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UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE MINAS DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS DAVI BASTOS MARTINS DE OLIVEIRA PROJETO DE MELHORIA DE FRAGMENTAÇÃO EM DESMONTE DE ROCHAS OURO PRETO - MG 2017

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UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO – UFOP

ESCOLA DE MINAS

DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS

DAVI BASTOS MARTINS DE OLIVEIRA

PROJETO DE MELHORIA DE FRAGMENTAÇÃO EM DESMONTE

DE ROCHAS

OURO PRETO - MG

2017

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DAVI BASTOS MARTINS DE OLIVEIRA

[email protected]

PROJETO DE MELHORIA DE FRAGMENTAÇÃO EM DESMONTE

DE ROCHAS

Monografia apresentada ao Curso de

Graduação em Engenharia de Minas

da Universidade Federal de Ouro Preto

como requisito para a obtenção do

título de Engenheiro de Minas.

Professor orientador: MSc. Flávia Gomes Pinto

Coorientador: Eng. Renato Jácome Costa

OURO PRETO – MG

2017

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Dedico esse trabalho a minha família, em

especial meus pais Josiane e José Wallace,

e minha irmã Elisa por todo o amor e apoio

sempre presente em minha vida, a Marina

pelo companheirismo, carinho e pelos

conselhos, e aos amigos por me

acompanharem ao longo de toda trajetória.

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AGRADECIMENTO

Ao Bruno Pelli por ter me introduzido na Anglo American.

Ao Juarez Morais pela oportunidade dada e por toda a orientação.

Ao Renato Jácome pelos ensinamentos, paciência e amizade.

A todos que contribuíram para a realização desse trabalho, para a minha formação na Anglo

American e pelo ambiente de trabalho saudável, especialmente Agnus Delgado, Aurelio Garcia,

Lucinei Quirino, Vinicius Madeira, Jakeline Silva, George Aires, Janice Figueiredo, Thales

Fernandes, Serginho, Gustavo Guerra e Igor Abreu.

A minha orientadora Flávia Gomes Pinto, pelo incentivo e orientação neste trabalho.

Aos professores do curso de Engenharia de Minas por suas importantes contribuições para

minha formação.

A UFOP pelo ensino de qualidade proporcionado.

A república Serigy por ter sido meu lar durante a graduação e por todo crescimento

proporcionado.

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“A natureza é professora do homem. Ela revela-lhe os

seus tesouros perante a pesquisa, desvenda-lhe a vista e

purifica o seu coração; uma influência que transpira em

todas as visões e sons da sua existência. ”

Alfred Bernhard Nobel.

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i

R E S U M O

Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte

de rochas por explosivos. Esses conceitos foram o embasamento teórico utilizado juntamente

com simulações no software JKSimblast para definir novos padrões de plano de fogo a serem

testados na Mina do Sapo, um ativo da Anglo American plc que realiza extração de minério de

ferro nos municípios de Conceição do Mato Dentro e Alvorada de Minas, na região central do

Estado de Minas Gerais. Foram desenvolvidos novos padrões de plano de fogo para as três

principais litologias detonadas na mina, Itabirito Compacto (IC), Itabirito Semicompacto (ISC)

e Itabirito Friável (IF). Os testes dos novos padrões de plano de fogo tinham como objetivo

atingir uma configuração de desmonte que reduzia o volume de material desmontado com

dimensões superiores ao limite superior de alimentação da britagem primária (850 mm). A

avaliação da granulometria dos desmontes foi realizada através de fotoanálise. Parâmetros

operacionais da lavra e da britagem primária também foram utilizados para avaliar a eficácia

dos padrões de plano de fogo testados. Buscando-se obter informações que permitissem

embasar o uso do conhecimento teórico e contribuíssem para a assertividade das simulações,

realizou-se um levantamento de dados geotécnicos e geomecânicos da referente jazida. O

diâmetro de perfuração praticado na Mina do Sapo anteriormente ao início do projeto era 9

7/8”, como primeiro teste do projeto manteve-se o mesmo diâmetro. Entretanto aumentando a

razão de carga em 100 g/t, reduzindo as dimensões de afastamento e espaçamento. No segundo

teste alterou-se o diâmetro de perfuração para 7 1/2”, mantendo-se a mesma razão de carga

praticada anteriormente. Os dois padrões testados foram efetivos em alcançar o objetivo

principal do projeto, reduzir o volume de material de granulometria superior ao suportado pela

britagem primária gerado pelas detonações.

Palavras-chave: Desmonte de rochas por explosivos, plano de fogo, mine to mill,

minério de ferro, mina a céu aberto, Mina do Sapo, Projeto Minas Rio.

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ABSTRACT

This study presents a literature review concerning basic concepts about rock blasting.

