacional é um dos parâmetros de controle de lavra na

MSG, além de outros parâmetros como Underbreak e Overbreak.

103

O controle das variáveis citadas acima permite a garantia do controle de qualidade do produto

final (minério), com índices confiáveis de massa e teor efetivamente gerados pela abertura

inicialmente proposta, podendo desta forma garantir uma previsão (planejamento) de quanto do

mineral de interesse realmente estará disponível para posterior tratamento na planta de

beneficiamento, particularmente em minas de ouro, onde o mineral de interesse possui baixo

teor, a garantia da efetividade dos valores finais a serem recuperados mediante aos valores

inicialmente propostos se fazem essenciais para manutenção do negócio.

Na Mina Pequizão, assim como em todas as outras da MSG, o processo de medição da diluição

e dos outros parâmetros citados é feito com o auxílio do escaneamento topográfico do vazio

final gerado pela escavação proposta, sendo posteriormente comparado com o sólido

inicialmente planejado a se extrair e através de equações específicas, são calculados tais

parâmetros. Conforme já apresentado no Capítulo 2.8, existem diversas maneiras de se calcular

a diluição e os demais parâmetros de lavra, entretanto, na Mineração Serra Grande o valor de

diluição é sempre calculado com a utilização da Equação 2.11, que determina que a diluição é

a razão entre a massa de estéril escavada dividida pela massa de minério extraída. A Figura 4.11

ilustra a definição da diluição e dos demais parâmetros.

104

Figura 4.11: Definição de diluição na MSG.

A partir da metodologia de medição de diluição citada acima, entende-se como necessário

realizar a medição da mesma para as áreas avaliadas neste trabalho, a fim de verificar a

influência do sistema de reforço no controle da diluição e estabilidade do realce de lavra. Com

a definição dos valores de diluição, será possível realizar comparativos da eficiência do sistema

de reforço mediante a presença de cabos simples ou duplos na estabilidade final do realce.

Para tal temos apresentados pela Tabela 4-1 abaixo os valores finais de diluição nas áreas onde

foram utilizados cabos duplos como reforço do maciço e na Tabela 4-2 os valores obtidos

quando se utilizados cabos simples como elemento de reforço do maciço na Mina Pequizão.

105

Tabela 4.1: Controles operacionais finais para as áreas com cabos duplos.

Área Massa

Planejada (t)

Overbreak_%

Underbreak_%

Diluição_%

Recuperação_%

1. INT 278 C Norte – Bloco 1 3,695 24.2% 16.9% 22.2% 83.1%

2. INT 278 C Norte – Bloco 3 5,864 40.2% 20.3% 33.2% 79.7%

3. INT 278 G Sul – Bloco 1 4,983 24.8% 17.0% 14.5% 83.0%

4. INT 278 G Sul – Bloco 3 6,820 39.2% 16.4% 10.6% 83.6%

5. INT 278 G Sul – Bloco 4 12,809 21.3% 8.6% 4.6% 91.4%

6. INT 288 C Sul – Bloco 1 12,162 15.2% 14.5% 12.6% 85.5%

7. INT 288 C Sul – Bloco 2 11,672 52.0% 8.5% 48.7% 91.5%

8. INT 288 C Sul – Bloco 3 8,158 44.7% 6.7% 31.3% 93.3%

9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 11,318 63.6% 33.0% 17.9% 67.0%

10. INT 288 C Norte – Bloco 4 1,725 35.2% 10.2% 28.6% 89.8%

Tabela 4.2: Controles operacionais finais para as áreas com cabos simples.

Área Massa

Planejada (t)

Overbreak_% Underbreak_% Diluição_% Recuperação_%

1. INT 258 E 2 Norte 4,000 37.0% 18.7% 35.0% 81.3%

2. INT 258 C Sul – Bloco 6 6,166 19.4% 20.3% 16.7% 79.7%

3. INT 258 G Norte – Bloco 1 7,064 8.2% 27.0% 7.5% 73.0%

4. INT 278 C Sul – Bloco 1 10,313 36.3% 13.1% 27.5% 86.9%

5. INT 278 C Sul – Bloco 2 7,232 19.3% 14.6% 25.5% 85.4%

6. INT 278 C Sul – Bloco 3 15,539 12.8% 22.7% 10.4% 77.3%

7. INT 278 C Sul – Bloco 4 4,593 19.1% 27.9% 16.6% 72.1%

8. INT 278 C Sul – Bloco 5 30,066 21.6% 18.8% 16.8% 81.2%

9. INT 278 C Sul – Bloco 7 5,612 9.1% 22.6% 7.4% 77.4%

10. INT 278 C Norte – Bloco 4 3,991 90.8% 11.4% 74.6% 88.6%

Podemos observar que os valores de diluição são numericamente variáveis para as diferentes

áreas avaliadas, independente da utilização de cabos duplos ou simples. Entretanto uma análise

puramente numérica não indicaria a real comparação entre a efetividade de ambos sistemas

observados, uma vez que os mesmos possuem diferentes valores de N’ e RH, como já

apresentado.

Quando considerado somente o que diz a literatura, teríamos que para a maior parte dos casos

analisados a situação final da lavra seria de zona de desmoronamento, uma vez que a diluição

na maior parte dos casos ultrapassa o limite máximo aceitável de 5%. Tal avaliação contradiz

inicialmente aos modelos gráficos propostos por Potvin (1988) e posteriormente modificado

por Nickson (1992), onde fora estabelecido zonas gráficas de estabilidade e quando avaliamos

as áreas avaliadas na Mina Pequizão temos que ambas as áreas estariam em zona estável, nas

áreas com cabos duplos ou no máximo em uma região denominada zona de transição, para as

106

áreas onde foram aplicados sistemas simples de cabeamento. As Figuras a seguir ilustram

respectivamente a avaliação segundo o critério dos autores citados para regiões com cabos

duplos e simples.

Figura 4.12: Banco de dados de realces suportados com cabos de aço em trança dupla.

107

Figura 4.13: Banco de dados de realces suportados com cabos de aço em trança simples.

Um outro modelo de análise proposto por Potvin (1988) estabelece a determinação de zonas de

diluição, também baseado nos valores de RH e N’, entretanto tal modelo também não se mostra

totalmente efetivo para a Mina Pequizão, uma vez que os limites de valores estabelecidos por

pelo autor estariam razoavelmente abaixo dos valores levantados pela topografia. As Figuras

4.14 e 4.15 a seguir ilustram o modelo de diluição aplicado as áreas avaliadas neste trabalho,

respectivamente para cabos duplos e simples, onde podemos observar que a estimativa definida

pelo autor está aquém dos valores de diluição real apresentados nas Tabelas 4-1 e 4-2.

108

Figura 4.14: Diluição aproximada para as áreas com cabos duplos, segundo modelo de

Potvin(1988).

109

Figura 4.15: Diluição aproximada para as áreas com cabos simples, segundo modelo de

Potvin(1988).

Baseado em tais análises podemos observar que a avaliação de diluição mediante condições

percentuais, a partir de modelos padrões da literatura, não fornece bons resultados a título de

comparação entre as propostas de cabeamento estudadas.

Uma vez que as curvas propostas pela literatura não forneceram bons resultados para as áreas

lavradas na mina Pequizão, tanto para cabos duplos como para cabos simples, foi desta forma

corrigido o gráfico de maneira a adequar a diluição observada e assim, criadas curvas de

110

diferentes modelos que permitiram um ajuste entre a realidade observada e a projeção de

diluição.

Na Figura 4.16 pode-se observar o modelo logarítmico criado para a utilização de cabos duplos

na malha de 1,5 x 1,8 m², onde foram definidas 4 zonas de diluição operacional, função dos

valores de RH e N’, onde também estão associadas as diluições operacionais observadas para

cada uma das superfícies de lavra onde fora aplicado o modelo de reforço citado. Tais zonas

possuem subdivisão de 0 a 12,5% de diluição, seguidas de 12,5 a 25%, 25 a 35% e por fim uma

zona onde espera-se que a diluição seja maior que 35%.

Figura 4.16: Limites de diluição para utilização de cabos duplos em malha 1,5 x 1,8 m na

Mina Pequizão.

Para as áreas onde fora utilizado o sistema de reforço do maciço com cabos simples em malha

regular de 1,5 x 1,5 m², na proporção do afastamento e do espaçamento, também foi possível

criar um modelo logarítmico que representasse os valores de diluição observado nas áreas

lavradas, contrapostos pelos respectivos valores de RH e N’ associados a superfície de lavra

escavada. Na Figura 4-17 é apresentado as curvas relativas à aplicação do modelo com cabos

simples, onde podemos observar que os resultados indicam maior área gráfica relativa a baixos

valores de diluição.

111

Figura 4.17: Limites de diluição para utilização de cabos simples em malha 1,5 x 1,5 m na

Mina Pequizão.

Mediante aos resultados obtidos, pode-se obter análises iniciais que a utilização de cabos

simples em malha com afastamento e espaçamento iguais a 1,5 m pode induzir a valores

menores de diluição quando comparados a utilização de cabos duplos onde a malha possui

espaçamento maior (1,8 m). Nos gráficos observamos que os valores de N’ não possuem

grandes variações e mesmo com as variações, as posições lineares dos pontos não se alteram

em grande escala, uma vez que o gráfico sugerido para comparação entre N’ e RH é de natureza

Log x Normal, onde o eixo Y, representativo dos valores de N’, está em escala logarítmica e o

eixo do raio hidráulico em escala numérica normal.

Desta forma quando analisamos os valores de RH relativos às áreas onde foram aplicados cabos

simples, podemos observar que de maneira geral os números absolutos são maiores, o que em

uma análise inicial induziria a dizer que para tal deveria haver maiores valores de diluição,

entretanto tal afirmação não é confirmada quando transmite os dados coletados para o gráfico

de estabilidade.

112

4.4 – COMPARATIVO DO EQUIVALENTE LINEAR DE

SOBREQUEBRA/DESPLACAMENTO (ELOS) OBSERVADO E PROJETADO PARA

AS ÁREAS AVALIADAS.

Assim como a medição de valores de massa, volume e/ou teores podem indicar valores de

diluição, é também possível medir a diluição pela quebra total apresentada no Hanging wall de

uma escavação projetada.

Como apresentado no Capítulo 2.9, pode-se também estimar a diluição total de uma superfície

a ser lavrada com a utilização do parâmetro ELOS, entretanto a formulação apresentada na

Equação 2.18 pode alternativamente ser calculada, segundo Clark e Pakalnis (1997), pela

divisão da diferença do volume do stope planejado e o volume final escavado, pela área

superficial do stope (excluindo a área da base), onde obtém-se um valor linear, fácil de ser

medido e que representa na prática um medida linear métrica, conforme apresentado pela Figura

4-18.

Figura 4.18: Definição do ELOS mediante estimativa da sobrequebra linear. (Adaptado Clark

e Pakalnis, 1997)

O ELOS é uma medida útil de diluição pois é independente da largura do stope. Tal parâmetro

é muito focado em veios estreitos pois 1 m de diluição em um veio de 2 m de espessura

representa 50% de diluição, enquanto em um corpo com 10 m de potência representaria apenas

10% de diluição. Logo por muitas vezes a medição puramente percentual da diluição pode

mascarar boas práticas de mineração.

113

Clark e Pakalnis (1997) usaram o ELOS para definir zonas de design de diluição baseados em

seus ábacos com zonas de caracterização. A zona com indicação de ELOS menor que 0,5 m é

considerada como área de impacto da utilização de explosivos, ELOS entre 0,5 e 1,0 m é

considerada como zona de baixa diluição, ELOS entre 1,0 e 2,0 m é considerado como zona de

diluição moderada e para ELOS maior que 2,0 considera-se diluição elevada ou possível

colapso do teto.

