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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 4.4: Variação do fator de segurança para malha de 1,5x1,8 com cabos duplos. 95
Figura 4.5: Variação do fator de segurança para malha de 1,5x2,0 com cabos duplos. 96
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 3.4: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 3. ............................................ 75
Tabela 3.5: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 4. ............................................ 76
Tabela 3.6: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 5. ............................................ 76
Tabela 3.7: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 6. ............................................ 76
Tabela 3.8: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 7. ............................................ 77
Tabela 3.9: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 8. ............................................ 77
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 3.12: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 1. .......................................... 78
Tabela 3.13: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 2. .......................................... 79
Tabela 3.14: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 3. .......................................... 79
Tabela 3.15: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 4. .......................................... 79
Tabela 3.16: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 5. .......................................... 80
Tabela 3.17: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 6. .......................................... 80
Tabela 3.18: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 7. .......................................... 80
Tabela 3.19: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 8. .......................................... 81
Tabela 3.20: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 9. .......................................... 81
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.
5
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.
7
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.
8
Figura 1.5: Representação esquemática do método Sublevel Stoping na MSG.
9
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
10
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.
13
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)
14
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.
15
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.
16
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.
17
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).
18
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.
20
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.
22
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
23
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
2. INT 278 C Norte – Bloco 3
3. INT 278 G Sul – Bloco 1
4. INT 278 G Sul – Bloco 3
5. INT 278 G Sul – Bloco 4
6. INT 288 C Sul – Bloco 1
7. INT 288 C Sul – Bloco 2
8. INT 288 C Sul – Bloco 3
67
9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01
10. INT 288 C Norte – Bloco 4
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
2. INT 258 C Sul – Bloco 6
3. INT 258 G Norte – Bloco 1
4. INT 278 C Sul – Bloco 1
5. INT 278 C Sul – Bloco 2
6. INT 278 C Sul – Bloco 3
7. INT 278 C Sul – Bloco 4
8. INT 278 C Sul – Bloco 5
9. INT 278 C Sul – Bloco 7
10. INT 278 C Norte – Bloco 4
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:
1. INT 278 C Norte – Bloco 1
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
2. INT 278 C Norte – Bloco 3
Os valores médios obtidos para a Região 2 são apresentados na Tabela 3.3 abaixo.
Tabela 3.3: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 2.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 64 4.56
Footwall 65 8.25
Zona Lavrada 65 5.86
3. INT 278 G Sul – Bloco 1
Os valores médios obtidos para a Região 3 são apresentados na Tabela 3.4 abaixo.
Tabela 3.4: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 3.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 63 12.54
Footwall 62 16.63
Zona Lavrada 63 13.5
76
4. INT 278 G Sul – Bloco 3
Os valores médios obtidos para a Região 4 são apresentados na Tabela 3.5 abaixo.
Tabela 3.5: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 4.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 63 20.14
Footwall 63 14.3
Zona Lavrada 64 16.7
5. INT 278 G Sul – Bloco 4
Os valores médios obtidos para a Região 5 são apresentados na Tabela 3.6 abaixo.
Tabela 3.6: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 5.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 66.1 9.25
Footwall 65.5 8.3
Zona Lavrada 64.7 10.2
6. INT 288 C Sul – Bloco 1
Os valores médios obtidos para a Região 6 são apresentados na Tabela 3.7 abaixo.
Tabela 3.7: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 6.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 66 10.26
Footwall 65 11.31
Zona Lavrada 65 10.74
7. INT 288 C Sul – Bloco 2
Os valores médios obtidos para a Região 7 são apresentados na Tabela 3.8 a seguir.
77
Tabela 3.8: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 7.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 65 5.06
Footwall 65 6.97
Zona Lavrada 65 6.01
8. INT 288 C Sul – Bloco 3
Os valores médios obtidos para a Região 8 são apresentados na Tabela 3.9 abaixo.
Tabela 3.9: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 8.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 65 7.01
Footwall 64 6.95
Zona Lavrada 64 6.4
9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 1
Os valores médios obtidos para a Região 9 são apresentados na Tabela 3.10 abaixo.
Tabela 3.10: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 9.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 66 10.91
Footwall 65 10.33
Zona Lavrada 66 9.9
10. INT 288 C Norte – Bloco 4
Os valores médios obtidos para a Região 10 são apresentados na Tabela 3.11 a seguir.