The concepts and simulations performed on the software JKSimblast were the theoretical

background adopted to define new configurations for the blasting plans to be tested on Mina

do Sapo. The unity belongs to Anglo American plc and extracts iron ore on the municipalities

of Conceição do Mato Dentro and Alvorada de Minas, located on the central portion of the

State of Minas Gerais. New configurations of blasting plans were developed for the three main

kind of lithologies blasted on the mine, Compact Itabirite (IC), Semi Compact Itabirite (ISC)

and Friable Itabirite (IF). The tests of the new configurations had as the main objective

identifying a new blasting configuration capable to reduce the volume of material generated by

the blasting with dimensions higher than the primary grinding feeding gap (850mm). The

evaluation of the granulometric distribution after the blasting was performed through a photo

analysis method. Operational parameters of the haulage and of the primary grinding were also

used to evaluate the effectiveness of the new blasting configurations. Searching for information

that could contribute to increase the simulations accuracy and the comprehension of the

behavior of the rock mass during the blasting, a geotechnical and geomechanic data survey

was performed. The drilling diameter used before the start of the project was 9 7/8”. The first

test was conducted maintaining the drilling diameter although increasing the power factor by

100 g/t, reducing the burden and spacing. The second test was conducted reducing the drilling

diameter to 7 1/2” although using the former power factor practiced in the mine. The two new

configurations tested showed effective concerning their main objective, the reduction of

materials bigger than the primary grinding feeding gap generated by the blasting.

Key-words: Rock blasting, Blast plan, mine to mill, iron ore, open pit, Mina do Sapo, Minas

Rio Project.

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LISTA DE SIGLAS, ABREVIATURAS E SÍMBOLOS

α – Inclinação do furo a partir da vertical

°C – Grau Celsius

𝜌 – Peso específico

Al – Alumínio

ANFO – Ammonium Nitrate Fuel Oil

B – Afastamento do furo

Be - Afastamento efetivo do furo

Cal - Calorias

CH2 - Metileno

cm³ - Centímetro cúbico

CO – Monóxido de carbono

CO2 – Dióxido de carbono

E - Leste

E* - Energia máxima teórica

g – Grama

GPa – Giga Pascal

GPS – Global Positioning System

GSI - Geological Strength Index

H – Altura do Banco

h - Hora

H2O – Água

IC – Itabirito Compacto

IF – Itabirito Friável

IPT – Instituto de pesquisas tecnológicas

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ISC – Itabirito Semicompacto

ISRM - International Society of Rock Mechanics

JKMRC – Julius Kruttschintt Mineral Research Centre

Kg – Kilograma

m – Metro

m² - Metro quadrado

m³ - Metro cúbico

mm - milímetro

mm³ - Milímetro cúbico

MPa – Mega Pascal

N2 – Gás nitrogênio

N2H4O3 – Nitrato de amônia

NE* - Energia na frente de detonação estimada

𝑃𝑑 – Pressão de detonação

Plc – Public limited company

Pol - Polegadas

RBS – Relative Bulk Strength

RC – Razão de carga

ROM – Run of mine

S – Espaçamento do furo

s – Segundo

Se – Espaçamento efetivo do furo

SD – Subperfuração

tms – tonelada métrica seca

t - tonelada

UCS – Uniaxial Compressive Strength

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Un. - Unidade

V – VOD média medida

V* - VOD teórica

VOD – Velocidade da onda de detonação

W - Oeste

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LISTA DE FIGURAS

Figura 1: Localização do Município de Conceição do Mato Dentro........................................1

Figura 2: Vista aérea da região da Mina do Sapo.......................................................................2

Figura 3: Diagrama da energia requerida em função do tamanho dos blocos in situ.................8

Figura 4: Detonação a favor do mergulho da foliação................................................................8

Figura 5: Detonação contra o mergulho da foliação...................................................................9

Figura 6: Detonação ao longo da direção de foliação.................................................................9

Figura 7: Fratura da rocha por ondas compressivas..................................................................17

Figura 8: Fratura da rocha por ondas de tração.........................................................................18

Figura 9: Fratura da rocha pela tensão exercida pelos gases....................................................18

Figura 10: Comparação de parâmetros em furos verticais e inclinados...................................22

Figura 11: Afastamento mais uniforme com furos inclinados..................................................23

Figura 12: Geometrias das malhas de perfuração mais comuns vistas em planta....................25

Figura 13: Afastamento e espaçamento efetivos.......................................................................25

Figura 14: Influência da existência da sub perfuração..............................................................27

Figura 15: Algoritmo da abordagem mine-to-mill....................................................................29

Figura 16: Principais exigências e restrições do sistema de fragmentação da atividade de

mineração..................................................................................................................................30

Figura 17: Colunas estratigráficas simplificadas das sequências da região entre São Sebastião

do Bom Sucesso e Itapanhocanga.............................................................................................34

Figura 18: Fotografia de uma amostra de Itabirito Compacto..................................................35

Figura 19: Fotografia de uma amostra de Itabirito Semicompacto...........................................35

Figura 20: Fotografia de uma amostra de Itabirito Friável.......................................................35

Figura 21: Fluxograma da Atividade de Perfuração e Desmonte...............................................38

Figura 22: Exemplo de polígono criado pelo Planejamento de Mina usando o software

MineSight..................................................................................................................................39

Figura 23: Exemplo da distribuição das litologias presentes em cada polígono feita no software

Datamine...................................................................................................................................39

Figura 24: Exemplo de direcionamento da malha de perfuração................................................40

Figura 25: Exemplo de polígono de perfuração criado pela equipe de topografia......................41

Figura 26: Sequencia e tempos de detonação definidos no software JKSimblast.......................42

Figura 27: Exemplo de fotografia capturada após detonação para avaliação dos resultados da

mesma.......................................................................................................................................43

Figura 28: Foto de cilindro de concreto detonado exibindo as duas zonas de diferentes

mecanismos de fragmentação....................................................................................................44

