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Uma comparativa entre duas metodologias para determinação da diluição operacional em realces: a de mathews et al. (1981) e a de potvin (1988). O texto discute as diferenças na abordagem de cada método, os resultados obtidos e as implicações para a estabilidade dos realces. Além disso, são apresentados os procedimentos utilizados para determinação do raio hidráulico, cálculo da diluição total e individualização da diluição operacional para cada superfície do realce.
Tipologia: Notas de aula
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Curso de Pós-Graduação em Engenharia Metalúrgica e de Minas
Autor: Michel Melo Oliveira Orientador: Professor José Ildefonso Gusmão Dutra
Fevereiro de 2012
Curso de Pós-Graduação em Engenharia Metalúrgica e de Minas
Michel Melo Oliveira
Dissertação de Mestrado apresentada ao Curso de Pós-Graduação em Engenharia Metalúrgica e de Minas da Universidade Federal de Minas Gerais
Área de concentração: Tecnologia Mineral Orientador: Prof. José Ildefonso Gusmão Dutra
Belo Horizonte Escola de Engenharia da UFMG 2012
“ Dê-me, Senhor, agudeza para entender, capacidade para reter, método e faculdade para aprender, sutileza para interpretar, graça e abundância para falar. Dê-me, Senhor, acerto ao começar, direção ao progredir e perfeição ao concluir .” (São Tomás de Aquino, 1225 – 1274 )
“ Muda que quando a gente muda o mundo muda com a gente, a gente muda o mundo na mudança da mente, e quando a mente muda a gente anda pra frente, e quando a gente manda, ninguém manda na gente! Na mudança de atitude não há mal que não se mude nem doença sem cura, na mudança de postura a gente fica mais seguro, na mudança do presente a gente molda o futuro!” (Gabriel Contino “O Pensador”)
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A Deus por me proporcionar a maior dádiva, a vida.
A toda minha família, pelo apoio e incentivo incondicional, fazer parte dessa família me trás alegrias e essa, com certeza, é uma delas.
A Mariana, pela paciência, incentivo e principalmente por me amar e me fazer feliz todos os dias da minha vida.
Ao orientador, professor e amigo José Ildefonso Gusmão Dutra, por me incentivar e aconselhar no decorrer dos trabalhos.
Ao professor e amigo Cláudio Lúcio Lopes Pinto, pela dedicação e suporte durante toda a pesquisa. Sua ajuda foi primordial, e serei eternamente grato.
Ao professor e amigo Roberto Galery, por me apoiar ao entrar no curso.
A todos meus amigos sem exceção, o fruto desse trabalho tem vocês como uma das bases.
Ao aluno Felipe Ribeiro, pela ajuda expontânea e extrema competência.
Ao departamento de engenharia de minas da UFMG por me ajudarem em tudo que eu precisei.
Aos geólogos Diogo Brandani e Leonnardo Simões, pela ajuda e suporte na pesquisa.
Aos engenheiros de minas, Cristóvão Teófilo e Luiz Felipe Castro e ao geólogo André Luís dos Santos pelo apoio e suporte na pesquisa.
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Os métodos empíricos devem ser aplicados somente em situações onde as características se assemelham àquelas utilizadas em seu banco de dados. As metodologias do gráfico de estabilidade de Mathews et al.(1981) e Potvin (1988) tem como objetivo o dimensionamento empírico de realces abertos. Estudos de casos de minas no Canadá e Austrália foram utilizados para as duas proposições. Não há evidências de que essas metodologias retratem as características geomecânicas presentes nas minas brasileiras.
O objetivo principal do presente trabalho foi buscar evidências que corroboram para a utilização dos métodos propostos para o contexto geomecânico brasileiro. A metodologia consistiu em coletar dados de empresas que utilizam o método de lavra sublevel stoping, calcular a diluição operacional para cada face do realce analisado, assim como, o raio hidráulico e o número de estabilidade. Modelagens computacionais foram realizadas para obter o fator A referente ao campo de tensões do número de estabilidade. Foi aplicada a metodologia do gráfico de estabilidade propostos por Mathews et.al (1981), Potvin (1988) e Mawdesley et al.(2001) e comparou-se os resultados obtidos com os limites de estabilidade propostos por cada autor.
A análise de 65 superfícies ( hangingwall, footwall, stope end, stope begin e teto) de 17 realces foram utilizados no estudo. Geralmente o hangingwall e o teto são mais instáveis e por isso são analisados com maior preocupação. Com isso, as medidas das variáveis necessárias para o estudo podem apresentar um viés dependendo da superfície do realce analisada. Todas as análises foram realizadas tanto para todas as superfícies quanto somente para o hanginwall e o teto, com maior ênfase para o último caso.