A partir da proposta acima, fora então medido a quebra linear observada no ponto médio das

20 superfícies de lavra citadas neste trabalho, sendo as 10 onde foram aplicados cabos duplos

como sistema de reforço e as outras 10 onde foram aplicados sistema de simples de cabeamento.

A determinação da espessura de diluição em todas as áreas seguiu a proposta apresentada na

Figura 4.18 e sempre considerou a seção central da superfície de lavra. Os resultados lineares

obtidos são apresentados pelas Tabelas 4-3 e 4-4 a seguir, onde respectivamente são

apresentados valores para as áreas com cabos duplos e simples. São apresentados também pelas

tabelas abaixo, os valores relativos a diluição percentual calculada a partir do ELOS, que é

dependente da largura média do stope planejado, ou seja da espessura mineralizada, sendo a

diluição neste caso calculada pela divisão simples entre o ELOS e a espessura de rocha prevista

a se lavrar.

Tabela 4.3: Medições dos valores de ELOS e diluições relativas ao ELOS e ao escaneamento

para cabos duplos.

1. INT 278 C Norte – Bloco 1 0.8 4.4 18.2% 22.2% 8.79 4.36

2. INT 278 C Norte – Bloco 3 0.98 3.47 28.2% 33.2% 4.31 4.55

3. INT 278 G Sul – Bloco 1 0.67 6.18 10.8% 14.5% 7.59 5.18

4. INT 278 G Sul – Bloco 3 1 10.5 9.5% 10.6% 11.48 4.22

5. INT 278 G Sul – Bloco 4 0.38 6.4 5.9% 4.6% 27.04 3.85

6. INT 288 C Sul – Bloco 1 0.47 4.3 10.9% 12.6% 9.52 7.44

7. INT 288 C Sul – Bloco 2 1.61 3.4 47.4% 48.7% 3.25 7.45

8. INT 288 C Sul – Bloco 3 1.52 4.8 31.7% 31.3% 4.23 6.05

9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 1.12 4.8 23.3% 17.9% 8.36 5.37

10. INT 288 C Norte – Bloco 4 1.42 5.2 27.3% 28.6% 4.99 6.18

Cabos Duplos

Stopes de Lavra RHN'Diluição - Escaneamento (%)ELOS (m)Largura Média

Planejada (m)Diluição ELOS (%)

114

Tabela 4.4: Medições dos valores de ELOS e diluições relativas ao ELOS e ao escaneamento

para cabos simples.

Mediante a apresentação das tabelas acima, pode-se observar que o valor de diluição percentual

calculada a partir da divisão entre o ELOS e a largura média planejada é compatível com a

diluição real medida por escaneamento, tanto para cabos duplos, onde a correlação é mais

próxima, quanto para cabos simples, onde apesar de existir uma variação um pouco maior ainda

é perceptível uma aproximação dos valores.

Entretanto quando se faz a utilização do gráfico proposto por Clark e Pakalnis (1997),

apresentado na Figura 2-32, para as áreas descritas neste trabalho, pode-se observar nas Figuras

4.19 e 4.20 a seguir, relativas respectivamente as áreas com cabos duplos e simples, que assim

como o modelo apresentado por Potvin (1988), a medida do dano real observado, em metros,

não é compatível com a proposta original do autor para estimativa do dano real, sendo portanto

necessário a adequação que corresponda a realidade observada na Mina Pequizão.

1. INT 258 E 2 Norte 1.41 5.4 26% 35.00% 2.79 3.22

2. INT 258 C Sul – Bloco 6 0.78 5.3 15% 16.70% 8.94 5.83

3. INT 258 G Norte – Bloco 1 0.62 5.42 11% 7.50% 15.93 6.66

4. INT 278 C Sul – Bloco 1 0.9 4.8 19% 27.50% 2.55 4.59

5. INT 278 C Sul – Bloco 2 1.02 3.55 29% 25.50% 3.32 5.61

6. INT 278 C Sul – Bloco 3 0.63 5.07 12% 10.40% 9.34 5.58

7. INT 278 C Sul – Bloco 4 0.88 4.74 19% 16.60% 9.71 5.76

8. INT 278 C Sul – Bloco 5 2.44 13.2 18% 16.80% 8.50 7.16

9. INT 278 C Sul – Bloco 7 0.45 4.25 11% 7.40% 12.21 5.43

10. INT 278 C Norte – Bloco 4 2.6 4.17 62% 74.60% 0.14 6.33

Stopes de Lavra RHN'Diluição - Escaneamento (%)ELOS (m)Largura Média

Planejada (m)

Diluição ELOS

(%)

Cabos Simples

115

Figura 4.19: Utilização da proposta de cálculo de dano proposta por Clark e Pakalnis (1997)

para a Mina Pequizão em áreas com cabos duplos.

116

Figura 4.20: Utilização da proposta de cálculo de dano proposta por Clark e Pakalnis (1997)

para a Mina Pequizão em áreas com cabos simples.

Baseado nos resultados obtidos para as curvas padrões da literatura apresentada, onde não

obteve-se bom resultado, foram criadas curvas características que relacionam os valores de RH

e N’ para mina Pequizão com a expectativa de quebra em metros do maciço, relativo ao modelo

de ELOS para a Mina Pequizão. Também como era esperado, as curvas obtiveram

características e padrões diferentes quando comparadas as áreas com atuação dos cabos duplos

e as áreas onde foram aplicados cabos simples. Nas Figuras 4.21 e 4.22 a seguir, são

apresentadas as duas curvas, mediante a aplicação de cabos duplos e simples respectivamente,

onde em ambas as curvas foi necessário definir equações polinomiais para estabelecer curvas

que fossem representativas dos modelos de quebras lineares reais observados, mediante aos

parâmetros relativos das áreas lavradas.

117

Figura 4.21: Curva característica para a Mina Pequizão, representativa da quebra linear no

Hanging Wall para aplicação de cabos duplos.

Figura 4.22: Curva característica para a Mina Pequizão, representativa da quebra linear no

Hanging Wall para aplicação de cabos simples.

As curvas apresentadas acima permitem desta forma estimar a diluição média em metros e

posteriormente obter tal valor em níveis percentuais, ao realizar a divisão simples do valor de

diluição encontrado, dado um RH e N’ conhecidos, pela espessura média da mineralização na

superfície a ser lavrada.

Também é possível observar que a correlação encontrada para a aplicação de cabos simples

possui uma curva melhor definida, que consequentemente permite a obtenção de valores mais

fidedignos a realidade.

118

4.5 – ANÁLISE COMPARATIVA DE CUSTOS ASSOCIADOS AS DUAS

PROPOSTAS DE MALHAS DE PERFURAÇÃO

A análise econômica proposta neste capítulo resume-se a comparação simples atrelada a

variações na malha de perfuração de cabos, contraposta a proposta anterior de cabeamento

utilizada nas minas da Mineração Serra Grande, onde para a elevação do espaçamento da malha

ocorre por consequência a redução do custo de perfuração, realizando menos furos para

instalação de cabos e elevando a disponibilidade do equipamento de perfuração. Tal condição

é aqui contraposta ao acréscimo na quantidade de cordoalha de aço a ser utilizada, uma vez que

para elevar a resistência do sistema, a proposta estudada considerou a utilização de duas

cordoalhas de aço em um único furo, substituindo o sistema em comparação onde se utiliza

uma única cordoalha por furo.

Conforme apresentado pela Figura 2-18, a literatura indica que os maiores custos associados na

instalação de cabos de aço estão atrelados a perfuração e ao elemento de cabo de aço, onde o

primeiro é sabidamente mais expressivo quanto aos custos finais, entretanto tal análise se faz

necessária uma vez que na comparação dos sistemas por ora estudados simplifica-se a utilização

dupla da cordoalha de aço, substituindo a aplicação única, logo haverá um gasto duplo de tal

elemento.

A elevação do espaçamento dos cabos entretanto promove uma economia em proporções

diferentes da elevação do custo do aço, onde a elevação do espaçamento da malha para 1,8

metros, promove uma elevação de cerca de 20% na área de atuação da malha de reforço. Tem-

se então uma contraposição de uma elevação do custo do elemento do cabo de aço duplicado,

ou seja, elevado a 100%, contraposto por uma redução da malha de perfuração na ordem de

20%.

Para que a quantificação econômica nesta avaliação fosse apresentada em grandeza de valores

monetários, está análise será apresentada com os custos associados de maior impacto no sistema

de instalação de cabos de aço como elemento de reforço do maciço, sendo: perfuração, cimento

e cordoalha de aço.

Os custos relativos à perfuração foram analisados com base em dados históricos, considerando

o levantamento de custos disponibilizado pelo setor financeiro da empresa para cada

equipamento de perfuração, tal custo será sempre apresentado neste trabalho em R$/metro.

Custos associados ao cimento serão relativos somente à preparação da calda cimentada (água e

cimento), também expressa em R$/metro. Por fim o custo relativo do cabo de aço, estará

119

incluído o valor de compra e corte do mesmo em tamanhos operacionais utilizados na empresa

apresentado na mesma medida de custos dos demais componentes citados.

Outros gastos associados como, saco plástico, barbante, mangueira de suspiro, mangueira de

injeção, trabalho de trator e betoneira, cimento de cura rápida utilizado como “tampão”, mão

de obra, energia, água e ar comprimido, serão desconsiderados na análise por serem itens de

menor valor, complexidade de medição alta ou por terem peso igual para todas as propostas

simuladas.

A Tabela 4-5 a seguir apresenta um resumo dos custos por metro, para cada item de maior

importância.

Tabela 4.5: Custos relativos a instalação de cabos de aço na Mineração Serra Grande.

Custo do metro de perfuração R$ 34.23

Custo do metro de cabo R$ 5.58

Custo do cimento por metro R$ 3.94

As diferentes condições apresentadas neste trabalho estarão relacionadas aos parâmetros de

perfuração total em metros realizadas no ano de 2013, bem como aos custos relativos a tal ano,

ano em que só foram utilizados cabos simples como elemento de reforço do maciço rochoso,

onde será possível fazer uma avaliação quanto aos custos sem que haja influência da utilização

de cabos duplos no processo de reforço.

Uma consideração importante a se fazer para realização das análises de custos é relativa a área

de atuação do cabo de aço, que é relativa a malha na qual o mesmo é aplicado. A área de atuação

do cabo expressa que a cada medida de área haverá a necessidade de aplicação de um elemento

de reforço e tais valores de área de atuação são apresentados abaixo pela Tabela 4-6 para a

proposta aqui apresentada.

Tabela 4.6: Diferenças das malhas de perfuração de cabos para o sistema duplo e simples.

Afastamento (m) Espaçamento (m) Área de atuação (m²)

Cabos Duplos 1.5 1.8 2.7

Cabos Simples 1.5 1.5 2.25

120

No ano de 2013 foram instalados aproximadamente 103.000 metros de cabo de aço nas minas

da Mineração Serra Grande, com comprimento médio de 7 metros, o que indica a aplicação de

14.714 unidades de cabos de aço no maciço como elemento de reforço. A aplicação de tal

quantidade de cabos garantiu a abrangência do sistema de reforço em uma área de 33.106,5 m²,

uma vez que, conforme apresentado acima, cada cabo de aço tem uma abrangência em área e

visto que na oportunidade só foram aplicados cabos simples. A mesma área poderia ser contida

com 12.262 unidades de cabos duplos, ou seja, uma redução de 2.452 furos para instalação de

cabos por ano.