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Figura 29: Distribuição granulométrica gerada através da combinação de duas diferentes

abordagens de simulação..........................................................................................................44

Figura 30: Figura ilustrativa do software JKSimblast mostrando plano de fogo elaborado e sua

correspondente simulação de distribuição granulométrica........................................................45

Figura 31: Exemplo de análise sensitiva realizada para a configuração de plano de fogo ISC 9

7/8” ............................................................................................................................. ..............47

Figura 32: Exemplo da criação da rede de contornos no software Split da Split Engineering…49

Figura 33: Exemplo dos resultados fornecidos pelo software Split............................................50

Figura 34: Distribuição granulométrica média para a configuração ISC 9 7/8” +100 g/t...........51

Figura 35: Simulação dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito compacto e

alimentação ideal da britagem primária.....................................................................................54

Figura 36: Simulação dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito semicompacto e

alimentação ideal da britagem primária.....................................................................................56

Figura 37: Simulação dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito friável e

alimentação ideal da britagem primária.....................................................................................57

Figura 38: Fotoanálises dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito compacto e

alimentação ideal da britagem primária.....................................................................................59

Figura 39: Fotoanálises dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito semicompacto

e alimentação ideal da britagem primária...................................................................................61

Figura 40: Fotoanálises dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito friável e

alimentação ideal da britagem primária.....................................................................................62

Figura 41: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão IC 9 7/8” .................64

Figura 42: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão IC 9 7/8” +100

g/t..............................................................................................................................................64

Figura 43: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão IC 6 3/4” .................65

Figura 44: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão ISC 9 7/8” +100

g/t...................................................................................................................................... ........66

Figura 45: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão ISC 7 1/2” ..............67

Figura 46: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão IF 9 7/8” .................68

Figura 47: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão IF 7 1/2” .................68

Figura 48: Número de paradas devido a blocos e produtividade da britagem primária..............69

Figura 49: Massa de blocos gerada e razão entre a mesma e o ROM por mês.............................71

Figura 50: Seção transversal das detonações em regiões de encostas.........................................72

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LISTA DE TABELAS

Tabela 1: Valores referência de velocidades de detonação e energias liberadas por explosivos

tipo ANFO.............................................................................................................................. ...13

Tabela 2: Composição típica de um explosivo tipo emulsão....................................................14

Tabela 3: Valores referência de velocidades de detonação e energias liberadas por explosivos

tipo emulsão..............................................................................................................................15

Tabela 4: Valores referência de velocidades de detonação e energias liberadas por explosivos

tipo ANFO pesado....................................................................................................................15

Tabela 5: Plano de Ação do projeto de Melhoria de Fragmentação.........................................32

Tabela 6: Dados geomecânicos das principais litologias detonadas da Mina do Sapo...............36

Tabela 7: Dados das principais descontinuidades presentes nas litologias detonadas da Mina do

Sapo.............................................................................................................................. .............37

Tabela 8: Exemplo do fornecimento da direção de mergulho da foliação pela equipe de

Geologia de Mina......................................................................................................................40

Tabela 9: Malhas de perfuração e parâmetros de plano de fogo em função do diâmetro de

perfuração e litologia a ser desmontada.....................................................................................41

Tabela 10: Resumo dos cenários de plano de fogo simulados....................................................46

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SUMÁRIO

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

1.1 Mina Objeto do Estudo ........................................................................................... 1

1.2 Formulação do Problema ........................................................................................ 3

1.3 Justificativa ............................................................................................................ 3

1.4 Objetivos ................................................................................................................ 4

1.4.1 Geral ................................................................................................................. 4

1.4.2 Específicos ....................................................................................................... 4

1.5 Estrutura do Trabalho ............................................................................................. 4

2 REVISÃO BIBLIOGRÁFICA..................................................................................... 6

2.1 Principais Propriedades do Maciço Consideradas no Desmonte .............................. 6

2.1.1 Propriedades físicas da rocha ............................................................................ 6

2.1.2 Características Estruturais do Maciço Rochoso ................................................. 7

2.2 Explosivos ............................................................................................................ 10

2.2.1 Principais Propriedades dos Explosivos .......................................................... 10

2.2.2 Principais Tipos de Explosivos ....................................................................... 12

2.3 Mecanismos de Ruptura da Rocha Presentes na Detonação ................................... 16

2.3.1 Propagação das Ondas de Choque ................................................................... 16

2.3.2 Reflexão das Ondas de Choque ....................................................................... 17

2.3.3 Tensão Exercida pelos Gases .......................................................................... 18

2.3.4 Colisão de Fragmentos .................................................................................... 19

2.3.5 Modelo de Interação Maciço-Explosivo .......................................................... 19

2.3.6 Capacidade de Absorção de Energia pelo Maciço ........................................... 20

2.4 Elaboração de Plano de Fogo ................................................................................ 20

2.4.1 Diâmetro de Perfuração .................................................................................. 21

2.4.2 Inclinação dos Furos ....................................................................................... 21

2.4.3 Afastamento.................................................................................................... 24

2.4.4 Espaçamento ................................................................................................... 24

2.4.5 Subperfuração ................................................................................................. 26

2.4.6 Tampão........................................................................................................... 27