78
Tabela 3.11: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 10.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 71 6.26
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
Os valores médios obtidos para a Região 1 são apresentados na Tabela 3.12 abaixo.
Tabela 3.12: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 1.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 59 5.91
Footwall 58 3.4
Zona Lavrada 59 1.5
2. INT 258 C Sul – Bloco 6
Os valores médios obtidos para a Região 2 são apresentados na Tabela 3.13 a seguir.
79
Tabela 3.13: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 2.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 62 13.4
Footwall 62 16.48
Zona Lavrada 62 14.01
3. INT 258 G Norte – Bloco 1
Os valores médios obtidos para a Região 3 são apresentados na Tabela 3.14 abaixo.
Tabela 3.14: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 3.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 56 19.7
Footwall 44 14.7
Zona Lavrada 50 16
4. INT 278 C Sul – Bloco 1
Os valores médios obtidos para a Região 4 são apresentados na Tabela 3.15 abaixo.
Tabela 3.15: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 4.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 62 4.3
Footwall 62 4.9
Zona Lavrada 62 6.5
5. INT 278 C Sul – Bloco 2
Os valores médios obtidos para a Região 5 são apresentados na Tabela 3.16 a seguir.
80
Tabela 3.16: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 5.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 63 5.18
Footwall 63 6.48
Zona Lavrada 63 5.56
6. INT 278 C Sul – Bloco 3
Os valores médios obtidos para a Região 6 são apresentados na Tabela 3.17 abaixo.
Tabela 3.17: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 6.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 64 10.7
Footwall 64 10.1
Zona Lavrada 64 9.8
7. INT 278 C Sul – Bloco 4
Os valores médios obtidos para a Região 7 são apresentados na Tabela 3.18 abaixo.
Tabela 3.18: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 7.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 66 13.5
Footwall 65 15.3
Zona Lavrada 65 15
8. INT 278 C Sul – Bloco 5
Os valores médios obtidos para a Região 8 são apresentados na Tabela 3.19 a seguir.
81
Tabela 3.19: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 8.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 68 13.25
Footwall 66 19.9
Zona Lavrada 67 15.4
9. INT 278 C Sul – Bloco 7
Os valores médios obtidos para a Região 9 são apresentados na Tabela 3.20 abaixo.
Tabela 3.20: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 9.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 64.87 20.97
Footwall 64.6 24.09
Zona Lavrada 64.68 23.5
10. INT 278 C Norte – Bloco 4
Os valores médios obtidos para a Região 10 são apresentados na Tabela 3.21 abaixo.
Tabela 3.21: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 10.
Valores Médios
RMR Q'
Hanging Wall 64.2 0.13
Footwall 64.45 2.1
Zona Lavrada 64.7 3.19
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
2. INT 278 C Norte – Bloco 3 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
4. INT 278 G Sul – Bloco 3 Duplo 100 263 7.1 14.1 1.0
5. INT 278 G Sul – Bloco 4 Duplo 100 261 7.0 14.2 1.0
6. INT 288 C Sul – Bloco 1 Duplo 100 279 7.5 13.3 1.0
7. INT 288 C Sul – Bloco 2 Duplo 100 279 7.5 13.3 1.0
8. INT 288 C Sul – Bloco 3 Duplo 100 278 7.5 13.3 1.0
9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 Duplo 100 277 7.5 13.4 1.0
10. INT 288 C Norte – Bloco 4 Duplo 100 279 7.5 13.3 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
4. INT 278 C Sul – Bloco 1 Simples 100 264 7.1 14.0 1.0
5. INT 278 C Sul – Bloco 2 Simples 100 263 7.1 14.1 1.0
6. INT 278 C Sul – Bloco 3 Simples 100 263 7.1 14.1 1.0
7. INT 278 C Sul – Bloco 4 Simples 100 263 7.1 14.1 1.0
8. INT 278 C Sul – Bloco 5 Simples 100 264 7.1 14.0 1.0