É importante ressaltar que sempre que medido somente o custo unitário, o cabo de aço com

trança dupla apresentará valor superior ao cabo com trança simples, uma vez que o cabo duplo

possui duas cordoalhas de aço, enquanto o simples apenas uma, entretanto vale salientar que o

cabo de aço com trança simples tem atuação em uma área menor que o cabo de aço com trança,

mediante a proposta apresentada neste trabalho, de comparativo entre os mesmo mediante a

uma condição de malha diferente. Visto tais condições, abaixo é apresentado pela Tabela 4-7 o

custo unitário por metro de cabo de aço instalado para o sistema duplo e simples, bem como tal

custo relativo por m², ou seja o custo necessário para reforçar 1 m² de área da mina com 1 metro

de cabo de aço duplo e simples.

Tabela 4.7: Custo unitário por metro e por m² de área reforçada por um cabo de aço.

Como pode-se observar na tabela acima, o custo unitário do cabo duplo é maior, entretanto o

custo por área do mesmo é menor. Visto que as operações de lavra na MSG necessitam reforçar

uma área de 33.106,5 m² por ano para garantir a segurança das operações e a lavra, é

apresentado na Tabela 4-8 o custo final necessário com cabeamento, mediante a utilização dos

sistemas confrontados neste trabalho.

Tabela 4.8: Custo médio anual para reforço do maciço na MSG com cabos.

Custo unitário do metro de cabo instalado Custo do unitário do metro de cabo/m²

Cabos Duplos R$ 49.33 R$ 18.27

Cabos Simples R$ 43.75 R$ 19.44

121

Pode-se observar que mesmo que o valor unitário do sistema de cabeamento duplo seja maior

que o sistema com cabos simples, temos que ao final do processo e ao final do ano haverá uma

economia de R$ 272.000,55 se optar-se por aplicar somente o sistema de cabos duplos em

malha de 1,5 x 1,8 m² em substituição ao sistema com cabos simples em malha de 1,5 x 1,5 m².

Uma outra análise que não será melhor detalhada neste trabalho, mas que a rotina de testes com

cabos duplos na MSG mostrou, está relacionada a redução na quantidade de furos realizados

para a aplicação de cabos, onde conforme já apresentado acima, é possível reduzir 2.452 furos

para aplicação de cabos quando se utiliza o sistema com cabos duplos, visto que o comprimento

médio de cabos é de 7 m, haveria uma disponibilização do equipamento de perfuração de 17.164

m para realização de atividades relacionadas a lavra, ou seja, seria possível elevar a

produtividade sem qualquer alteração no número de equipamento de perfuração ou melhorias

no processo.

Área a se conter (m²) Comprimento médio (m) Custo total

Cabos Duplos 33106.50 7.00 R$ 4,233,646.96

Cabos Simples 33106.50 7.00 R$ 4,505,647.51

122

5 CONCLUSÕES

5.1 – AVALIAÇÃO TÉCNICA DA ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE CABOS.

As avaliações apresentadas neste trabalho técnico foram embasadas em conceitos de

estabilidade gráfica, confrontadas com índices reais de diluição medida através de

escaneamento a laser, realizados pela equipe interna de topografia da Mineração Serra Grande.

A proposta inicial do trabalho previa encontrar um parâmetro de correção para as análises

gráficas, que permitem quantificar uma estimativa de diluição, mediante a aplicação de cabos

simples e duplos em malhas diferentes. Os resultados obtidos nas avaliações práticas quando se

utiliza sistemas diferentes de cabeamento, foram que diferentes sistemas de cabeamento não

devem ser analisados em um mesmo gráfico de estabilidade, onde tanto na proposta apresentada

por Potvin (1988) quanto no modelo de diluição apresentado por Clark e Pakalnis (1997), não

foi possível encontrar uma correlação direta para nenhum dos modelos de cabeamento aplicado.

Foi possível criar um modelo gráfico específico, para ambas as propostas de avaliações

descritas nesse trabalho, onde foi visto que a estimativa de diluição para cabos duplos em malha

de espaçamento de 1,8 m ou simples com espaçamento de 1,5 m, devem ser avaliados de

maneira isolada, seguindo as curvas características apresentadas nos Capítulos 4.3 e 4.4, onde

respectivamente foram ilustradas as curvas para a mina Pequizão seguindo a premissa inicial

apresenta por Potvin (1988) e por Clark e Pakalnis (1997).

Foi possível confirmar que é possível estabelecer correlações entre o número de estabilidade

modificado (N’) e o raio hidráulico (RH), com aplicação específica a mina Pequizão e ao

modelo de reforço do maciço aplicado. A eficácia de tal avaliação, mesmo que diferente do

modelo inicialmente proposto pela literatura, permite concluir que a criação do modelo de

blocos com informações geomecânicas do maciço baseadas nas propostas de Barton et al.

(1974) e Bieniawski (1989) permitiu, com boa eficácia, a estimativa das características do

Hanging wall, que foram utilizados como parâmetros de entrada para o cálculo do N’.

Por fim pode-se concluir que a utilização de cabos duplos em malha de 1,5 x 1,8 m²

condicionam a maiores índices de diluição, tanto para a avaliação percentual, quanto para a

avaliação de profundidade de sobrequebra apresentada pelo ELOS. Quando se avalia as curvas

obtidas para cálculo de diluição na mina Pequizão mediante os diferentes sistemas de reforço,

observa-se que as curvas mediante a aplicação de cabos duplos estão mais próximas do

quadrante superior do gráfico, que indica que em uma suposta superfície de lavra, com mesmos

123

valores de N’ e RH haveria maior estimativa de diluição mediante a aplicação de cabos duplos

se comparada a aplicação de cabos simples.

É importante ainda ressaltar que todo o trabalho foi feito com a utilização de cabos de aço com

sete tranças, em formato liso.

Todas as áreas avaliadas neste trabalho foram escolhidas sem nenhum critério que pudesse

induzir um resultado específico, entretanto os gráficos de diluição apresentados devem ser

vistos como uma estimativa de diluição, estando ciente que variações podem ocorrer, uma vez

que tal método de análise é empírico e não analítico.

5.2 – AVALIAÇÃO ECONÔMICA DA ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE CABOS.

A avaliação econômica apresentada no Capítulo 4, permitiu quantificar a economia esperada

quando se utiliza cabos duplos como reforço do maciço, entretanto tal economia é mascarada e

não deve ser considerada como fator relevante na escolha do sistema de suporte, uma vez que

o trabalho mostrou que a aplicação de cabos duplos está condicionada a maiores índices de

diluição e a elevação da diluição vão trazer outros custos induzidos não cobertos nesta

avaliação.

Recomenda-se que seja confrontada a economia gerada pelo sistema de cabeamento duplos,

quando o mesmo for utilizado, e a elevação de gastos proporcionada pela elevação da diluição.

Como as curvas obtidas neste trabalho possuem características diferentes, tal situação deve ser

analisada de maneira específica para cada superfície de lavra a ser realizada na mina Pequizão.

5.3 – SUGESTÕES PARA TRABAHOS FUTUROS

Algumas sugestões de trabalhos futuros seguindo a metodologia apresentada nessa dissertação

são apresentadas abaixo:

Estudar o impacto econômico da elevação da diluição em confronto com a economia

gerada pela utilização de diferentes modelos de cabeamento.

124

Estudar a variação da diluição mediante a aplicação de outros modelos de cabos de aço,

com a presença de nut cages, bird cages ou outras especificações como as apresentadas

pela Figura 2.15 deste trabalho.

Acrescentar novas áreas nos gráficos de diluição, permitindo maior confiabilidade do

mesmo e propondo correções caso necessário.

125

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129

ANEXOS

I. ANEXO I - CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS

DUPLOS.

II. ANEXO II – CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM

CABOS SIMPLES.

III. ANEXO III – BANCO DE DADOS DE MAPEAMENTO DE ESTRUTURAS

PERSISTENTES PARA A MINA PEQUIZÃO.

IV. ANEXO IV – BANCO DE DADOS DE ENSAIOS LABORATORIAS PARA

RESISTÊNCIA A COMPRESSÃO UNIAXIAL.

V. ANEXO V – ESTIMATIVAS DE VARIAÇÕES DE FS PARA DIFERENTES

MODELOS DE CABEAMENTO NA MINA PEQUIZÃO.