3 METODOLOGIA ...................................................................................................... 28

3.1 Fundamentação Teórica da Metodologia ............................................................... 28

3.2 Metodologia Adotada ........................................................................................... 31

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x

4 DESENVOLVIMENTO ............................................................................................. 33

4.1 Levantamento de Dados Geológicos ..................................................................... 33

4.2 Fluxograma da Atividade de Desmonte ................................................................ 38

4.3 Simulações de Distribuições Granulométricas....................................................... 43

4.3.1 Sistema de Simulação JKSIMBLAST ............................................................. 43

4.3.2 Realização das Simulações de Fragmentação .................................................. 45

4.4 Fotoanálises Granulométricas ............................................................................... 48

4.4.1 Sistema de Fotoanálise .................................................................................... 48

4.4.2 Avaliação de Distribuição Granulométrica por Fotoanálise ............................. 50

4.5 Indicadores Operacionais ...................................................................................... 51

4.5.1 Definição de Indicadores Operacionais ........................................................... 51

4.5.2 Indicadores Operacionais Utilizados ............................................................... 52

5 RESULTADOS E DISCUSSÕES .............................................................................. 54

5.1 Simulações dos Diferentes Cenários de Plano de Fogo.......................................... 54

5.2 Avaliação Granulométrica dos Cenários de Plano de Fogo por Fotoanálise ........... 58

5.3 Comparação Entre Resultados das Simulações e Fotoanálises ............................... 63

5.4 Avaliação dos Indicadores Operacionais ............................................................... 69

6 CONCLUSÃO ............................................................................................................ 73

REFERÊNCIA BIBLIOGRÁFICA .................................................................................. 75

ANEXOS ............................................................................................................................ 77

Parâmetros de Plano de Fogo ........................................................................................... 77

Curva Alimentação Ideal Britagem Primária .................................................................... 78

Dados Utilizados na Construção das Curvas Simuladas Para o Itabirito Compacto ........... 79

Dados Utilizados na Construção das Curvas Simuladas para o Itabirito Semicompacto .... 92

Dados Utilizados na Construção das Curvas Simuladas para o Itabirito Friável .............. 110

Dados de Fotoanálise Utilizados na Construção das Curvas para o Itabirito Compacto ... 129

Dados de Fotoanálise Utilizados na Construção das Curvas Para o Itabirito Semicompacto

...................................................................................................................................... 130

Dados de Fotoanálise Utilizados na Construção das Curvas para o Itabirito Friável ........ 131

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1 INTRODUÇÃO

1.1 Mina Objeto do Estudo

A mina objeto do estudo situa-se nos municípios de Conceição do Mato Dentro e

Alvorada de Minas, na região central do estado de Minas Gerais. A figura 1 apresenta a

localização do município de Conceição do Mato Dentro.

Figura 1: Localização do Município de Conceição do Mato Dentro. (WIKIPEDIA, 2017).

A mina em questão, denominada Mina do Sapo realiza extração de minério de ferro e é

de propriedade da empresa Anglo American plc. A produção do concentrado de minério de

ferro iniciou-se em 2014, sendo a capacidade nominal de produção do projeto 26,5 milhões de

toneladas de pellet feed por ano. A figura 2 apresenta uma vista aérea da região da mina.

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2

Figura 2: Vista aérea da região da Mina do Sapo. (GOOGLE MAPS, 2017).

A mina é provida de equipamentos que detêm tecnologia embarcada, com foco nas

operações de lavra e tem como as principais ferramentas de auxílio o despacho eletrônico com

sistema de GPS de alta precisão para parte da frota (Escavadeiras, Pás Carregadeiras, Tratores

e Perfuratrizes), e softwares para simulação de plano de fogo, sistema de avaliação de perfil de

furos a laser e sistema de medida de distribuição granulométrica por fotoanálise.

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1.2 Formulação do Problema

O desmonte de rochas, atividade presente em grande parte das minerações, possui

importância na cadeia produtiva das minas onde essa tarefa é necessária. A operação de

desmonte viabiliza a desagregação de materiais extremamente resistentes, cuja fragmentação

sem a atuação dos explosivos, se tornaria impossível ou extremamente onerosa.

A fragmentação resultante da detonação de explosivos dentro de um maciço rochoso

pode apresentar os mais diversos resultados de distribuição granulométrica, o que afeta etapas

seguintes da cadeia de produção.

A quantidade de material que, após o desmonte, apresenta dimensões superiores ao

limite da alimentação da britagem primária configura um problema, visto que esses fragmentos

demandam atividade de desmonte extra.

A usina de processamento de minérios da Mina do Sapo foi dimensionada para uma

alimentação com baixa presença de rocha compacta em função das características

geomecânicas esperadas do minério. Entretanto, com o início da operação e maior número de

furos de sondagem, verificou-se que a presença de rochas compactas era superior ao esperado,

o que se tornou um complicador visto que a usina não havia sido projetada para trabalhar com

alimentação de granulometria mais grosseira oriunda da detonação de rochas mais competentes.

1.3 Justificativa

Reduzir o volume de material que necessita de desmonte secundário incorre em ganhos

financeiros e de segurança para o processo de mineração.

Os ganhos financeiros são oriundos da redução do tempo da parada da britagem primária

devido ao travamento por blocos, redução dos custos de perfuração e de desmonte dos matacões

e redução do uso de rompedor hidráulico.

Os ganhos de segurança são atribuídos à redução do número de eventos de detonação,

atividade que sempre apresenta riscos, além do fato de que a realização de desmontes

secundários ser considerada mais perigosa do que de desmontes primários, visto que o

fenômeno de formação de estilhaços é preponderante.