9. INT 278 C Sul – Bloco 7 Simples 100 262 7.1 14.1 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
2. INT 278 C Norte – Bloco 3 Duplo 41 227 39 230 2.77778656 0.272222
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
7. INT 288 C Sul – Bloco 2 Duplo 37 235 50 240 13.43953036 0.2
8. INT 288 C Sul – Bloco 3 Duplo 30 233 30 250 8.476583788 0.215234
9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 Duplo 46 235 25 235 21 0.2
10. INT 288 C Norte – Bloco 4 Duplo 48 218 45 240 16.18516151 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
4. INT 278 C Sul – Bloco 1 Simples 33 235 50 240 17.30841448 0.2
5. INT 278 C Sul – Bloco 2 Simples 37 238 28 255 12.74984875 0.2
6. INT 278 C Sul – Bloco 3 Simples 34 239 35 240 1.149239151 0.288508
7. INT 278 C Sul – Bloco 4 Simples 31 235 35 240 4.836118448 0.251639
8. INT 278 C Sul – Bloco 5 Simples 37 240 32 257 10.80842086 0.2
9. INT 278 C Sul – Bloco 7 Simples 32 224 32 257 17.31240982 0.2
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
2. INT 278 C Norte – Bloco 3 Duplo Gravity s 3.5
3. INT 278 G Sul – Bloco 1 Duplo Gravity s 3.0
4. INT 278 G Sul – Bloco 3 Duplo Gravity s 2.0
5. INT 278 G Sul – Bloco 4 Duplo Gravity s 7.1
6. INT 288 C Sul – Bloco 1 Duplo Gravity s 3.8
7. INT 288 C Sul – Bloco 2 Duplo Gravity s 3.2
8. INT 288 C Sul – Bloco 3 Duplo Gravity s 2.8
9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 Duplo Gravity s 3.8
10. INT 288 C Norte – Bloco 4 Duplo Gravity s 4.0
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
4. INT 278 C Sul – Bloco 1 Simples Gravity s 3.0
5. INT 278 C Sul – Bloco 2 Simples Gravity s 3.2
6. INT 278 C Sul – Bloco 3 Simples Gravity s 3.0
7. INT 278 C Sul – Bloco 4 Simples Gravity s 2.9
8. INT 278 C Sul – Bloco 5 Simples Gravity s 3.2
9. INT 278 C Sul – Bloco 7 Simples Gravity s 2.9
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
2. INT 278 C Norte – Bloco 3 4.56 Duplo 1.0 0.272222 3.5 4.3
3. INT 278 G Sul – Bloco 1 12.54 Duplo 1.0 0.2 3.0 7.6
4. INT 278 G Sul – Bloco 3 20.14 Duplo 1.0 0.280335 2.0 11.5
5. INT 278 G Sul – Bloco 4 9.25 Duplo 1.0 0.413951 7.1 27.0
6. INT 288 C Sul – Bloco 1 10.26 Duplo 1.0 0.242096 3.8 9.5
7. INT 288 C Sul – Bloco 2 5.06 Duplo 1.0 0.2 3.2 3.2
8. INT 288 C Sul – Bloco 3 7.01 Duplo 1.0 0.215234 2.8 4.2
9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 10.91 Duplo 1.0 0.2 3.8 8.4
10. INT 288 C Norte – Bloco 4 6.26 Duplo 1.0 0.2 4.0 5.0
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
4. INT 278 C Sul – Bloco 1 4.3 Simples 1.0 0.2 3.0 2.6
5. INT 278 C Sul – Bloco 2 5.18 Simples 1.0 0.2 3.2 3.3
6. INT 278 C Sul – Bloco 3 10.7 Simples 1.0 0.288508 3.0 9.3
7. INT 278 C Sul – Bloco 4 13.5 Simples 1.0 0.251639 2.9 9.7
8. INT 278 C Sul – Bloco 5 13.25 Simples 1.0 0.2 3.2 8.5
9. INT 278 C Sul – Bloco 7 20.97 Simples 1.0 0.2 2.9 12.2
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
2. INT 278 C Norte – Bloco 3 446 98 4.55102 Duplo
3. INT 278 G Sul – Bloco 1 502 97 5.17526 Duplo
4. INT 278 G Sul – Bloco 3 283 67 4.22388 Duplo
5. INT 278 G Sul – Bloco 4 285 74 3.85135 Duplo
6. INT 288 C Sul – Bloco 1 975 131 7.44275 Duplo
7. INT 288 C Sul – Bloco 2 976 131 7.45038 Duplo
8. INT 288 C Sul – Bloco 3 671 111 6.04505 Duplo
9. INT 288 C Sul Extensão – Bloco 01 628 117 5.36752 Duplo
10. INT 288 C Norte – Bloco 4 680 110 6.18182 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
4. INT 278 C Sul – Bloco 1 413 90 4.58889 Simples
5. INT 278 C Sul – Bloco 2 628 112 5.60714 Simples
6. INT 278 C Sul – Bloco 3 558 100 5.58 Simples
7. INT 278 C Sul – Bloco 4 570 99 5.75758 Simples
8. INT 278 C Sul – Bloco 5 831 116 7.16379 Simples
9. INT 278 C Sul – Bloco 7 500 92 5.43478 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.
Figura 4.4: Variação do fator de segurança para malha de 1,5x1,8 com cabos duplos.