I-1

I. ANEXO I - CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS DUPLOS.

II-1

II. ANEXO II – CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS SIMPLES.

III-1

III. ANEXO III – BANCO DE DADOS DE MAPEAMENTO DE ESTRUTURAS PERSISTENTES PARA A MINA PEQUIZÃO.

ID Estrutura X Y COTA DIP DIP DIR MINE LOCAL

2873 FA 9440.5 90577.8 171.4 50 245 Pequizão CA 248

2874 SN 9440.8 90572.1 172.0 25 230 Pequizão CA 248

2875 FR 9444.3 90570.3 171.3 73 125 Pequizão CA 248

2876 FA 9443.8 90570.5 172.0 64 213 Pequizão CA 248

2877 ZC 9447.8 90574.3 171.2 35 214 Pequizão CA 248

2878 FR 9457.3 90565.6 171.2 80 56 Pequizão CA 248

2879 FA 9461.3 90562.8 171.2 38 212 Pequizão CA 248

2880 FR 9463.4 90561.7 171.2 75 78 Pequizão CA 248

2881 SN 9465.4 90560.3 171.1 33 210 Pequizão CA 248

2882 FA 9470.3 90559.8 171.0 35 195 Pequizão CA 248

2883 SN 9471.0 90559.5 171.2 25 205 Pequizão CA 248

2884 FR 9473.6 90555.1 171.1 70 104 Pequizão CA 248

2885 FA 9469.3 90551.1 171.1 30 230 Pequizão CA 248

2886 FR 9471.7 90542.6 171.1 68 48 Pequizão CA 248

2887 FA 9475.1 90543.8 171.0 85 98 Pequizão CA 248

2888 FR 9471.7 90540.7 171.1 70 25 Pequizão CA 248

2889 FR 9480.4 90535.9 171.1 62 202 Pequizão CA 248

2890 SN 9476.6 90532.8 170.8 33 216 Pequizão CA 248

2891 FA 9479.0 90528.4 170.8 30 231 Pequizão CA 248

2892 FA 9493.9 90521.7 170.9 34 10 Pequizão CA 248

2893 FA 9494.7 90520.2 170.9 38 11 Pequizão CA 248

2894 FR 9490.2 90513.9 171.5 42 204 Pequizão CA 248

2895 SN 9494.4 90510.9 170.9 30 246 Pequizão CA 248

2896 FR 9497.5 90504.7 170.7 82 160 Pequizão CA 248

2897 SN 9499.0 90500.6 170.6 22 243 Pequizão CA 248

2898 FA 9509.5 90501.0 170.4 35 32 Pequizão CA 248

2899 SN 9512.6 90494.4 170.3 27 235 Pequizão CA 248

2900 FR 9515.8 90490.1 170.3 25 236 Pequizão CA 248

2901 SN 9522.4 90490.9 170.1 34 235 Pequizão CA 248

2902 FR 9524.7 90491.3 170.3 70 269 Pequizão CA 248

2903 ZC 9526.7 90491.8 170.2 20 230 Pequizão CA 248

2904 FR 9533.8 90484.5 170.4 84 212 Pequizão CA 248

2905 ZC 9534.6 90477.1 170.1 25 232 Pequizão CA 248

2906 FR 9538.9 90473.2 170.2 87 25 Pequizão CA 248

2907 FR 9535.8 90468.7 170.1 87 207 Pequizão CA 248

2908 SN 9537.3 90466.2 170.1 28 225 Pequizão CA 248

2909 FR 9537.5 90466.0 170.1 65 102 Pequizão CA 248

2910 FR 9541.1 90470.0 170.0 43 221 Pequizão CA 248

2911 FR 9540.1 90463.5 170.0 74 88 Pequizão CA 248

2912 ZC 9548.0 90463.1 169.8 35 240 Pequizão CA 248

2913 SN 9552.2 90461.8 169.7 25 228 Pequizão CA 248

2914 FR 9370.9 90584.5 146.5 65 82 Pequizão CA 258

2915 SN 9371.7 90584.0 146.5 22 253 Pequizão CA 258

2916 FR 9368.5 90581.6 146.2 72 75 Pequizão CA 258

2917 FR 9371.4 90577.9 146.4 60 70 Pequizão CA 258

2918 FA 9376.8 90581.0 146.5 43 347 Pequizão CA 258

2919 FA 9373.2 90576.7 146.5 58 322 Pequizão CA 258

2920 FR 9376.2 90580.3 146.5 70 78 Pequizão CA 258

III-2

2921 FR 9381.0 90578.1 146.3 67 79 Pequizão CA 258

2922 FA 9384.4 90576.8 146.4 70 80 Pequizão CA 258

2923 SN 9382.0 90570.0 146.3 25 217 Pequizão CA 258

2924 SN 9383.5 90561.3 146.0 19 260 Pequizão CA 258

2925 FR 9383.5 90561.3 146.0 57 54 Pequizão CA 258

2926 FA 9383.0 90549.0 145.4 26 220 Pequizão CA 258

2927 FA 9391.3 90547.4 145.4 67 82 Pequizão CA 258

2928 FR 9393.1 90547.5 145.4 75 70 Pequizão CA 258

2929 SN 9397.5 90548.4 145.4 30 285 Pequizão CA 258

2930 FA 9398.9 90549.7 145.4 48 63 Pequizão CA 258

2931 FA 9402.7 90542.3 145.5 35 80 Pequizão CA 258

2932 FA 9397.3 90532.9 145.7 32 235 Pequizão CA 258

2933 FA 9404.9 90532.8 145.7 77 65 Pequizão CA 258

2934 FA 9399.6 90529.5 145.7 30 233 Pequizão CA 258

2935 FA 9403.7 90528.1 145.6 80 114 Pequizão CA 258

2936 FR 9407.0 90525.9 145.5 58 82 Pequizão CA 258

2937 FA 9392.0 90563.5 145.5 27 255 Pequizão CA 258

2938 ZC 9406.3 90574.3 145.8 45 218 Pequizão CA258

2939 ZC 9411.8 90573.3 145.7 51 210 Pequizão CA258

2940 FR 9404.6 90572.8 145.8 80 83 Pequizão CA258

2941 ZC 9390.2 90586.9 146.6 57 210 Pequizão CA258

2942 ZC 9559.8 90563.1 208.3 50 225 Pequizão CA208

2943 SN 9566.4 90562.4 208.3 25 240 Pequizão CA208

2944 FR 9566.8 90561.4 208.3 45 210 Pequizão CA208

2945 FR 9566.8 90561.4 208.3 75 270 Pequizão CA208

2946 ZC 9589.1 90524.8 208.1 35 240 Pequizão CA208

2947 ZC 9594.2 90522.7 208.0 50 215 Pequizão CA208

2948 FR 9595.6 90513.7 208.1 75 110 Pequizão CA208

2949 FA 9591.4 90509.4 208.2 40 250 Pequizão CA208

2950 FA 9595.3 90511.5 208.1 25 255 Pequizão CA208

2951 ZC 9607.1 90508.6 206.5 40 205 Pequizão CA208

2952 FR 9631.3 90454.3 206.8 70 90 Pequizão CA208

2953 FR 9631.3 90454.3 206.8 80 190 Pequizão CA208

2954 ZC 9615.8 90458.9 207.7 40 210 Pequizão CA208

2955 FR 9684.4 90396.0 206.1 85 75 Pequizão CA208

2956 ZC 9679.6 90402.6 206.1 30 225 Pequizão CA208

2957 FR 9671.3 90415.0 206.2 85 15 Pequizão CA208

2958 SN 9671.3 90415.0 206.2 20 240 Pequizão CA208

2959 ZC 9671.3 90415.0 206.2 40 210 Pequizão CA208

2960 FR 9760.2 90180.8 219.0 70 105 Pequizão RP158

2961 FR 9761.7 90179.4 219.0 25 265 Pequizão RP158

2962 FR 9762.7 90178.3 219.2 75 20 Pequizão RP158

2963 FA 9767.8 90177.9 220.6 50 315 Pequizão RP158

2964 FA 9771.1 90172.3 220.7 60 345 Pequizão RP158

2965 FR 9772.1 90169.9 221.2 75 75 Pequizão RP158

2966 FR 9773.8 90169.0 221.2 65 0 Pequizão RP158

2967 FA 9775.2 90167.0 221.8 30 255 Pequizão RP158

2968 FR 9775.4 90159.9 222.1 60 330 Pequizão RP158

2969 FR 9789.3 90154.2 224.1 60 340 Pequizão RP158

2970 FR 9796.3 90151.2 225.5 40 345 Pequizão RP158

2971 FR 9806.9 90149.6 225.5 45 20 Pequizão RP158

2972 FA 9823.3 90185.1 233.7 30 235 Pequizão RP158

III-3

2973 FR 9808.1 90221.7 239.3 60 340 Pequizão RP158

2974 FR 9806.5 90223.1 239.3 75 55 Pequizão RP158

2975 FR 9804.9 90224.0 239.3 55 335 Pequizão RP158

2976 FR 9796.2 90249.6 243.9 80 60 Pequizão RP158

2977 FR 9791.6 90256.0 244.2 40 325 Pequizão RP158

2978 FA 9791.0 90257.5 244.7 50 355 Pequizão RP158

2979 FR 9779.3 90270.6 246.7 50 320 Pequizão RP158

2980 SN 9779.3 90270.6 246.7 30 230 Pequizão RP158

2981 FR 9779.3 90271.2 246.7 85 60 Pequizão RP158

2982 ZC 9757.8 90243.4 215.6 30 240 Pequizão RP158

2983 SN 9558.8 90442.5 169.9 25 230 Pequizão CA 248

2984 FR 9559.3 90443.7 169.9 87 265 Pequizão CA 248

2985 CT 9566.9 90439.9 169.8 30 245 Pequizão CA 248

2986 FR 9565.8 90434.4 170.0 70 105 Pequizão CA 248

2987 FR 9574.2 90425.1 169.9 61 34 Pequizão CA 248

2988 FR 9575.0 90419.9 169.9 39 224 Pequizão CA 248

2989 SN 9569.7 90415.3 170.1 26 244 Pequizão CA 248

2990 FR 9578.7 90410.7 170.1 64 76 Pequizão CA 248

2991 SN 9573.9 90406.1 170.1 39 244 Pequizão CA 248

2992 SN 9584.5 90391.5 169.3 32 222 Pequizão CA 248

2993 FR 9587.8 90390.2 169.3 73 90 Pequizão CA 248

2994 FR 9590.4 90387.9 169.3 66 102 Pequizão CA 248

2995 FR 9595.6 90389.2 169.5 80 280 Pequizão CA 248

2996 SN 9598.6 90384.6 169.2 35 233 Pequizão CA 248

2997 FA 9600.6 90384.4 169.2 44 218 Pequizão CA 248

2998 FR 9599.8 90377.4 169.3 62 88 Pequizão CA 248

2999 SN 9613.4 90360.3 170.0 27 223 Pequizão CA 248

3000 SN 9616.5 90343.5 170.1 36 227 Pequizão CA 248

3001 SN 9628.8 90332.5 170.3 31 233 Pequizão CA 248

3002 FR 9631.3 90323.8 170.3 65 31 Pequizão CA 248

3003 FA 9628.6 90315.9 170.9 23 237 Pequizão CA 248

3004 FR 9631.7 90311.8 171.2 36 19 Pequizão CA 248

3005 FR 9639.2 90314.9 170.5 42 344 Pequizão CA 248

3006 FR 9643.6 90313.0 170.5 38 329 Pequizão CA 248

3007 FA 9646.1 90309.5 170.5 89 193 Pequizão CA 248

3008 FR 9647.8 90306.0 170.4 38 331 Pequizão CA 248

3009 SN 9652.3 90307.2 170.4 35 196 Pequizão CA 248

3010 FR 9649.8 90304.1 170.4 69 105 Pequizão CA 248

3011 FR 9657.1 90300.8 170.4 76 197 Pequizão CA 248

3012 FA 9535.8 90435.6 169.8 15 225 Pequizão CA 248

3013 ZC 9535.8 90435.6 169.8 20 225 Pequizão CA 248

3014 FR 9552.1 90443.3 169.7 80 340 Pequizão CA 248

3015 FR 9554.6 90443.8 169.7 70 205 Pequizão CA 248