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4

1.4 Objetivos

1.4.1 Geral

O principal objetivo desse projeto é reduzir o volume de blocos gerados na atividade de

desmonte. O que se considera blocos no presente trabalho são os fragmentos rochosos cujas

dimensões são superiores ao gap dos britadores primários (850 mm).

1.4.2 Específicos

Os objetivos específicos do projeto são:

Identificar possíveis formas de atingir a redução de blocos;

Testar em campo as soluções propostas;

Avaliar os resultados apresentados pelos testes;

Definir um possível novo padrão de desmonte mais eficiente.

1.5 Estrutura do Trabalho

Este trabalho é composto por oito capítulos, o primeiro, do qual este item é parte, é uma

introdução ao trabalho e apresenta a justificativa e os objetivos do estudo.

O capitulo 2 apresenta uma revisão bibliográfica abrangendo alguns dos principais

fatores que afetam os resultados do desmonte de rochas, são eles: propriedades do maciço

rochoso, explosivos, mecanismo de ruptura das rochas e a elaboração do plano de fogo.

O terceiro capítulo apresenta a fundamentação teórica da metodologia adotada no

referente projeto de melhoria de fragmentação e seu plano de ação correspondente.

O quarto capítulo apresenta o desenvolvimento do trabalho, evidenciando o método de

levantamento dos dados utilizados para as simulações de plano de fogo, a forma como o

desmonte por explosivos é feito na unidade em questão e os indicadores adotados para avaliação

do projeto.

O capítulo 5 apresenta os resultados das simulações, das fotoanálises, dos indicadores

operacionais avaliados e suas pertinentes discussões.

As conclusões do trabalho são apresentadas no capítulo 6. As referências bibliográficas

constam no capítulo seguinte.

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5

Os anexos apresentam os parâmetros adotados no plano de fogo e tabelas com os dados

utilizados para construir a curva de alimentação ideal da britagem primária, as curvas simuladas

de distribuição granulométrica e as curvas de distribuição granulométrica geradas por

fotoanálise.

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6

2 REVISÃO BIBLIOGRÁFICA

O desmonte de rochas por explosivos depende essencialmente das características do

maciço rochoso, dos explosivos utilizados e da forma de elaboração do plano de fogo.

2.1 Principais Propriedades do Maciço Consideradas no Desmonte

As características dos maciços rochosos são determinantes no resultado do desmonte de

rochas por explosivos, entretanto há grande complexidade na caracterização dos maciços e na

correlação das suas propriedades com a elaboração dos planos de fogo.

2.1.1 Propriedades físicas da rocha

Propriedades físicas das rochas usualmente medidas como resistência à compressão

uniaxial (UCS), módulo de Young, densidade e porosidade são costumeiramente utilizadas

como parâmetros de referência na elaboração de planos de fogo. Entretanto isto é usualmente

feito de forma qualitativa e não quantitativa, dada a complexidade de se predizer o resultado de

um desmonte em função da gama de variáveis que existem no processo, tanto relacionadas à

natureza do maciço quanto dos explosivos.

Resistência

A engenharia considera resistência mecânica a capacidade de um sólido de suportar

esforços internos sem que haja deformação plástica. Os esforços basicamente são de

compressão, tração e cisalhamento podendo ser realizados de forma dinâmica ou estática.

Rochas assim como o concreto apresentam maior resistência à compressão do que à

tração.

A resistência da rocha aumenta quando a taxa de carregamento de tensão da rocha

aumenta. Assim, as medidas de resistência apropriadas para a análise da detonação são bastante

diferentes das medidas obtidas em testes estáticos clássicos não confinados. (MORAIS, 2004).

Rochas de alta resistência usualmente requerem maior quantidade de energia para se

deformarem ao ponto de fraturarem.

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7

Módulo de Young

O módulo de Young é a razão entre a tensão e a deformação na direção do esforço

aplicado, sendo um importante indicador do comportamento mecânico da rocha, indicando

quão plástica e elástica é determinada litologia. O módulo de Young junto com o limite de

ruptura da rocha indica a resiliência do material e permitem uma estimativa do grau de

dificuldade em desmonta-lo. Rochas plásticas de forma geral demandam uma maior quantidade

de energia para que haja desagregação do material.

Peso específico:

É a razão entre a massa e o volume da rocha. Os fatores determinantes dessa propriedade

são a composição química e o formato dos grãos formadores, de forma geral a densidade da

rocha e sua resistência à compressão possuem considerável correlação. Rochas mais densas em

termos gerais demandam mais energia para serem desmontadas do que rochas menos densas.

Porosidade:

É a razão entre o volume dos poros e o volume total de uma amostra. Rochas com alta

porosidade tendem a ser susceptíveis à desmonte mecânico, entretanto quando demandam

desmonte por explosivos, são mais indicados para essa aplicação os tipos que produzem menos

ondas de choque e maior volume de gases. (GOKHALE, 2011).