96
Figura 4.5: Variação do fator de segurança para malha de 1,5x2,0 com cabos duplos.
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.
I-2
I-3
I-4
I-5
I-6
I-7
I-8
I-9
I-10
II-1
II. ANEXO II – CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS SIMPLES.
II-2
II-3
II-4
II-5
II-6
II-7
II-8
II-9
II-10
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
4152 FR 9519.1 90477.9 170.3 45 16 Pequizão INT 248 G N-01
4153 SN 9517.2 90470.7 170.3 30 230 Pequizão INT 248 G N-01
4154 FR 9527.6 90465.7 170.2 70 35 Pequizão INT 248 G N-01
4155 FR 9526.2 90464.7 170.2 66 38 Pequizão INT 248 G N-01
4156 FR 9528.4 90458.9 170.2 70 30 Pequizão INT 248 G N-01
4157 FR 9535.8 90457.4 170.1 35 118 Pequizão INT 248 G N-01
4158 FR 9538.1 90457.5 170.1 64 38 Pequizão INT 248 G N-01
4159 FR 9535.1 90450.5 170.0 65 35 Pequizão INT 248 G N-01
4160 FR 9536.6 90449.5 170.0 68 78 Pequizão INT 248 G N-01
4161 FR 9539.7 90448.5 169.9 15 297 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)
4353 FR 9364.3 90578.2 132.6 59 68 Pequizão INT 268 C (N)
4354 FR 9370.5 90581.0 132.4 65 75 Pequizão INT 268 C (N)
4355 FR 9372.8 90582.3 132.3 64 105 Pequizão INT 268 C (N)
4356 ZC 9375.6 90585.1 132.3 25 261 Pequizão INT 268 C (N)
4357 FR 9377.4 90581.4 132.2 70 78 Pequizão INT 268 C (N)
4358 FR 9383.9 90584.8 132.4 40 310 Pequizão INT 268 C (N)
4359 FR 9389.7 90577.2 132.3 46 177 Pequizão INT 268 C (N)
4360 FR 9388.3 90574.6 132.3 82 95 Pequizão INT 268 C (N)
4361 FR 9389.6 90572.5 134.5 85 90 Pequizão INT 268 C (N)
4362 FR 9393.4 90569.0 134.5 50 102 Pequizão INT 268 C (N)
4363 FR 9404.9 90555.7 131.8 45 210 Pequizão INT 268 C (N)
4364 ZC 9405.0 90553.3 131.7 33 241 Pequizão INT 268 C (N)
4365 FR 9410.3 90548.8 131.5 72 125 Pequizão INT 268 C (N)
4366 FR 9412.9 90546.7 131.4 60 110 Pequizão INT 268 C (N)
4367 FR 9416.1 90543.9 131.4 75 125 Pequizão INT 268 C (N)
4368 FR 9417.1 90541.8 131.3 72 120 Pequizão INT 268 C (N)
4369 FR 9417.9 90541.0 131.4 76 126 Pequizão INT 268 C (N)
4370 FR 9420.6 90538.6 131.3 60 100 Pequizão INT 268 C (N)
4371 FR 9425.8 90530.9 131.0 68 112 Pequizão INT 268 C (N)
4372 ZC 9401.5 90567.0 134.6 28 10 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)
4391 FR 9462.3 90484.1 131.6 75 175 Pequizão INT 268 C (S)
4392 SN 9464.2 90479.8 131.6 40 220 Pequizão INT 268 C (S)
4393 FR 9472.3 90469.5 131.8 84 320 Pequizão INT 268 C (S)
4394 FR 9475.0 90462.6 132.0 84 330 Pequizão INT 268 C (S)
4395 FR 9476.5 90460.5 132.0 60 287 Pequizão INT 268 C (S)
4396 FR 9478.4 90457.8 131.9 85 138 Pequizão INT 268 C (S)
4397 FR 9481.8 90452.8 132.1 89 322 Pequizão INT 268 C (S)