O banco de dados limitado não permite concluir que as minas em estudo estão em concordância com as metodologias estudadas, como também não permite propor limites de estabilidades para o ambiente geomecânico local. Um número maior de estudos de caso nessa área deve ser utilizado para comprovar a eficácia do método nas minas brasileiras.
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LISTA DE TABELAS
Tabela III.1 – Classes do RQD (HOEK 1998)........................................................................... 12 Tabela III.2 – Estimação do tamanho de blocos pelo Jv (HOEK et al.1998)............................... Tabela III.3 – Quantificação do parâmetro Jn (Aguiar, 2002)..................................................... Tabela III.4 – Quantificação do parâmetro Jr (Aguiar, 2002)...................................................... Tabela III.5 – Quantificação do parâmetro Ja (Aguiar, 2002)................................................... Tabela III.6 – Quantificação do parâmetro Jw (Aguiar, 2002).................................................... Tabela III.7 – Quantificação do parâmetro SRF (Aguiar, 2002)................................................. 18 Tabela III.8 Quantificação do SRF para rochas competentes e com problemas de tensões (Aguiar, 2002).............................................................................................................................. Tabela III.9 – Classes de maciços rochosos pelo valor de Q (Barton el al. 1974)....................... Tabela III.10 – Valores da relação de suporte de escavação (Bieniaswki 1989)......................... Tabela III.11 Correlação aproximada entre Vp e Q Singh e Goel (1999).................................. Tabela III.12 – Sistema de classificação ponderada de Bieniaswki – Parâmetros de classificação e seus pesos. Bieniaswki (1989).................................................................................................. 25 Tabela III.13 – Sistema de classificação ponderada de Bieniaswki – Fatores de ajustes para orientação das descontinuidades. Bieniaswki (1989)................................................................... Tabela III.14 – Sistema de classificação ponderada de Bieniaswki – qualidade do maciço rochoso pelo valor do RMR. Bieniaswki (1989).......................................................................... Tabela III.15 – Sistema de classificação ponderada de Bieniaswki – Parâmetros relativos às classes dos maciços rochosos. Bieniaswki (1989)....................................................................... Tabela III.16 – Principais pesquisas desenvolvidas ao longo do tempo adaptada de Suorinemi (2010) ............................................................................................................ Tabela V.1 – Diferença entre o volume do realce calculado pelo modelo de blocos e o sólido tridimensional l........................................................................................................ Tabela V.2 – Diferença de volume entre o modelo de blocos e o sólido tridimensional por realce. ........................................................................................................................................... Tabela V.3- Diferença do volume entre a diluição operacional global (D.O.G) e a diluição operacional individualizada por face do realce............................................................................ Tabela V.4 – Influência da diferença de volume causada pelo erro na estimação da diluição operacional individualizada na diluição por superfície do realce, realce 2..................................
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Tabela V.5 – Influência da diferença de volume causada pelo erro na estimação da diluição operacional individualizada na diluição por superfície do realce, realce 4. ................................ Tabela V.6 – Influência da diferença de volume causada pelo erro na estimação da diluição operacional individualizada na diluição por superfície do realce, realce9................................... Tabela V.7 – Influência da diferença de volume causada pelo erro na estimação da diluição operacional individualizada na diluição por superfície do realce, realce10................................. Tabela V.8 – Influência da diferença de volume causada pelo erro na estimação da diluição operacional individualizada na diluição por superfície do realce, realce10. Utilizando média ponderada..................................................................................................................................... Tabela V.9 – Valores fornecidos para cada parâmetro da classificação do maciço rochoso......................................................................................................................................... Tabela V.10 – Resistência à compressão uniaxial por domínio................................................... Tabela V.11 – Resistência a compressão uniaxial (R.C.U), tensões máximas por superfície do realce e razão entre R.C.U e tensões máximas ............................................................................ Tabela V.12 – Atitude das descontinuidades mais críticas.......................................................... Tabela V.13 Fatores B calculados para cada superfície do realce .............................................. Tabela V.14 Fator C calculado para cada superfície dos realces................................................. Tabela V.15 – Números de estabilidade segundo Mathews et al.(1981) e Potvin (1988).......................................................................................................................................... Tabela V.16- Diluição operacional calculada por face do realce................................................ Tabela V.17 – Raio Hidráulico por superfície do realce............................................................