3016 FR 9553.2 90444.2 169.7 85 50 Pequizão CA 248

3017 SN 9552.6 90444.0 169.7 30 230 Pequizão CA 248

3018 FR 9551.7 90454.1 169.7 70 100 Pequizão CA 248

3019 FR 9551.7 90454.1 169.7 70 0 Pequizão CA 248

3020 ZC 9560.0 90455.3 169.7 35 220 Pequizão CA 248

3021 FR 9562.3 90451.5 169.7 85 105 Pequizão CA 248

3022 SN 9562.3 90451.5 169.7 45 215 Pequizão CA 248

3023 FR 9558.4 90446.7 169.7 85 30 Pequizão CA 248

3024 SN 9852.8 90193.9 235.4 28 220 Pequizão INT 01

III-4

3025 ZC 9856.7 90196.4 235.4 34 223 Pequizão INT 01

3026 SN 9857.1 90187.4 234.5 30 220 Pequizão INT 01

3027 ZC 9863.2 90184.3 235.2 30 237 Pequizão INT 01

3028 FR 9869.1 90172.2 235.5 74 85 Pequizão INT 01

3029 ZC 9875.6 90169.0 235.5 37 219 Pequizão INT 01

3030 SN 9874.7 90161.7 235.7 30 222 Pequizão INT 01

3031 ZC 9881.5 90160.8 235.8 38 228 Pequizão INT 01

3032 FR 9880.0 90156.7 235.8 50 170 Pequizão INT 01

3033 FR 9880.8 90155.6 235.7 78 350 Pequizão INT 01

3034 SN 9880.9 90154.2 235.7 20 230 Pequizão INT 01

3035 FR 9884.5 90150.2 236.0 85 340 Pequizão INT 01

3036 SN 9889.7 90150.8 235.8 20 335 Pequizão INT 01

3037 FR 9886.7 90146.7 235.8 78 86 Pequizão INT 01

3038 SN 9893.9 90144.5 235.9 43 185 Pequizão INT 01

3039 SN 9895.8 90134.7 236.2 20 226 Pequizão INT 01

3040 FR 9897.8 90134.0 236.1 65 79 Pequizão INT 01

3041 FR 9903.2 90124.9 236.0 80 272 Pequizão INT 01

3042 FR 9846.2 90196.2 235.2 65 58 Pequizão INT 01

3043 FR 9843.7 90200.0 235.2 80 10 Pequizão INT 01

3044 SN 9843.6 90206.5 235.3 28 242 Pequizão INT 01

3045 FR 9841.3 90217.7 235.4 70 90 Pequizão INT 01

3046 FR 9838.5 90225.1 235.4 65 88 Pequizão INT 01

3047 FR 9837.6 90226.7 235.3 40 312 Pequizão INT 01

3048 FR 9832.9 90231.0 235.4 50 190 Pequizão INT 01

3049 FA 9833.4 90234.4 235.6 28 65 Pequizão INT 01

3050 SN 9832.6 90234.6 235.6 33 225 Pequizão INT 01

3051 FR 9831.0 90238.1 235.5 68 185 Pequizão INT 01

3052 FR 9824.4 90247.8 235.5 47 350 Pequizão INT 01

3053 SN 9822.0 90251.2 235.5 25 245 Pequizão INT 01

3054 FR 9822.0 90251.2 235.5 60 355 Pequizão INT 01

3055 FA 9871.9 90187.7 244.8 78 80 Pequizão INT 02

3056 FA 9872.2 90191.8 244.7 65 85 Pequizão INT 02

3057 SN 9867.4 90192.4 244.8 31 223 Pequizão INT 02

3058 FR 9863.1 90211.8 244.6 79 90 Pequizão INT 02

3059 SN 9861.6 90213.1 244.5 33 227 Pequizão INT 02

3060 FR 9861.8 90215.5 244.6 82 210 Pequizão INT 02

3061 FA 9859.6 90219.3 244.7 63 96 Pequizão INT 02

3062 FR 9859.5 90219.9 244.6 89 322 Pequizão INT 02

3063 ZC 9858.4 90220.8 244.6 28 244 Pequizão INT 02

3064 FA 9857.9 90223.1 244.6 65 202 Pequizão INT 02

3065 FA 9856.2 90226.0 244.5 50 348 Pequizão INT 02

3066 SN 9855.7 90227.0 244.5 25 255 Pequizão INT 02

3067 FA 9851.6 90231.1 244.5 60 338 Pequizão INT 02

3068 FR 9851.4 90231.5 244.5 62 199 Pequizão INT 02

3069 FR 9853.4 90233.8 244.5 70 358 Pequizão INT 02

3070 SN 9847.5 90239.6 244.5 28 243 Pequizão INT 02

3071 FR 9851.6 90241.9 244.5 43 125 Pequizão INT 02

3072 FR 9852.5 90243.6 244.6 55 345 Pequizão INT 02

3073 FR 9847.6 90243.5 244.6 70 240 Pequizão INT 02

3074 FR 9847.0 90248.1 244.6 80 155 Pequizão INT 02

3075 FR 9851.6 90253.9 244.5 78 214 Pequizão INT 02

3076 ZC 9845.0 90256.6 244.4 25 265 Pequizão INT 02

III-5

3077 FR 9849.5 90259.6 244.3 80 85 Pequizão INT 02

3078 SN 9844.4 90258.5 244.3 25 253 Pequizão INT 02

3079 FR 9842.8 90262.1 244.3 72 98 Pequizão INT 02

3080 FR 9833.1 90266.5 244.5 72 85 Pequizão INT 02

3081 FR 9832.2 90266.5 244.5 25 265 Pequizão INT 02

3082 FR 9830.3 90271.0 244.4 64 94 Pequizão INT 02

3083 FR 9833.2 90279.5 244.1 62 85 Pequizão INT 02

3084 FR 9833.0 90280.7 244.1 73 160 Pequizão INT 02

3085 SN 9832.0 90283.7 244.4 18 264 Pequizão INT 02

3086 FR 9834.4 90288.1 244.5 82 56 Pequizão INT 02

3087 CT 9831.7 90292.0 244.9 30 222 Pequizão INT 02

3088 FR 9834.7 90297.1 244.4 50 180 Pequizão INT 02

3089 FR 9826.4 90310.3 244.7 55 88 Pequizão INT 02

3090 ZC 9828.7 90315.3 244.6 45 240 Pequizão INT 02

3091 FR 9819.9 90317.0 245.3 90 20 Pequizão INT 02

3092 FR 9817.6 90321.8 244.5 48 90 Pequizão INT 02

3093 FR 9817.7 90329.5 244.8 75 93 Pequizão INT 02

3094 SN 9808.9 90331.6 244.8 40 220 Pequizão INT 02

3095 FR 9805.3 90338.0 245.1 51 195 Pequizão INT 02

3096 FR 9803.3 90342.1 245.0 84 100 Pequizão INT 02

3097 FR 9799.4 90350.6 244.9 86 55 Pequizão INT 02

3098 SN 9799.2 90357.6 245.1 26 260 Pequizão INT 02

3099 FA 9794.8 90359.2 245.2 89 344 Pequizão INT 02

3100 FR 9795.0 90363.1 245.4 60 292 Pequizão INT 02

3101 FR 9791.1 90370.5 245.4 56 118 Pequizão INT 02

3102 CT 9787.9 90377.1 245.4 34 258 Pequizão INT 02

3103 CT 9785.7 90383.7 245.5 34 233 Pequizão INT 02

3104 ZC 9786.7 90389.7 245.5 28 235 Pequizão INT 02

3105 ZC 9600.1 90474.5 207.4 37 225 Pequizão CA208

3106 SN 9602.1 90471.3 207.3 33 232 Pequizão CA208

3107 ZC 9609.7 90464.2 207.4 30 230 Pequizão CA208

3108 ZC 9615.5 90458.6 207.9 30 215 Pequizão CA208

3109 FR 9627.6 90457.0 206.8 80 217 Pequizão CA208

3110 FA 9628.3 90446.7 206.8 65 217 Pequizão CA208

3111 SN 9632.0 90451.3 206.6 25 250 Pequizão CA208

3112 FR 9635.7 90449.8 206.8 85 70 Pequizão CA208

3113 FA 9635.7 90449.8 206.8 70 250 Pequizão CA208

3114 FR 9639.9 90442.6 206.7 85 35 Pequizão CA208

3115 FA 9649.1 90442.0 206.4 65 275 Pequizão CA208

3116 SN 9646.4 90435.7 206.5 25 245 Pequizão CA208

3117 FR 9647.6 90435.5 206.4 60 205 Pequizão CA208

3118 FR 9654.8 90434.6 206.3 85 338 Pequizão CA208

3119 FR 9654.8 90434.6 206.3 65 213 Pequizão CA208

3120 ZC 9662.0 90425.6 206.3 25 255 Pequizão CA208

3121 FR 9658.3 90421.5 206.3 85 303 Pequizão CA208

3122 FA 9659.3 90421.1 206.3 72 350 Pequizão CA208

3123 SN 9661.6 90424.5 206.3 30 213 Pequizão CA208

3124 FR 9662.5 90423.8 206.3 85 15 Pequizão CA208

3125 FR 9662.2 90422.5 206.3 80 4 Pequizão CA208

3126 FR 9665.2 90419.0 206.3 80 335 Pequizão CA208

3127 FR 9669.7 90414.9 206.1 50 39 Pequizão CA208

3128 FR 9669.8 90410.8 206.1 79 90 Pequizão CA208

III-6

3129 FR 9670.5 90409.1 206.1 80 325 Pequizão CA208

3130 ZC 9673.7 90410.0 206.1 35 212 Pequizão CA208

3131 SN 9673.0 90406.7 206.0 35 216 Pequizão CA208

3132 ZC 9677.1 90407.1 205.9 30 232 Pequizão CA208

3133 FR 9678.3 90405.3 206.0 90 95 Pequizão CA208

3134 SN 9678.8 90399.9 205.9 25 223 Pequizão CA208

3135 FR 9681.3 90398.2 206.1 70 90 Pequizão CA208

3136 FR 9676.3 90394.9 206.1 80 8 Pequizão CA208

3137 FR 9679.2 90390.0 206.0 60 220 Pequizão CA208

3138 SN 9683.4 90381.9 206.2 25 235 Pequizão CA208

3139 FR 9742.4 90288.1 204.7 55 122 Pequizão CA208

3140 SN 9739.7 90289.9 204.7 30 268 Pequizão CA208

3141 FR 9739.2 90292.7 204.8 70 318 Pequizão CA208

3142 FR 9739.5 90295.3 205.0 40 42 Pequizão CA208

3143 FR 9737.3 90295.8 205.0 65 220 Pequizão CA208

3144 SN 9734.8 90304.3 205.0 25 225 Pequizão CA208

3145 FA 9734.9 90306.6 205.1 65 213 Pequizão CA208

3146 ZC 9733.2 90307.3 205.1 30 239 Pequizão CA208

3147 FA 9733.8 90309.5 205.2 55 80 Pequizão CA208

3148 FR 9727.9 90311.2 205.4 70 73 Pequizão CA208

3149 FR 9721.4 90306.5 206.1 85 345 Pequizão CA208

3150 FR 9727.8 90321.4 205.7 75 82 Pequizão CA208

3151 SN 9691.6 90381.6 205.9 30 211 Pequizão CA208

3152 FR 9693.8 90381.0 205.8 42 123 Pequizão CA208

3153 SN 9702.5 90370.8 205.7 20 235 Pequizão CA208

3154 SN 9708.1 90351.3 205.8 23 225 Pequizão CA208

3155 FR 9705.8 90348.2 205.4 65 0 Pequizão CA208

3156 FR 9710.3 90347.0 205.4 72 35 Pequizão CA208

3157 FR 9708.4 90341.4 205.6 37 205 Pequizão CA208

3158 FR 9714.2 90340.0 205.8 83 90 Pequizão CA208

3159 FR 9713.1 90334.7 205.8 68 84 Pequizão CA208

3160 FR 9715.0 90336.0 205.4 72 355 Pequizão CA208

3161 SN 9716.9 90337.5 205.8 25 230 Pequizão CA208

3162 FA 9717.4 90333.8 205.4 68 70 Pequizão CA208

3163 FR 9721.8 90326.9 205.9 79 72 Pequizão CA208

3164 FA 9728.2 90323.2 205.5 70 37 Pequizão CA208