4398 FR 9487.0 90446.8 132.1 70 85 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)
4491 FR 9492.8 90437.4 132.0 85 10 Pequizão INT 268 C (S)
4492 FR 9499.9 90435.3 132.4 64 76 Pequizão INT 268 C (S)
4493 ZC 9502.7 90432.3 132.4 25 238 Pequizão INT 268 C (S)
4494 FR 9503.8 90428.4 132.2 90 152 Pequizão INT 268 C (S)
4495 FR 9502.4 90423.7 132.4 65 2 Pequizão INT 268 C (S)
4496 FR 9505.4 90414.8 132.3 65 74 Pequizão INT 268 C (S)
4497 FR 9511.0 90414.7 132.4 69 107 Pequizão INT 268 C (S)
4498 FR 9512.7 90413.6 132.6 80 99 Pequizão INT 268 C (S)
4499 FR 9514.0 90410.2 132.4 87 338 Pequizão INT 268 C (S)
4500 ZC 9516.3 90412.8 132.5 24 236 Pequizão INT 268 C (S)
4501 ZC 9518.4 90411.4 132.5 42 218 Pequizão INT 268 C (S)
III-14
4502 ZC 9525.5 90404.8 132.6 30 254 Pequizão INT 268 C (S)
4503 FR 9523.3 90401.5 134.6 80 144 Pequizão INT 268 C (S)
4504 FR 9524.9 90396.2 132.9 45 325 Pequizão INT 268 C (S)
4505 FR 9528.0 90388.6 132.8 80 95 Pequizão INT 268 C (S)
4506 FR 9527.6 90390.1 132.7 42 7 Pequizão INT 268 C (S)
4507 FR 9530.2 90389.0 132.7 43 67 Pequizão INT 268 C (S)
4508 FR 9543.6 90371.1 132.5 70 107 Pequizão INT 268 C (S)
4509 FR 9543.2 90368.6 132.9 77 104 Pequizão INT 268 C (S)
4510 ZC 9551.7 90359.3 132.7 35 240 Pequizão INT 268 C (S)
4511 FR 9284.6 90633.2 114.1 42 115 Pequizão INT 278 G (N)
4512 FR 9278.8 90637.1 114.0 56 92 Pequizão INT 278 G (N)
4513 FR 9279.0 90639.7 114.0 35 65 Pequizão INT 278 G (N)
4514 FR 9273.1 90642.5 114.0 54 122 Pequizão INT 278 G (N)
4515 FR 9272.7 90645.1 113.9 45 215 Pequizão INT 278 G (N)
4516 ZC 9265.1 90656.1 113.8 40 218 Pequizão INT 278 G (N)
4517 ZC 9257.2 90661.7 113.8 45 220 Pequizão INT 278 G (N)
4518 FR 9254.8 90663.8 113.9 72 73 Pequizão INT 278 G (N)
4519 FR 9248.9 90663.6 113.8 65 87 Pequizão INT 278 G (N)
4520 FR 9243.6 90671.6 113.7 78 120 Pequizão INT 278 G (N)
4521 FR 9240.5 90675.3 113.7 65 115 Pequizão INT 278 G (N)
4522 ZC 9239.8 90683.8 113.4 30 244 Pequizão INT 278 G (N)
4523 ZC 9235.3 90688.2 113.8 30 248 Pequizão INT 278 G (N)
4524 FR 9232.5 90688.7 113.8 60 108 Pequizão INT 278 G (N)
4525 FR 9230.1 90687.7 113.8 75 130 Pequizão INT 278 G (N)
4526 FR 9229.1 90692.9 113.8 85 120 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
4764 FR 9426.6 90457.7 95.3 65 88 Pequizão INT 288 C Sul
4765 ZC 9428.1 90453.9 95.0 30 240 Pequizão INT 288 C Sul
4766 FR 9430.1 90453.2 95.3 78 95 Pequizão INT 288 C Sul
4767 FR 9431.0 90441.9 95.6 60 101 Pequizão INT 288 C Sul
4768 FR 9432.0 90439.6 95.8 89 348 Pequizão INT 288 C Sul
4769 FR 9433.0 90437.5 95.7 89 0 Pequizão INT 288 C Sul
4770 FR 9436.4 90430.1 95.6 47 40 Pequizão INT 288 C Sul