2.1.2 Características Estruturais do Maciço Rochoso

A distribuição de tamanho e a forma dos blocos naturais que compõem a estrutura do

maciço rochoso, têm um profundo efeito na fragmentação e no desempenho da detonação. Em

várias situações de desmonte, a pilha é formada por fragmentos de rocha de origem natural que

foram simplesmente soltos e liberados pela detonação. Se o tamanho dos blocos no maciço

rochoso for substancialmente maior que o tamanho dos fragmentos requeridos na detonação,

então considerável energia do explosivo terá de ser fornecida para a redução dos blocos à faixa

de tamanho desejada. (SCOTT, 1996). A figura 3 ilustra a relação entre energia fornecida,

distribuição de blocos “in situ” e distribuição requerida.

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Figura 3: Diagrama da energia requerida em função do tamanho dos blocos in situ. (SCOTT,

1996).

A existência de fraturas naturais do maciço consiste em planos preferenciais de ruptura

segundo os quais as rupturas demandam menor quantidade de energia para ocorrerem. A

orientação do desmonte em relação à direção da foliação tem considerável influência no

resultado, isso ocorre porque os planos de foliação são planos de ruptura preferenciais devido

à sua fragilidade. Existem basicamente 3 relações entre as direções de desmonte e foliação. A

primeira delas, a detonação a favor do mergulho da foliação é apresentada na figura 4.

Figura 4: Detonação a favor do mergulho da foliação. (GOKHALE, 2011).

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9

A segunda situação é quando a detonação é feita contra o mergulho da foliação, como

ilustrado na figura 5.

Figura 5: Detonação contra o mergulho da foliação. (GOKHALE, 2011).

A terceira possibilidade é realizar a detonação ao longo da direção de foliação, situação

ilustrada na figura 6.

Figura 6: Detonação ao longo da direção de foliação. (GOKHALE, 2011).

A literatura de uma forma geral considera a detonação a favor da foliação como sendo

a mais favorável, isso porque os planos de fraqueza sendo praticamente paralelos a face do

banco facilita a ruptura por flexão, tendendo a gerar uma granulometria satisfatória. A

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10

detonação ao longo da direção de foliação é usualmente considerada a menos favorável, devido

ao pé do banco ser formado por diferentes foliações, apresentando, portanto, variabilidade de

propriedades e consequentemente irregularidade nos resultados.

A complexidade de um maciço rochoso e do processo de detonação, entretanto, fazem

com que generalizações desse tipo apesar de serem guias úteis não possam ser assumidas como

verdades absolutas.

2.2 Explosivos

Explosivos são substâncias puras ou misturas, em qualquer estado, que quando

submetidas a um extímulo externo suficientemente energético como calor, atrito ou impacto se

transformam total ou parcialmente em gases em um curtíssimo intervalo de tempo, liberando

uma grande quantidade de energia, gerando altas pressões e temperaturas. (CROSBY, 1998).

A composição química de um explosivo é basicamente a mistura de um agente oxidante

e um combustível, que propicia a ocorrência de uma reação de redução e oxidação de alta

velocidade.

Explosivos para uso na atividade de desmonte de rochas, assim como utilizados para

quaisquer outras atividades civis, necessitam ser estáveis quimicamente para que não se

decomponham espontaneamente com qualquer pequeno estímulo, seja fricção, impacto ou calor

que possa ocorrer durante manejo ou armazenamento.

2.2.1 Principais Propriedades dos Explosivos

As propriedades de cada tipo de explosivo são determinantes na definição do explosivo

a ser utilizado, pois influenciam a quantidade de energia liberada na detonação, a forma de

interação maciço-explosivo e por consequência o resultado da detonação.

Peso específico:

É a razão entre a massa e o volume do explosivo. Os fatores determinantes dessa

propriedade são a composição química e o formato dos grãos dos componentes. Os

explosivos utilizados na atividade de desmonte de rocha, de forma geral, possuem peso

específico entre 0,85 e 1,15 g/cm³.

Energia liberada pelo explosivo:

A aplicação do explosivo na atividade de desmonte tem como objetivo utilizar a

energia desprendida na detonação para a cominuição e movimentação do material a ser

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desmontado de acordo com as necessidades das etapas subsequentes da cadeia de

produção. O desprendimento de energia causa pulverização da rocha nas regiões

próximas ao furo carregado, criação de novas fraturas, propagação de fraturas

existentes, movimentação do material, vibração do solo, ruído e calor. “No processo de

detonação nem toda energia dos explosivos é disponibilizada para a realização de

trabalho útil.” (HUSTRULID, 1999 apud MORAIS, 2004, p. 31).

A fração da energia que será destinada a realização de trabalho útil depende da natureza

do explosivo a ser utilizado, das propriedades do maciço rochoso em questão e da

elaboração do plano de fogo.

Balanço de oxigênio:

A reação é dita propriamente balanceada em termos de quantidade de oxigênio

disponível quando há presença o suficiente desse elemento para oxidar completamente

todo o combustível da mistura. A reação de detonação idealmente balanceada produziria

dióxido de carbono (CO2), vapor de água (H2O) e gás nitrogênio (N2). O excesso de

oxigênio possibilita a formação de óxidos de nitrogênio (NO e NO2), enquanto a falta

de oxigênio proporciona a formação de monóxido de carbono (CO), além da alta

toxicidade, os gases formados na reação desbalanceada reduzem a eficiência do

explosivo pois diminuem a quantidade de energia liberada pela reação.

Velocidade de detonação:

A velocidade de detonação (VOD) é a velocidade na qual a reação se propaga

através do explosivo. A velocidade de detonação depende de (CROSBY, 1998):

· composição química do explosivo

· diâmetro da carga explosiva

· confinamento e diâmetro das partículas do explosivo

· grau de homogeneização da mistura

· densidade do explosivo

· umidade do explosivo.