3165 SN 9755.1 90265.6 205.6 35 236 Pequizão CA208

3166 FR 9760.4 90259.6 205.1 65 165 Pequizão CA208

3167 FA 9766.6 90254.3 205.2 30 40 Pequizão CA208

3168 SN 9766.6 90248.6 205.5 22 237 Pequizão CA208

3169 FR 9763.6 90245.0 205.4 62 86 Pequizão CA208

3170 FR 9764.0 90244.3 205.5 86 8 Pequizão CA208

3171 FA 9771.2 90240.8 205.7 42 70 Pequizão CA208

3172 SN 9767.0 90232.7 205.6 26 235 Pequizão CA208

3173 FR 9769.3 90229.0 205.1 80 0 Pequizão CA208

3174 SN 9776.9 90222.3 205.1 30 237 Pequizão CA208

3175 FA 9778.4 90223.4 205.2 20 244 Pequizão CA208

3176 FR 9775.2 90218.6 205.2 64 92 Pequizão CA208

3177 FR 9775.2 90218.6 205.2 77 346 Pequizão CA208

3178 FA 9779.1 90211.3 205.6 66 95 Pequizão CA208

3179 FA 9780.3 90201.5 206.0 77 95 Pequizão CA208

3180 FR 9790.8 90195.8 205.9 68 96 Pequizão CA208

III-7

3181 SN 9786.8 90185.9 205.7 30 235 Pequizão CA208

3182 FR 9788.5 90185.6 205.6 74 352 Pequizão CA208

3183 FA 9789.5 90185.3 205.7 54 50 Pequizão CA208

3184 FR 9791.7 90175.2 205.9 73 81 Pequizão CA208

3185 FA 9794.6 90175.8 205.9 55 66 Pequizão CA208

3186 SN 9796.9 90175.3 205.8 23 357 Pequizão CA208

3187 FR 9796.7 90177.8 205.8 70 72 Pequizão CA208

3188 FA 9796.0 90171.9 205.8 75 257 Pequizão CA208

3189 FR 9808.6 90167.5 206.4 25 350 Pequizão CA208

3190 SN 9808.8 90157.3 206.4 25 240 Pequizão CA208

3191 FR 9813.0 90153.5 206.1 65 3 Pequizão CA208

3192 FR 9818.6 90146.1 206.4 72 80 Pequizão CA208

3193 SN 9819.3 90145.2 206.4 34 237 Pequizão CA208

3194 SN 9807.8 90173.4 206.2 30 245 Pequizão CA208

3195 ZC 9814.2 90174.5 206.3 33 245 Pequizão CA208

3196 FR 9826.8 90170.8 208.6 68 83 Pequizão CA208

3197 SN 9827.9 90171.2 208.8 35 230 Pequizão CA208

3198 FA 9829.4 90171.7 209.3 70 215 Pequizão CA208

3199 FA 9836.5 90172.2 210.7 50 268 Pequizão CA208

3200 ZC 9841.3 90172.1 211.0 32 298 Pequizão CA208

3201 SN 9750.3 90288.5 204.5 25 245 Pequizão CA208

3202 FA 9751.7 90289.6 204.1 40 210 Pequizão CA208

3203 FA 9757.3 90288.1 204.1 28 52 Pequizão CA208

3204 ZC 9752.9 90290.6 204.1 34 223 Pequizão CA208

3205 ZC 9755.4 90292.8 204.1 20 232 Pequizão CA208

3206 ZC 9763.5 90294.8 204.1 25 253 Pequizão CA208

3207 FA 9765.9 90298.9 204.0 37 293 Pequizão CA208

3208 FA 9764.7 90303.6 204.1 53 200 Pequizão CA208

3209 ZC 9767.2 90306.3 204.6 38 252 Pequizão CA208

3431 SN 9590.8 90406.5 177.2 28 224 Pequizão CE 238S

3432 FA 9606.5 90406.9 177.3 25 35 Pequizão CE 238S

3433 FR 9598.8 90397.8 177.6 82 90 Pequizão CE 238S

3434 FA 9608.5 90398.8 178.0 33 300 Pequizão CE 238S

3435 FR 9606.6 90392.2 177.5 62 69 Pequizão CE 238S

3436 FR 9608.5 90391.4 177.3 90 342 Pequizão CE 238S

3437 SN 9614.6 90388.1 177.6 19 243 Pequizão CE 238S

3438 FR 9632.8 90383.2 180.0 90 249 Pequizão CE 238S

3439 FA 9623.7 90375.1 179.1 45 223 Pequizão CE 238S

3440 FA 9624.5 90372.2 178.3 45 226 Pequizão CE 238S

3441 FR 9630.1 90373.0 179.4 69 8 Pequizão CE 238S

3442 FR 9630.9 90358.1 178.0 88 345 Pequizão CE 238S

3443 FR 9641.8 90359.6 184.0 44 10 Pequizão CE 238S

3444 SN 9632.3 90354.4 177.7 24 255 Pequizão CE 238S

3445 FA 9648.0 90352.0 184.0 30 200 Pequizão CE 238S

3446 FA 9656.9 90336.6 184.5 34 206 Pequizão CE 238S

3447 SN 9654.2 90321.0 178.2 26 237 Pequizão CE 238S

3448 FR 9666.4 90324.7 184.5 82 100 Pequizão CE 238S

3449 FR 9657.3 90309.7 178.6 75 103 Pequizão CE 238S

3450 FR 9675.0 90301.6 178.4 88 68 Pequizão CE 238S

3451 FR 9676.1 90300.1 178.6 74 13 Pequizão CE 238S

3452 FA 9676.4 90289.4 178.1 35 245 Pequizão CE 238S

3587 ZC 9810.4 90169.5 206.3 23 260 Pequizão 208S

III-8

3588 ZC 9818.8 90169.6 207.5 28 268 Pequizão 208S

3589 FA 9837.8 90172.5 210.7 50 262 Pequizão 208S

3590 FA 9843.5 90172.5 211.1 62 205 Pequizão 208S

3591 FA 9832.0 90172.0 218.9 70 210 Pequizão 208S

3592 ZC 9854.3 90173.4 213.1 30 224 Pequizão 208S

3593 ZC 9853.9 90178.0 211.9 52 203 Pequizão 208S

3594 ZC 9872.3 90179.6 215.7 30 228 Pequizão 208S

3595 FA 9873.4 90178.8 215.7 65 208 Pequizão 208S

3618 ZC 9351.5 90662.0 172.6 40 215 Pequizão CA 248-N

3619 FR 9353.7 90655.1 172.6 65 90 Pequizão CA 248-N

3620 ZC 9360.1 90656.9 172.6 50 214 Pequizão CA 248-N

3621 FR 9361.1 90651.4 172.5 55 96 Pequizão CA 248-N

3622 FR 9369.8 90647.4 172.6 58 90 Pequizão CA 248-N

3623 ZC 9371.8 90645.9 172.5 42 224 Pequizão CA 248-N

3624 FR 9379.8 90635.2 172.4 85 95 Pequizão CA 248-N

3625 SN 9386.8 90625.8 172.3 25 205 Pequizão CA 248-N

3626 FR 9387.4 90621.3 172.3 80 90 Pequizão CA 248-N

3627 FR 9405.8 90602.0 172.1 65 108 Pequizão CA 248-N

3628 SN 9415.9 90590.7 171.7 35 220 Pequizão CA 248-N

3629 FR 9421.8 90588.8 171.7 85 91 Pequizão CA 248-N

3630 SN 9430.4 90585.2 171.7 55 205 Pequizão CA 248-N

3631 FR 9436.5 90579.5 171.3 70 70 Pequizão CA 248-N

3632 SN 9727.8 90218.4 180.7 20 254 Pequizão CA 238-S

3633 FR 9722.1 90224.9 180.5 80 210 Pequizão CA 238-S

3634 SN 9722.9 90231.0 180.5 35 255 Pequizão CA 238-S

3635 FR 9718.6 90233.1 180.6 65 97 Pequizão CA 238-S

3636 FR 9714.8 90234.1 96.5 35 235 Pequizão CA 238-S

3637 FA 9716.7 90239.9 180.4 65 48 Pequizão CA 238-S

3638 FR 9717.4 90243.0 180.4 60 95 Pequizão CA 238-S

3639 FA 9713.0 90240.8 180.4 80 206 Pequizão CA 238-S

3640 SN 9716.2 90246.1 180.4 25 243 Pequizão CA 238-S

3641 FR 9708.4 90256.9 180.3 82 24 Pequizão CA 238-S

3653 SN 9440.2 90491.7 146.2 30 226 Pequizão 258 G Sul

3654 FR 9435.1 90502.2 146.2 75 332 Pequizão 258 G Sul

3655 FR 9430.2 90509.8 146.3 78 98 Pequizão 258 G Sul

3656 FR 9421.2 90516.1 145.9 40 72 Pequizão 258 G Sul

3657 FR 9419.6 90517.1 145.8 75 102 Pequizão 258 G Sul

3658 SN 9410.1 90521.8 145.9 31 219 Pequizão 258 G Sul

3659 ZC 9360.9 90607.9 147.0 60 232 Pequizão 258 G Norte

3660 FR 9362.6 90609.3 147.0 68 86 Pequizão 258 G Norte

3661 SN 9373.5 90594.9 147.0 35 202 Pequizão 258 G Norte

3662 SN 9374.3 90587.3 146.6 35 232 Pequizão 258 G Norte

3663 ZC 9453.8 90535.8 145.9 58 220 Pequizão 258 C Sul

3664 ZC 9448.3 90540.4 145.9 38 222 Pequizão 258 C Sul

3675 FR 9534.2 90510.9 178.8 80 55 Pequizão 238 N

3676 ZC 9536.6 90507.8 178.8 20 262 Pequizão 238 N

3677 ZC 9541.2 90503.8 178.9 34 213 Pequizão 238 N

3678 FR 9541.4 90498.0 178.5 60 125 Pequizão 238 N

3679 ZC 9547.8 90496.1 178.6 40 227 Pequizão 238 N

3680 FR 9552.7 90482.7 178.3 70 92 Pequizão 238 N

3681 FR 9560.3 90447.3 178.3 85 98 Pequizão 238 N

3682 FR 9565.6 90465.0 178.1 70 83 Pequizão 238 N

III-9

3683 FA 9573.8 90459.7 177.9 32 224 Pequizão 238 N

3684 FR 9568.2 90448.0 177.9 60 117 Pequizão 238 N

3685 ZC 9576.6 90445.8 177.9 36 227 Pequizão 238 N

3686 FR 9576.0 90438.7 177.8 18 60 Pequizão 238 N

3687 FR 9830.9 90356.9 258.9 35 126 Pequizão INT 03

3688 SN 9841.4 90351.6 259.1 30 215 Pequizão INT 03

3689 FR 9844.1 90340.6 258.9 65 100 Pequizão INT 03

3690 FR 9846.6 90313.9 259.2 72 213 Pequizão INT 03

3691 FR 9850.6 90306.8 259.3 72 113 Pequizão INT 03

3692 SN 9853.2 90308.1 259.3 22 234 Pequizão INT 03

3693 FR 9858.9 90307.6 259.3 72 103 Pequizão INT 03

3728 ZC 9719.8 90401.4 222.0 30 248 Pequizão CE158N

3729 FR 9719.2 90394.1 221.3 70 337 Pequizão CE158N

3730 FR 9722.2 90387.4 221.5 85 222 Pequizão CE158N

3731 ZC 9725.7 90386.3 221.9 30 230 Pequizão CE158N

3732 FR 9728.4 90385.9 221.5 60 37 Pequizão CE158N

3733 FR 9736.6 90337.9 222.3 80 195 Pequizão CE158N

3734 FR 9739.0 90369.7 221.0 50 353 Pequizão CE158N

3735 SN 9744.9 90366.8 222.8 30 228 Pequizão CE158N

3736 FA 9750.3 90351.1 225.4 75 334 Pequizão CE158N

3737 SN 9754.7 90348.5 223.8 35 238 Pequizão CE158N

3738 FR 9754.1 90346.7 225.0 80 112 Pequizão CE158N

3739 SN 9769.6 90322.9 221.5 28 234 Pequizão CE158N

3740 FR 9773.4 90297.4 223.6 50 0 Pequizão CE158N

3741 FR 9780.2 90288.3 220.3 75 103 Pequizão CE158N

3756 SN 9713.2 90208.5 171.5 30 244 Pequizão CA 248C S

3757 FR 9704.4 90216.5 171.4 50 305 Pequizão CA 248C S