4771 FR 9436.4 90430.1 95.6 88 345 Pequizão INT 288 C Sul
4772 FR 9435.5 90427.8 95.6 75 349 Pequizão INT 288 C Sul
4773 FR 9445.7 90418.8 95.3 78 166 Pequizão INT 288 C Sul
4774 FR 9445.1 90416.4 95.4 72 125 Pequizão INT 288 C Sul
4775 FR 9447.6 90415.2 95.4 65 125 Pequizão INT 288 C Sul
4776 FR 9450.5 90411.5 95.7 88 165 Pequizão INT 288 C Sul
4777 FR 9452.9 90409.5 95.7 69 99 Pequizão INT 288 C Sul
4778 FR 9454.7 90405.4 95.7 73 97 Pequizão INT 288 C Sul
III-15
4779 FR 9455.3 90404.5 95.8 88 170 Pequizão INT 288 C Sul
4780 FR 9458.5 90407.1 95.8 74 90 Pequizão INT 288 C Sul
4781 SN 9462.2 90400.6 95.7 54 230 Pequizão INT 288 C Sul
4782 FR 9468.1 90392.9 95.8 68 350 Pequizão INT 288 C Sul
4783 FR 9465.8 90387.5 96.2 60 95 Pequizão INT 288 C Sul
4784 FR 9466.4 90385.9 96.1 45 4 Pequizão INT 288 C Sul
4785 FR 9466.9 90384.9 96.1 88 170 Pequizão INT 288 C Sul
4786 FR 9476.4 90374.7 96.1 62 88 Pequizão INT 288 C Sul
4787 FR 9479.7 90371.5 96.0 68 98 Pequizão INT 288 C Sul
4788 FR 9486.2 90361.5 96.2 70 96 Pequizão INT 288 C Sul
4789 FR 9489.7 90355.3 96.2 66 90 Pequizão INT 288 C Sul
4790 FR 9497.0 90341.3 96.4 52 10 Pequizão INT 288 C Sul
4791 SN 9499.8 90342.1 96.4 37 252 Pequizão INT 288 C Sul
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
4794 FR 9314.4 90585.5 96.0 64 95 Pequizão INT 288 C Norte
4795 FR 9325.9 90581.8 96.0 75 82 Pequizão INT 288 C Norte
4796 FR 9329.5 90579.9 96.1 55 93 Pequizão INT 288 C Norte
4797 FR 9341.8 90576.8 95.7 63 90 Pequizão INT 288 C Norte
4798 FR 9350.2 90570.0 95.7 60 76 Pequizão INT 288 C Norte
4799 ZC 9348.9 90566.5 95.9 44 198 Pequizão INT 288 C Norte
4800 FR 9359.1 90559.5 95.8 75 98 Pequizão INT 288 C Norte
4801 SN 9362.9 90548.6 95.7 35 235 Pequizão INT 288 C Norte
4802 ZC 9371.5 90541.6 95.8 29 238 Pequizão INT 288 C Norte
4803 FR 9370.1 90540.7 95.7 80 90 Pequizão INT 288 C Norte
4804 FR 9373.1 90535.1 95.6 62 100 Pequizão INT 288 C Norte
4805 SN 9374.9 90531.0 95.5 32 258 Pequizão INT 288 C Norte
4806 FR 9379.7 90526.5 95.4 67 96 Pequizão INT 288 C Norte
4807 FR 9382.4 90519.8 95.3 70 87 Pequizão INT 288 C Norte
4808 FR 9385.2 90515.7 95.4 69 87 Pequizão INT 288 C Norte
4809 FR 9388.3 90508.2 95.3 62 101 Pequizão INT 288 C Norte
4810 FR 9388.3 90508.2 95.3 60 0 Pequizão INT 288 C Norte
4811 FR 9390.1 90506.2 95.1 50 313 Pequizão INT 288 C Norte
4812 ZC 9393.9 90508.2 95.2 38 222 Pequizão INT 288 C Norte
4813 FR 9396.4 90499.7 95.1 70 80 Pequizão INT 288 C Norte
4814 ZC 9407.9 90493.7 95.1 34 223 Pequizão INT 288 C Norte
4815 FR 9405.8 90490.6 95.2 66 100 Pequizão INT 288 C Norte
4816 FR 9407.2 90482.0 95.1 70 88 Pequizão INT 288 C Norte
4817 FR 9409.4 90478.7 95.1 51 354 Pequizão INT 288 C Norte