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Figura 4.5 – Diluição Total definida pela diferença entre os modelos de blocos do realce escavado e do realce planejado. Os blocos em azul são a diluição total e o sólido verde o realce planejado....................................................................................................................................... Figura 4.6 – Desenho esquemático da setorização da seção transversal do realce para o cálculo da diluição operacional por superfície do realce.......................................................................... Figura 4.7- Individualização do realce em linhas que representam cada superfície do realce em uma seção transversal................................................................................................................... Figura 4.8- Janela do programa Phase2 com exemplo das propriedades utilizadas .................... Figura 4.9 - Estado de tensões ao redor das escavação calculado pelo Phase2........................... Figura 5.1 – Modelo computacional utilizando condições de contorno essenciais...................... Figura 5.2 – Modelo computacional utilizando condições de contorno naturais......................... Figura 5.3 – Regiões de análise de tensão para o cálculo do fator A........................................... Figura 5.4 – Regiões utilizadas para análise de tensão para o cálculo do fator A........................ Figura 5.5 - Ferramenta Measure Angle do software Dips utilizado para calcular a diferença relativa entre a atitude da descontinuidade mais crítica e a atitude da superfície do realce......... Figura 5.6 – Comparação entre os fatores B propostos por Mathews et al.(1981) e Potvin (1988)........................................................................................................................................... Figura 5.7 - – Comparação entre os fatores C propostos por Mathews et al.(1981) e Potvin (1988)......................................................................................................................................... Figura 5.8 – Dispersão XY entre o número de estabilidade de Potvin e de Mathews para os hangingwall................................................................................................................................ Figura 5.9 – Gráfico de Estabilidade com números de estabilidades calculados de Mathews et al.(1981) e Potvin (1988) com limites de estabilidade proposto por Potvin (1988)................... Figura 5.10 – Gráfico de Estabilidade com números de estabilidades calculados de Mathews et al.(1981) e Potvin (1988) com limites de estabilidade proposto por Mathews (1981).............. Figura 5.11– Gráfico de estabilidade com limites de estabilidade propostos por Mathews et al.(1981)...................................................................................................................................... Figura 5.12– Gráfico de estabilidade com limites de estabilidade propostos por Potvin(1988)............................................................................................................................... Figura 5.13 – Gráfico de Estabilidade com limites de estabilidade propostos por Mathews et al.(1981) somente hangingwall e Teto....................................................................................... Figura 5.14– Gráfico de Estabilidade com limites de estabilidade propostos por Potvin(1988) somente hangingwall e teto........................................................................................................ Figura 5.15 – Gráfico de estabilidade estendido com os estudos de casos das minas brasileiras...................................................................................................................................
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Figura 5.16 - Gráfico de estabilidade estendido com apenas estudos de caso do hangingwall e teto.............................................................................................................................................. Figura 5.17 - Gráfico de estabilidade estendido linhas de isoprobabilidade de estabilidade, somente hangingwall e o teto..................................................................................................... Figura 5.18 - Gráfico de estabilidade estendido linhas de isoprobabilidade de instabilidade, somente hangingwall e o teto..................................................................................................... Figura 5.19 – Gráfico de Estabilidade com intervalo de estabilidade de 0 a 10% de diluição operacional para ser considerado estável................................................................................... Figura 5.20 – Gráfico de Estabilidade com intervalo de estabilidade de 0 a 15% de diluição operacional para ser considerado estável...................................................................................
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O SubLevel Stoping é o método de lavra subterrânea mais utilizado na América do Sul. Este fato salienta a importância das pesquisas relacionadas a esse método como o objetivo de adequá-lo às situações específicas de nossas mineralizações, principalmente definindo geometrias ideais para as escavações, otimizando processos e reduzindo custos de produção.
Uma grande desvantagem desse método é o alto custo de desenvolvimento relativo à escavação dos subníveis e dos pontos de carregamento. Logo, quanto maior o realce maior é o retorno financeiro, pois se recupera uma maior quantidade de minério com um desenvolvimento relativamente menor.
A questão a ser respondida então, é o quão grande pode ser um realce sem que estas dimensões afetem sua estabilidade considerando-se aqui todas as restrições operacionais como, por exemplo, profundidade máxima de perfuração.
A metodologia empírica proposta por Mathews et al. (1981), que se baseia em experiências de várias minas que utilizam o método de lavra em questão, denominada de Método do Gráfico de Estabilidade, tem sido utilizada, principalmente, em outros locais como na Austrália e na América do Norte. O método nasceu de estudos de 35 casos em três minas encontradas no Canadá e Austrália. Consiste de um gráfico relacionando o número de estabilidade (N) com o raio hidráulico da escavação (R.H). Mesmo com um número reduzido de estudos de casos o resultado apresentado foi de grande interesse. Os autores obtiveram um gráfico com três importantes zonas: estável, potencialmente instável e totalmente instável. Entretanto, a interface entre as zonas eram demasiadamente largas o que sugere duvidas em um grande número de realces situados nessas interfaces.