3758 FR 9703.3 90225.8 171.4 60 340 Pequizão CA 248C S

3759 FA 9708.0 90228.6 171.5 38 96 Pequizão CA 248C S

3760 SN 9700.8 90233.8 171.4 29 277 Pequizão CA 248C S

3761 FR 9700.6 90235.1 171.3 75 168 Pequizão CA 248C S

3762 FR 9700.6 90235.1 171.3 75 350 Pequizão CA 248C S

3763 FR 9703.0 90236.2 171.4 55 90 Pequizão CA 248C S

3764 FR 9690.1 90251.8 171.3 55 162 Pequizão CA 248C S

3765 SN 9682.4 90260.1 171.2 32 257 Pequizão CA 248C S

3766 FR 9683.0 90264.6 171.4 82 350 Pequizão CA 248C S

3767 FR 9673.6 90274.6 170.9 70 205 Pequizão CA 248C S

3768 FR 9668.5 90278.4 171.2 75 340 Pequizão CA 248C S

3769 FA 9666.5 90282.3 170.9 70 105 Pequizão CA 248C S

3770 FA 9667.9 90284.7 170.8 68 2 Pequizão CA 248C S

3771 FR 9657.9 90290.1 171.1 45 348 Pequizão CA 248C S

3772 SN 9654.3 90291.7 171.1 27 230 Pequizão CA 248C S

3773 FR 9656.2 90295.0 170.8 82 342 Pequizão CA 248C S

3774 FR 9635.9 90317.0 170.8 65 195 Pequizão CA 248C S

3924 FA 9667.9 90310.4 198.8 35 215 Pequizão INT 238

3925 FR 9655.0 90373.4 192.7 90 144 Pequizão Var 238

3926 SN 9647.9 90374.2 192.2 21 235 Pequizão Var 238

3927 FA 9643.7 90318.0 192.1 75 205 Pequizão Var 238

3928 SN 9640.3 90397.5 192.7 24 221 Pequizão Var 238

3929 ZC 9949.8 9028.8 280.3 33 225 Pequizão RP 158 03

3930 SN 9945.7 90277.8 279.8 20 225 Pequizão RP 158 03

3941 ZC 9836.8 90421.0 268.3 25 230 Pequizão CA 158 GS

III-10

3942 SN 9836.5 90419.5 268.3 20 235 Pequizão CA 158 GS

3943 FR 9843.7 60416.8 268.3 60 26 Pequizão CA 158 GS

3944 FA 9840.8 90411.0 268.3 60 216 Pequizão CA 158 GS

3945 ZC 9850.1 90399.6 268.3 35 242 Pequizão CA 158 GS

3946 FR 9846.9 90398.8 268.3 45 117 Pequizão CA 158 GS

3947 SN 9851.5 90397.0 268.3 20 224 Pequizão CA 158 GS

3948 FR 9851.6 90392.3 268.3 70 96 Pequizão CA 158 GS

3949 ZC 9859.4 90382.0 268.3 25 264 Pequizão CA 158 GS

3950 FR 10003.9 90145.6 267.0 65 90 Pequizão CA 158 CS

3951 SN 10000.0 90148.1 267.0 20 225 Pequizão CA 158 CS

3952 SN 9994.5 90159.1 266.9 25 205 Pequizão CA 158 CS

3953 FR 9990.1 90158.1 267.0 75 4 Pequizão CA 158 CS

3954 FA 9993.0 90163.0 266.8 75 210 Pequizão CA 158 CS

3955 FR 9988.3 90160.0 267.0 85 248 Pequizão CA 158 CS

3956 FR 9980.0 90169.0 266.8 85 90 Pequizão CA 158 CS

3957 SN 9977.4 90170.5 266.7 25 220 Pequizão CA 158 CS

3958 FA 9969.5 80176.4 266.5 50 165 Pequizão CA 158 CS

3959 FR 9948.7 90199.4 266.3 89 191 Pequizão CA 158 CS

3960 FR 9945.0 90209.0 266.2 90 335 Pequizão CA 158 CS

3961 SN 9938.0 90216.8 266.2 24 241 Pequizão CA 158 CS

3962 FA 9938.2 90223.0 266.4 26 223 Pequizão CA 158 CS

3963 FR 9930.1 90231.4 266.4 90 161 Pequizão CA 158 CS

3964 FR 9916.6 90248.5 265.8 90 141 Pequizão CA 158 CS

3965 SN 9914.7 90249.5 265.8 20 249 Pequizão CA 158 CS

3966 FR 9908.8 90256.4 265.6 90 267 Pequizão CA 158 CS

4150 ZC 9510.4 90478.2 174.5 30 230 Pequizão INT 248 G N-01

4151 FR 9520.7 90479.0 170.4 63 100 Pequizão INT 248 G N-01


4153 SN 9517.2 90470.7 170.3 30 230 Pequizão INT 248 G N-01









4162 SN 9539.7 90448.5 169.9 25 238 Pequizão INT 248 G N-01

4163 ZC 9531.6 90434.8 170.1 32 203 Pequizão INT 248 G N-01

4164 FR 9496.6 90390.2 112.8 30 250 Pequizão INT 278 C

4165 FR 9487.8 90402.4 112.7 20 268 Pequizão INT 278 C

4166 FR 9481.7 90400.2 112.7 68 30 Pequizão INT 278 C

4167 FR 9481.7 90400.2 112.7 68 90 Pequizão INT 278 C

4168 SN 9484.9 90404.2 112.6 28 255 Pequizão INT 278 C

4169 ZC 9481.2 90410.5 114.5 50 240 Pequizão INT 278 C

4170 FR 9482.0 90411.2 112.5 78 85 Pequizão INT 278 C

4171 FR 9476.2 90408.4 112.4 77 357 Pequizão INT 278 C

4172 FR 9477.5 90408.5 112.7 78 97 Pequizão INT 278 C

4173 FR 9475.5 90413.8 112.5 70 86 Pequizão INT 278 C

4174 FA 9472.3 90420.9 112.5 50 22 Pequizão INT 278 C

4175 ZC 9476.7 90423.6 114.5 38 256 Pequizão INT 278 C

4176 FR 9466.9 90429.3 112.2 57 112 Pequizão INT 278 C

III-11

4177 FR 9462.4 90440.5 112.3 45 53 Pequizão INT 278 C

4178 FR 9457.6 90436.8 112.4 53 95 Pequizão INT 278 C

4179 FR 9455.8 90444.2 112.5 58 47 Pequizão INT 278 C

4180 FR 9455.8 90466.2 112.5 42 235 Pequizão INT 278 C

4181 ZC 9459.1 90450.0 114.6 35 265 Pequizão INT 278 C

4182 FR 9452.5 90456.6 112.5 70 80 Pequizão INT 278 C

4183 ZC 9453.2 90464.0 114.8 45 245 Pequizão INT 278 C

4184 FR 9447.1 90465.5 112.7 65 90 Pequizão INT 278 C

4185 FR 9433.9 90481.9 112.8 70 60 Pequizão INT 278 C

4186 FR 9432.5 90489.4 113.2 75 80 Pequizão INT 278 C

4187 SN 9431.7 90494.7 113.1 32 246 Pequizão INT 278 C

4188 FR 9428.7 90500.9 113.1 70 71 Pequizão INT 278 C

4189 FR 9423.0 90505.6 113.4 50 90 Pequizão INT 278 C

4190 FR 9419.3 90517.3 113.5 58 80 Pequizão INT 278 C

4191 FR 9414.3 90517.6 113.5 45 50 Pequizão INT 278 C

4192 ZC 9415.4 90522.0 113.4 39 230 Pequizão INT 278 C

4193 FR 9409.9 90520.0 113.4 65 90 Pequizão INT 278 C

4194 FR 9409.0 90526.2 113.2 65 98 Pequizão INT 278 C

4195 ZC 9407.8 90529.3 113.2 45 240 Pequizão INT 278 C

4196 FR 9241.2 90687.0 132.0 75 75 Pequizão INT 268 G

4197 SN 9247.0 90687.6 132.0 40 228 Pequizão INT 268 G

4198 FR 9246.2 90683.9 132.6 35 55 Pequizão INT 268 G

4199 FR 9254.8 90673.5 132.6 50 222 Pequizão INT 268 G

4200 FR 9262.0 90672.8 132.5 68 78 Pequizão INT 268 G

4201 FR 9270.5 90672.6 132.4 70 90 Pequizão INT 268 G

4202 FR 9271.1 90672.6 132.4 73 89 Pequizão INT 268 G

4203 FR 9272.2 90672.6 132.4 68 90 Pequizão INT 268 G

4204 FR 9276.4 90672.2 132.2 73 91 Pequizão INT 268 G

4205 FR 9278.2 90671.3 132.1 75 89 Pequizão INT 268 G

4206 FR 9282.3 90667.3 131.9 73 88 Pequizão INT 268 G

4207 FR 9283.2 90665.7 131.9 73 88 Pequizão INT 268 G

4208 SN 9286.1 90665.8 131.9 40 230 Pequizão INT 268 G

4209 FR 9284.6 90662.9 132.1 75 89 Pequizão INT 268 G

4210 FR 9288.2 90657.0 132.0 75 75 Pequizão INT 268 G

4211 FR 9290.6 90653.7 132.0 76 76 Pequizão INT 268 G

4212 FR 9293.5 90650.6 132.1 77 80 Pequizão INT 268 G

4213 ZC 9307.2 90645.5 132.9 45 235 Pequizão INT 268 G

4214 ZC 9314.3 90643.3 132.9 21 220 Pequizão INT 268 G

4215 ZC 9321.9 90630.2 131.6 38 215 Pequizão INT 268 G

4216 FR 9323.2 90632.4 131.7 70 70 Pequizão INT 268 G

4217 SN 9324.1 90632.1 131.7 30 210 Pequizão INT 268 G

4218 FR 9326.3 90617.3 131.8 73 73 Pequizão INT 268 G

4219 FR 9327.6 90602.5 132.0 53 325 Pequizão INT 268 G

4220 FR 9326.3 90601.6 132.0 17 230 Pequizão INT 268 G

4221 FR 9332.4 90603.4 132.0 60 75 Pequizão INT 268 G

4222 FR 9334.4 90594.2 132.4 80 80 Pequizão INT 268 G

4223 SN 9335.5 90592.7 132.4 20 214 Pequizão INT 268 G

4224 FR 9339.2 90589.9 132.4 66 65 Pequizão INT 268 G

4225 FR 9353.4 90581.5 132.3 70 85 Pequizão INT 268 G

4226 SN 9351.3 90576.1 132.3 20 268 Pequizão INT 268 G

4270 FR 10000.5 90179.6 273.8 10 230 Pequizão INT148

4271 FA 9995.2 90179.7 274.0 30 245 Pequizão INT148

III-12

4272 SN 9996.6 90183.7 273.9 25 228 Pequizão INT148

4273 FR 9988.0 90186.0 273.9 72 355 Pequizão INT148

4274 FR 9986.8 90187.8 273.8 78 255 Pequizão INT148

4275 FR 9986.4 90188.5 273.8 80 75 Pequizão INT148

4276 SN 9987.9 90192.2 273.8 28 228 Pequizão INT148

4277 FR 9980.7 90197.2 274.0 80 54 Pequizão INT148

4278 FR 9968.8 90201.1 273.3 85 155 Pequizão INT148

4279 FR 9965.7 90205.9 273.7 90 145 Pequizão INT148

4280 FR 9963.8 90214.0 273.6 85 220 Pequizão INT148

4281 FR 9956.7 90228.5 273.4 85 160 Pequizão INT148

4282 SN 9953.5 90235.2 273.4 30 255 Pequizão INT148

4283 FR 9948.2 90242.4 273.2 80 92 Pequizão INT148

4284 SN 9940.2 90249.4 273.3 25 250 Pequizão INT148

4285 FR 9941.7 90256.3 272.6 70 105 Pequizão INT148

4286 SN 9941.1 90263.3 272.8 50 222 Pequizão INT148

4287 FA 9935.7 90262.9 272.8 40 225 Pequizão INT148

4288 FR 9878.3 90387.5 275.1 75 197 Pequizão INT158 G

4289 FR 9876.3 90391.0 275.1 78 275 Pequizão INT158 G

4290 ZC 9874.7 90396.7 275.1 35 260 Pequizão INT158 G

4291 FR 9871.6 90399.9 275.1 80 113 Pequizão INT158 G

4292 ZC 9867.6 90408.0 275.1 15 243 Pequizão INT158 G