4818 FR 9413.2 90479.4 94.8 63 111 Pequizão INT 288 C Norte
4870 SN 9434.3 90418.5 86.4 35 234 Pequizão INT 308 C Sul
4871 FR 9428.5 90421.0 86.4 85 157 Pequizão INT 308 C Sul
4872 FR 9431.3 90423.8 86.4 62 115 Pequizão INT 308 C Sul
4873 FR 9428.7 90428.9 86.4 75 88 Pequizão INT 308 C Sul
4874 FR 9428.4 90429.9 86.4 40 219 Pequizão INT 308 C Sul
4875 FR 9422.8 90431.9 86.4 80 88 Pequizão INT 308 C Sul
4876 SN 9424.2 90439.2 86.4 40 248 Pequizão INT 308 C Sul
4877 FR 9414.5 90447.9 86.0 50 7 Pequizão INT 308 C Sul
4878 FR 9413.6 90450.1 85.9 50 7 Pequizão INT 308 C Sul
4879 FR 9410.0 90459.9 85.9 66 123 Pequizão INT 308 C Sul
4880 FR 9405.1 90488.6 85.7 74 145 Pequizão INT 308 C Sul
4881 FR 9394.2 90476.2 85.6 42 62 Pequizão INT 308 C Sul
III-16
4882 FR 9395.1 90475.2 85.6 65 213 Pequizão INT 308 C Sul
4883 FR 9392.9 90478.6 85.6 78 95 Pequizão INT 308 C Sul
4884 SN 9389.2 90486.4 85.5 40 235 Pequizão INT 308 C Sul
4885 FR 9387.8 90493.9 85.5 15 124 Pequizão INT 308 C Sul
4886 SN 9384.6 90497.4 85.2 30 235 Pequizão INT 308 C Sul
4887 FR 9386.9 90503.8 85.1 65 90 Pequizão INT 308 C Sul
4888 ZC 9384.2 90507.2 85.3 40 240 Pequizão INT 308 C Sul
4889 FR 9378.5 90504.8 85.2 68 80 Pequizão INT 308 C Sul
4890 FR 9377.6 90511.7 85.2 55 84 Pequizão INT 308 C Sul
4891 FR 9376.8 90512.4 85.2 55 84 Pequizão INT 308 C Sul
4892 FR 9376.4 90513.7 85.2 55 84 Pequizão INT 308 C Sul
4893 FR 9370.0 90514.8 85.0 43 228 Pequizão INT 308 C Sul
4894 FR 9366.6 90522.8 85.0 79 91 Pequizão INT 308 C Sul
4912 FR 9303.4 90582.9 86.4 85 12 Pequizão INT 308 C Norte
4913 FA 9310.5 90582.6 86.4 45 262 Pequizão INT 308 C Norte
4914 FA 9314.7 90578.4 86.4 40 218 Pequizão INT 308 C Norte
4915 FA 9325.4 90582.3 86.4 36 280 Pequizão INT 308 C Norte
4916 FA 9325.3 90579.9 86.2 68 192 Pequizão INT 308 C Norte
4917 SN 9330.0 90579.7 86.3 40 228 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
4958 FR 9284.8 90596.4 86.4 48 136 Pequizão CA 308 C Norte
4959 FR 9287.6 90592.5 86.4 50 115 Pequizão CA 308 C Norte
4960 FA 9295.8 90584.1 86.4 38 112 Pequizão CA 308 C Norte
4961 SN 9335.8 90558.9 85.3 25 252 Pequizão CA 308 C Norte
4962 FR 9337.7 90557.6 85.3 65 90 Pequizão CA 308 C Norte
4963 FR 9342.4 90559.4 85.3 53 119 Pequizão CA 308 C Norte
4964 ZC 9346.3 90557.3 85.4 45 219 Pequizão CA 308 C Norte
4965 FR 9344.7 90550.2 85.2 70 81 Pequizão CA 308 C Norte
4966 FR 9347.3 90548.0 85.3 70 82 Pequizão CA 308 C Norte
4967 FR 9348.6 90546.6 85.3 70 83 Pequizão CA 308 C Norte
4968 FR 9349.1 90545.7 85.3 70 82 Pequizão CA 308 C Norte
4969 FR 9350.5 90544.4 85.5 68 85 Pequizão CA 308 C Norte