· temperatura do explosivo.

· tipo e gramatura (massa) da iniciação.

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A VOD controla a taxa em que a reação do explosivo acontece, consequentemente, a

partição da energia de choque em relação às parcelas que compõem a energia total. Um

explosivo com uma VOD considerada baixa libera sua energia total a uma taxa mais lenta e

uma proporção maior da energia total, de forma geral tende a realizar pressão através dos gases.

Já um explosivo de alta velocidade é tende a gerar alta energia de choque ou brisância. Assume-

se que quanto mais alta for VOD, maior será a capacidade do explosivo de fraturar a rocha.

(CAMERON E HAGAN, 1996 apud MORAIS, 2004).

A VOD é considerada um dos mais importantes indicadores de performance de um

explosivo. A importância se deve ao fato que a pressão de detonação é diretamente proporcional

ao quadrado da velocidade de detonação.

Pressão de detonação:

A pressão de detonação é a pressão criada pela onda de detonação durante a viagem ao

longo da própria carga explosiva. É o principal elemento responsável pela geração de uma onda

de choque no maciço que abriga a carga de explosivos. A magnitude desta onda reflete a

intensidade da energia de choque do explosivo e o seu efeito é um dos causadores da fratura do

maciço detonado. (CAMERON E HAGAN, 1996 apud MORAIS 2004).

A pressão de detonação é uma função da densidade do explosivo e da velocidade de

detonação. A fórmula usualmente aceita para o cálculo da pressão de detonação (Pd), em MPa,

é dada pela EQ. 1 (BJARNHOLT, 1980):

𝑃𝑑 = 0,25 𝑥 𝜌 𝑥 (𝑉𝑂𝐷)² EQ. (1)

Onde ρ é o peso específico do explosivo (kg/m³) e VOD é a velocidade de detonação do

explosivo (km/s).

2.2.2 Principais Tipos de Explosivos

Existem 2 grandes categorias de explosivos, os explosivos militares e os explosivos

comerciais. O presente trabalho irá tratar apenas de alguns explosivos de uso comercial, são

eles: ANFO, emulsões e ANFO pesado (blendados).

ANFO:

O explosivo em questão é usado em larga escala na atividade de mineração, possuindo

bom desempenho e grande atratividade financeira. É composto da mistura de nitrato de amônia

(N2H4O3) e óleo diesel, as porcentagens em massa, idealmente, são respectivamente 94,5 e

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13

5,5% segundo Lee e Akre, 1955. A sigla ANFO é originária das iniciais dos nomes dos

componentes em inglês, Ammonium Nitrate and Fuel Oil.

As principais vantagens do ANFO são: por ser um explosivo aplicado a granel possui

capacidade de preencher completamente os furos onde é aplicado, produz um pequeno volume

de gases tóxicos e seu preço é inferior à maioria dos explosivos.

As principais desvantagens são: A baixa resistência à ação da água, podendo se tornar

inerte quando ocorre exposição do explosivo a esse solvente, o menor peso específico quando

comparado aos demais explosivos e a necessidade de um reforçador para sua iniciação.

A reação química do ANFO, com balanço de oxigênio ideal, é usualmente aceita como

apresentado na EQ. 2:

3N2H403 + CH2 -> CO2 + 7H2O + 3N2 + 900 cal/g. EQ. (2)

A equação representada acima trata-se de uma simplificação visto que desconsidera a

presença de qualquer contaminante, e considera o óleo diesel como sendo unicamente composto

por CH2.

A tabela 1 apresenta valores referência de algumas propriedades de explosivos tipo

ANFO.

Tabela 1: Valores referência de velocidades de detonação e energias liberadas por explosivos

tipo ANFO.

Peso específico (g/cm³)

Diâmetro (mm)

VOD média

medida V (m/s)

VOD teórica V* (m/s)

Energia máx. teórica E*

(cal/g)

Energia na frente de detonação estimada NE*

(cal/g)

0,82 77 3.530 4.950 883 449

0,82 102 4.060 4.950 883 594

0,82 128 4.170 4.950 883 627

0,82 155 4.120 4.950 883 612

0,80 254 4.330 4.950 883 676

0,80 305 4.450 4.950 883 714

Fonte: CROSBY, 1998 apud MORAIS, 2004.

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Emulsões:

Explosivos em emulsão são misturas de água e óleo. Eles são compostos por micro

gotículas de solução oxidante supersaturada e uma matriz de óleo. O máximo rendimento

energético e consequentemente mínimos custos de produção e preço de venda, advém do uso

de nitrato de amônio como o oxidante dentro das micro gotículas. A definição química de uma

emulsão é uma dispersão estável de um líquido imiscível em outro, o que é atingido através de

agentes que permitem este processo (agentes emulsificantes) e uma forte agitação mecânica.

(Silva, 2011).

A tabela 2 apresenta a composição típica de um explosivo tipo emulsão.

Tabela 2: Composição típica de um explosivo tipo emulsão.

Ingrediente Porcentagem em

Massa

Nitrato de amônio 77,3

Água 16,7

Óleo diesel 4,9

Agente emulsificante: oleato de sódio ou

Monoleato de ezorbitol 1,1

Total 100,0

Fonte: Silva, 2008.