Com o passar do tempo e com o aumento dos números de casos estudados, alcançando 175 casos em 34 minas, surgiu o Método do Gráfico de Estabilidade Modificado proposto por Potvin (1988). O método propõe um número de estabilidade (N’) que leva em consideração fatores como tensões induzidas pela escavação, atitude das descontinuidades e instabilidade como queda ou deslizamento de blocos. No resultado
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final pode se observar que as interfaces entre as zonas encontradas por Mathews foram consideravelmente estreitadas.
O método é de fácil utilização e pode ser aplicado em vários momentos do empreendimento mineiro. Porém o sucesso da utilização dessa metodologia para o projeto de realces é largamente dependente das particularidades geomecânicas de cada maciço rochoso.
O método proposto por Potvin, assim como todos os métodos empíricos, tem sua aplicação limitada a casos onde há semelhança entre as características da região onde o método será utilizado e as características do estudo original. Como o estudo usou dados de minas localizadas no Canadá e na Austrália, não há evidencias de que o método possa ser aplicado como proposto na América do Sul e, particularmente, no Brasil. Essa metodologia não considera detalhadamente os efeitos do desmonte por explosivos na qualidade das rochas envolvidas no processo, ou seja, a utilização de explosivos induziria mudanças no índice de qualidade da rocha usado na obtenção dos números de estabilidade (N) e (N’), alterando todo o resultado da análise.
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Capítulo 3 – Revisão da Bibliografia
A estabilidade de escavações subterrâneas depende de diversos fatores como o método de lavra utilizado, as características dos maciços rochosos, o efeito do desmonte no maciço remanescente e em seu entorno, etc. A literatura discorre sobre esses fatores, e, também sobre a evolução desde a concepção até os dias atuais do Método de Gráfico de Estabilidade proposto por Mathews et al. (1981).
3.1 – O Método de lavra SubLevel Stoping
Após a exploração mineral de avaliar os recursos medido, indicado e inferido, e mapear a forma e posição no espaço dos maciços rochosos deve-se então, para efeito do estudo de viabilidade econômica da lavra, escolher o método de lavra mais provável para extração mineral. Essa escolha pode mudar com o avanço do projeto devido a novas delineações geológicas a partir do aumento do número de amostras obtidas e pela mudança das técnicas e tecnologias disponíveis.
Cada método de lavra é aplicado a uma faixa estreita de características do depósito mineral, principalmente sua disposição espacial, o comportamento mecânico do próprio corpo mineral e de suas encaixantes e do campo de tensões a que está submetido além das legislações mineral e ambiental vigentes, das características topográficas e das comunidades locais. Esta escolha influencia diretamente a recuperação do bem mineral, e, claro, o resultado financeiro do empreendimento mineral.
Com a contínua redução da disponibilidade dos corpos minerais próximos à superfície, o futuro da mineração deve considerar corpos minerais mais profundos, explotados a partir de métodos de lavra subterrâneos, que será o foco desse trabalho. A lavra subterrânea apresenta, em geral, custos mais elevados do que a lavra a céu aberto. Estes valores são maiores devido, em última análise, a menor eficiência e menor escala de produção dos processos produtivos na lavra subterrânea.
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Diversos autores utilizam as características de autoportabilidade para classificar os métodos de lavra subterrânea (Hartman, 1987; Harim, 1998), como: De suporte natural como Camâras e Pilares e Sublevel Stoping ; de suporte artificial como Recalque e Corte e Aterro; por abatimento como Block Caving, Sublevel Caving e Longwall.
Os termos em inglês são consagrados pela sua utilização no cotidiano da mineração brasileira e serão mantidos assim no decorrer deste trabalho.
O método de lavra subterrânea Sublevel Stope , objeto deste estudo, é utilizado nas seguintes condições propostas por Mitchel (1981), Harim (1982), Mann (1982) e Haycocks e Aelick (1992):
Competência do minério: moderada a elevada. Competência das encaixantes: Ligeiramente alta a alta. Forma do depósito: tabular ou lenticular. Mergulho do corpo mineral: maior que o ângulo de repouso do minério desmontado. Distribuição de teores: ligeiramente uniforme.
Na prática existem três variações do método Sublevel Stoping. A maior diferença entre estas variações se refere à forma como são realizados a perfuração e o desmonte no realce. São elas:
Perfuração Radial ( Blasthole Method ) Perfuração de Furos Longos ( Open-Ending Method ) Vertical Crater Retreat (VCR) Method
No Blasthole Method a perfuração é feita em um padrão radial em cada subnível desmontando-se fatias verticais do corpo de minério. No Open-Ending Method a perfuração é realizada verticalmente e, assim como no Blasthole Method , o desmonte é