4970 SN 9348.9 90543.8 85.4 44 247 Pequizão CA 308 C Norte
4971 FA 9352.3 90542.2 85.3 70 80 Pequizão CA 308 C Norte
4972 ZC 9357.3 90545.4 85.1 52 228 Pequizão CA 308 C Norte
4973 FR 9358.5 90537.5 85.1 41 77 Pequizão CA 308 C Norte
4974 FR 9357.2 90535.9 85.1 66 82 Pequizão CA 308 C Norte
4975 ZC 9367.8 90537.8 85.4 48 220 Pequizão CA 308 C Norte
4976 FR 9362.9 90524.4 85.0 48 75 Pequizão CA 308 C Norte
4977 SN 9362.9 90524.3 85.0 50 230 Pequizão CA 308 C Norte
4978 FR 9356.2 90521.2 85.0 83 92 Pequizão CA 308 C Norte
4979 FR 9352.3 90524.0 85.3 75 352 Pequizão CA 308 C Norte
4980 FR 9344.7 90516.9 85.3 53 340 Pequizão CA 308 C Norte
4981 FR 9343.6 90516.8 85.4 73 73 Pequizão CA 308 C Norte
4982 FR 9340.8 90515.4 84.8 69 73 Pequizão CA 308 C Norte
4983 FR 9511.2 90305.7 98.2 45 334 Pequizão INT 288 C Sul
4984 FR 9515.0 90308.4 98.2 75 95 Pequizão INT 288 C Sul
4985 FR 9515.9 90304.2 98.2 53 344 Pequizão INT 288 C Sul
4986 FR 9520.7 90303.7 98.1 48 58 Pequizão INT 288 C Sul
4987 FR 9520.0 90298.6 98.1 48 335 Pequizão INT 288 C Sul
4988 FR 9518.5 90299.3 98.1 48 335 Pequizão INT 288 C Sul
III-17
4989 FR 9520.5 90297.0 98.1 48 335 Pequizão INT 288 C Sul
4990 FR 9522.0 90294.8 98.1 50 342 Pequizão INT 288 C Sul
4991 FR 9526.3 90288.9 98.1 34 237 Pequizão INT 288 C Sul
4992 FR 9528.2 90287.2 98.1 80 353 Pequizão INT 288 C Sul
4993 FR 9530.9 90287.8 98.1 53 70 Pequizão INT 288 C Sul
4994 FR 9533.9 90281.8 98.0 75 95 Pequizão INT 288 C Sul
4995 FR 9535.8 90280.4 98.0 50 334 Pequizão INT 288 C Sul
4996 FR 9538.7 90278.6 98.0 80 3 Pequizão INT 288 C Sul
4997 FR 9549.6 90274.4 97.9 75 85 Pequizão INT 288 C Sul
4998 FR 9548.3 90268.7 98.0 50 70 Pequizão INT 288 C Sul
4999 SN 9552.5 90270.5 98.0 40 211 Pequizão INT 288 C Sul
5000 FR 9552.2 90264.4 98.0 60 82 Pequizão INT 288 C Sul
5041 FR 9941.0 90181.2 257.7 80 54 Pequizão INT 158 C Sul
5042 FR 9933.9 90185.4 257.7 75 5 Pequizão INT 158 C Sul
5043 SN 9929.9 90185.9 257.7 20 210 Pequizão INT 158 C Sul
5044 FA 9925.4 90183.7 257.7 82 220 Pequizão INT 158 C Sul
5045 SN 9918.3 90199.6 257.7 15 215 Pequizão INT 158 C Sul
5046 FA 9910.4 90216.4 257.7 82 220 Pequizão INT 158 C Sul
5047 FR 9900.1 90220.8 257.7 75 60 Pequizão INT 158 C Sul
5048 FR 9888.7 90232.0 257.7 85 160 Pequizão INT 158 C Sul
5049 SN 9880.9 90246.9 257.7 35 224 Pequizão INT 158 C Sul
5050 FR 9879.4 90253.5 257.7 85 160 Pequizão INT 158 C Sul
5051 FR 9873.7 90270.1 257.7 75 145 Pequizão INT 158 C Sul
5052 FR 9868.7 90274.9 257.7 80 10 Pequizão INT 158 C Sul
5053 SN 9865.3 90278.5 257.7 25 250 Pequizão INT 158 C Sul
5054 FR 9861.2 90283.4 257.7 65 208 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