4293 SN 9860.3 90410.6 274.9 40 252 Pequizão INT158 G

4294 FR 9862.1 90420.2 274.9 75 100 Pequizão INT158 G

4295 ZC 9855.3 90429.5 274.5 15 238 Pequizão INT158 G

4296 ZC 9849.9 90437.5 274.6 35 208 Pequizão INT158 G

4297 FR 9839.9 90446.6 274.5 28 245 Pequizão INT158 G

4298 FR 9838.0 90447.4 274.2 75 268 Pequizão INT158 G

4299 FR 9834.0 90452.6 274.3 60 195 Pequizão INT158 G

4300 FR 9832.8 90462.3 274.6 80 90 Pequizão INT158 G

4301 ZC 9833.3 90473.1 274.1 25 260 Pequizão INT158 G

4302 FR 9830.3 90495.3 276.5 40 217 Pequizão INT158 G

4352 FR 9361.6 90577.8 132.5 75 91 Pequizão INT 268 C (N)




4356 ZC 9375.6 90585.1 132.3 25 261 Pequizão INT 268 C (N)

















III-13

4373 ZC 10045.8 90066.0 268.1 12 267 Pequizão INT 158-03

4374 FR 10046.5 90070.2 268.0 72 168 Pequizão INT 158-03

4375 FR 10045.8 90070.5 268.0 45 230 Pequizão INT 158-03

4376 ZC 10040.4 90068.9 268.1 20 287 Pequizão INT 158-03

4377 FR 10039.4 90081.9 267.7 58 302 Pequizão INT 158-03

4378 ZC 10037.2 90084.1 267.6 15 278 Pequizão INT 158-03

4379 FR 10035.2 90087.1 267.5 54 218 Pequizão INT 158-03

4380 ZC 10033.7 90101.0 267.5 20 270 Pequizão INT 158-03

4381 ZC 10028.5 90101.4 267.5 22 287 Pequizão INT 158-03

4382 FR 10034.8 90104.3 267.5 60 190 Pequizão INT 158-03

4383 ZC 10024.4 90116.3 267.4 10 230 Pequizão INT 158-03

4384 FR 10022.5 90125.0 267.3 72 261 Pequizão INT 158-03

4385 FR 10020.3 90127.3 267.8 60 190 Pequizão INT 158-03

4386 FR 10022.7 90131.2 267.2 62 190 Pequizão INT 158-03

4387 ZC 10019.0 90138.6 267.3 15 235 Pequizão INT 158-03

4388 FR 9441.1 90522.5 131.3 34 65 Pequizão INT 268 C (S)

4389 SN 9445.0 90503.4 131.4 35 225 Pequizão INT 268 C (S)

4390 ZC 9452.1 90494.9 131.4 40 231 Pequizão INT 268 C (S)


4392 SN 9464.2 90479.8 131.6 40 220 Pequizão INT 268 C (S)







4476 ZC 9822.0 90452.2 268.3 35 255 Pequizão CA 158 G (N)

4477 FR 9816.0 90457.4 268.5 60 220 Pequizão CA 158 G (N)

4478 ZC 9812.7 90458.9 268.4 25 242 Pequizão CA 158 G (N)

4479 ZC 9813.7 90464.2 268.2 20 246 Pequizão CA 158 G (N)

4480 ZC 9804.3 90468.1 268.2 32 190 Pequizão CA 158 G (N)

4481 FR 9801.1 90465.8 268.1 62 215 Pequizão CA 158 G (N)

4482 FR 9798.7 90466.9 268.2 55 238 Pequizão CA 158 G (N)

4483 FR 9795.8 90467.6 268.2 38 274 Pequizão CA 158 G (N)

4484 FR 9790.2 90473.4 268.4 60 212 Pequizão CA 158 G (N)

4485 FR 9788.5 90486.0 266.3 45 208 Pequizão CA 158 G (N)

4486 FR 9789.6 90490.8 268.7 65 336 Pequizão CA 158 G (N)

4487 FR 9789.2 90492.8 268.3 50 197 Pequizão CA 158 G (N)

4488 ZC 9789.1 90501.6 268.8 25 340 Pequizão CA 158 G (N)

4489 ZC 9787.3 90505.7 268.8 25 257 Pequizão CA 158 G (N)

4490 FR 9786.8 90507.7 268.7 70 314 Pequizão CA 158 G (N)












III-14










4511 FR 9284.6 90633.2 114.1 42 115 Pequizão INT 278 G (N)





4516 ZC 9265.1 90656.1 113.8 40 218 Pequizão INT 278 G (N)











4563 ZC 9599.0 90477.4 193.9 15 55 Pequizão INT 228

4564 FR 9592.4 90479.3 193.8 90 345 Pequizão INT 228

4565 FR 9587.5 90483.4 193.5 55 137 Pequizão INT 228

4566 FR 9581.8 90485.9 193.5 65 217 Pequizão INT 228

4567 ZC 9582.6 90500.0 193.7 14 7 Pequizão INT 228

4568 FR 9578.8 90505.7 193.6 75 117 Pequizão INT 228

4569 SN 9571.3 90509.7 193.5 32 237 Pequizão INT 228

4570 FR 9566.0 90515.8 193.2 48 306 Pequizão INT 228

4571 FR 9562.6 90519.8 193.1 50 240 Pequizão INT 228

4761 ZC 9421.6 90468.7 94.9 42 224 Pequizão INT 288 C Sul

4762 FR 9423.8 90468.3 94.9 51 90 Pequizão INT 288 C Sul

4763 SN 9423.3 90459.1 95.3 30 240 Pequizão INT 288 C Sul
















III-15














4792 ZC 9315.1 90588.3 96.1 56 200 Pequizão INT 288 C Norte

4793 FR 9314.1 90584.4 96.0 72 85 Pequizão INT 288 C Norte








4801 SN 9362.9 90548.6 95.7 35 235 Pequizão INT 288 C Norte






























III-16















4913 FA 9310.5 90582.6 86.4 45 262 Pequizão INT 308 C Norte





4956 SN 9288.3 90598.4 86.4 38 230 Pequizão CA 308 C Norte

4957 FR 9285.1 90598.5 86.4 32 62 Pequizão CA 308 C Norte



4960 FA 9295.8 90584.1 86.4 38 112 Pequizão CA 308 C Norte




4964 ZC 9346.3 90557.3 85.4 45 219 Pequizão CA 308 C Norte







4971 FA 9352.3 90542.2 85.3 70 80 Pequizão CA 308 C Norte


















III-17
















5044 FA 9925.4 90183.7 257.7 82 220 Pequizão INT 158 C Sul


5046 FA 9910.4 90216.4 257.7 82 220 Pequizão INT 158 C Sul









IV-1

IV. ANEXO IV – BANCO DE DADOS DE ENSAIOS LABORATORIAS PARA RESISTÊNCIA A COMPRESSÃO UNIAXIAL.

Coeficiente de

Poisson

Modulo de

deformabilidade - E -

(GPA)

Resistência UCS

(MPA)Data Litologia

0.230 48.92 274.22 dez/10 CBCX

0.213 38.32 162.17 dez/10 CBCX

0.301 32.42 159.69 dez/10 CBCX

0.245 70.45 249.54 dez/10 CBCX

0.299 76.22 278.64 dez/10 CBCX

0.267 53.98 97.28 dez/10 GXN

0.098 44.89 152.77 dez/10 GXN

0.254 57.13 77.97 dez/10 GXN

0.176 67.01 87.49 dez/10 GXN

0.251 55.64 75.35 dez/10 GXN

0.141 38.73 109.177 mar/12 GXN

0.142 47.57 98.892 mar/12 GXN

0.160 34.04 99.572 mar/12 GXN

0.201 35.53 102.225 mar/12 GXN

0.194 57.22 164.068 mar/12 MTG

0.162 56.92 138.498 mar/12 MTG

0.207 44.92 70.36 mar/12 MVA

0.299 51.38 120.07 mar/12 MVA

0.239 44.18 115.68 mar/12 MVA

0.188 69.2 219.51 mar/12 MVA

0.310 45.3 150.2 set/13 DOL

0.220 38.4 135.5 set/13 DOL

0.370 38.8 94.9 set/13 DOL

0.110 35.9 185.1 set/13 DOL

0.060 36.9 170.2 set/13 DOL

0.260 50.9 179.4 set/13 DOL

0.210 41.9 163.7 set/13 DOL

0.230 41.2 141.2 set/13 DOL

32.2 48.8 set/13 DOL

Resistência a compressão Uniaxial - Mina Pequizão

V-1

V. ANEXO V – ESTIMATIVAS DE VARIAÇÕES DE FS PARA DIFERENTES MODELOS DE CABEAMENTO NA MINA PEQUIZÃO.

FS Cabos Simples FS Cabos Duplos 1,5x1,5m ΔFS Δ%FS FS Cabos Duplos 1,5x1,8m ΔFS Δ%FS FS Cabos Duplos 1,5x2,0m ΔFS Δ%FS

1 158-02_Corte3 1.686 1.732 0.046 2.7 1.654 -0.0320 -1.898 1.525 -0.261 -9.55

2 158-02_Corte4 1.229 1.255 0.026 2.1 1.227 -0.0020 -0.163 1.258 0.029 2.36

3 158-02_Corte6 1.711 1.855 0.144 8.4 1.716 0.0050 0.292 1.579 -0.132 -7.71

4 208S_Sec01 0.829 0.944 0.115 13.9 0.823 -0.0060 -0.724 0.795 -0.034 -4.10

5 238 2.005 2.428 0.423 21.1 2.084 0.0790 3.940 1.936 -0.069 -3.44

6 238S_Desc_sec2 0.394 0.395 0.001 0.3 0.390 -0.0040 -1.015 0.361 -0.033 -8.38

7 248 C Sul 1.304 1.314 0.010 0.8 1.294 -0.0100 -0.767 1.286 -0.018 -1.38

8 258_CS1_Sul 4.596 4.516 0.000 0.0 4.516 0.0000 0.000 4.296 -0.300 -6.53

9 268_BL04_sec1 (1) 0.781 1.053 0.272 34.8 0.807 0.0260 3.329 0.780 -0.001 -0.13

10 268_BL04_sec1 (2) 1.786 1.936 0.150 8.4 1.798 0.0120 0.672 1.605 -0.181 -9.74

11 278_BL05_rev_sec1 (1) 23.152 23.152 0.000 0.0 23.090 -0.0620 -0.268 23.090 -0.062 -0.27

12 278_BL05_rev_sec1 (2) 0.781 1.053 0.272 34.8 0.791 0.0100 1.280 0.817 0.036 4.61

13 278_BL05_rev_sec1 (3) 1.786 1.936 0.150 8.4 1.788 0.0020 0.112 1.705 -0.081 -4.54

14 278_BL05_sec1 0.781 1.053 0.272 34.8 0.804 0.0230 2.945 0.807 0.026 3.33

15 278_BL05_sec2 1.786 1.936 0.150 8.4 1.825 -0.0210 2.184 1.805 0.019 1.06

16 278-258 G Sul_Sec3 2.675 2.675 0.000 0.0 2.675 0.0000 0.000 2.675 0.000 0.00

17 288 16.825 16.896 0.071 0.4 16.859 0.0340 0.202 16.845 0.020 0.12

18 des_248 4.129 4.129 0.000 0.0 4.056 -0.0730 -1.768 3.894 -0.235 -5.69

19 INT158_Asc 1.992 1.992 0.000 0.0 1.950 -0.0420 -2.108 1.935 -0.057 -2.86

20 INT248_G 2.047 2.178 0.131 6.4 2.026 -0.0210 -1.026 1.990 -0.057 -2.78

21 INT278CSul_1 5.797 5.797 0.000 0.0 5.797 0.0000 0.000 5.797 0.000 0.00

22 Painel 278@258 G Sul_BL02 0.105 0.105 0.000 0.0 0.104 -0.0010 -0.952 0.104 -0.001 -0.95

23 SL 278 C N 1.352 1.354 0.002 0.1 1.343 -0.0090 -0.666 1.337 -0.015 -1.11

24 SL158_Sec (1) 1.550 1.550 0.000 0.0 1.550 0.0000 0.000 1.440 -0.110 -7.10

25 SL158_Sec (2) 1.777 1.777 0.000 0.0 1.745 -0.0320 -1.801 1.647 -0.130 -7.32

26 VAR238 1.515 1.575 0.060 4.0 1.543 0.0280 1.848 1.489 -0.026 -1.72

RealcePequizão

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