As emulsões são formadas por ambos, o oxidante e o combustível, em estado líquido.

Observando-se com auxílio de microscópio, a estrutura da emulsão é semelhante a de um favo

de mel. A espessura da camada da fase contínua, que separa as gotículas do oxidante, é inferior

a uma dezena de micrômetros. Esta característica propicía uma enorme área de contato entre o

combustível e o oxidante o que resulta em uma rápida e completa reação de combustão.

(HUSTRULID, 1999 apud MORAIS, 2004).

A tabela 3 apresenta a variação da energia específica de detonação em função do

aumento densidade.

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Tabela 3: Valores referência de velocidades de detonação e energias liberadas por

explosivos tipo emulsão.

Composição Peso Específico (g/cm³) VOD (m/s) Energia total (cal/g)

Emulsão + 0% Al 1,20 6.440 684

Emulsão + 5% Al 1,32 6.560 862

Emulsão + 7% Al 1,33 6.600 948

Emulsão + 10% Al 1,34 6.600 1.016

Emulsão + 14% Al 1,35 6.500 1.115

Fonte: CROSBY, 1998 apud MORAIS, 2004.

ANFO Pesado ou Blendado:

A combinação de ANFO e emulsão em uma mistura proporciona um aumento de

densidade do ANFO e de sensibilidade da emulsão. As alterações em questão ocorrem, pois,

os interstícios entre os grãos e os poros dos grãos de nitrato de amônio são preenchidos pela

emulsão.

“Estes produtos são resistentes à água quando o percentual de emulsão na mistura é

superior a 50% do total do explosivo.” (MORAIS, 2004, p. 44).

A tabela 4 apresenta variações na composição de explosivos do tipo ANFO pesado e

suas consequentes alterações de propriedades.

Tabela 4: Valores referência de velocidades de detonação e energias liberadas por

explosivos tipo ANFO pesado.

Fonte: CROSBY, 1998 apud MORAIS, 2004.

Ingredientes15%

emulsão

20%

emulsão

25%

emulsão

30%

emulsão

35%

emulsão

40%

emulsão

45%

emulsão

Nitrato de cálcio (%) 4,50 6,00 7,50 9,00 10,50 12,00 13,50

Nitrato de amônio (%) 87,60 84,58 82,10 79,62 77,14 74,56 72,28

Água (%) 2,82 3,76 4,70 5,64 6,58 7,52 8,46

Óleo combustível (%) 5,32 5,26 5,20 5,14 5,08 5,12 4,86

Emulsificante (%) 0,30 0,40 0,50 0,60 0,70 0,80 0,90

Velocidade teórica (m/s) 5.296 5.438 5.623 5.86 6.07 6.365 6.536

Energia termoquímica (cal/g) 849 832 815 797 780 778 745

Energia por volume (cal/cm³) 824 844 888 925 952 1004 1006

Peso específico (g/cm³) 0,98 1,03 1,09 1,16 1,22 1,29 1,35

Energia relativa por volume (RBS) 1,11 1,14 1,2 1,24 1,28 1,35 1,35

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2.3 Mecanismos de Ruptura da Rocha Presentes na Detonação

A detonação do explosivo propicia a fragmentação da rocha segundo diversos

mecanismos, sendo os principais deles a propagação das ondas de choque, a reflexão das ondas

de choque, a tensão exercida pelos gases e a colisão dos fragmentos.

2.3.1 Propagação das Ondas de Choque

O primeiro mecanismo de fragmentação a ocorrer, imediatamente após a detonação, é a

propagação das ondas de choque através do maciço rochoso. A rápida expansão dos gases ao

impactar a parede dos furos gera uma onda de choque.

A energia liberada e os gases gerados pela detonação exercem uma pressão da ordem

de 7 a 10 GPa e atingem temperaturas de 2500 a 4500 °C. Tais pressões e temperaturas agem

em conjunto para pulverizar e desagregar uma espessa região em forma de cilindro ao redor do

furo. Esta região é chamada zona pulverizada. A espessura da zona pulverizada depende da

magnitude da pressão de detonação, do calor da detonação, da resistência e porosidade da rocha.

A razão entre o volume do cilindro pulverizado e o volume original do furo é da ordem

de 2 a 4 para rochas resistentes e da ordem de 10 para rochas pouco resistentes e porosas.

Aproximadamente 30% da energia de detonação é utilizada na pulverização da rocha.

As rochas são formadas por minerais de diferentes composições. Consequentemente,

planos de fraqueza são criados durante o processo de formação da rocha. As fraturas com

direção tangencial à propagação da onda permanecem praticamente inalteradas pela onda

compressiva. A onda de compressão promove o cisalhamento dos planos orientados

radialmente à sua direção de propagação, isso pois a resposta dos diferentes componentes da

rocha difere, o que gera novas fraturas. À medida que se distancia do furo se reduz a intensidade

das fraturas resultante, isso ocorre devido à dissipação da energia da onda de compressão.

(GOKHALE, 2011).

A figura 7 ilustra o mecanismo de ruptura da rocha resultante da propagação de ondas

compressivas.

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17

Figura 7: Fratura da rocha por ondas compressivas. (WYLLIE E MAH, 2005).

2.3.2 Reflexão das Ondas de Choque

A onda de compressão ao atingir uma face livre é refletida e torna-se uma onda de tração,

a velocidade da onda após a reflexão está entre 500 e 2500 m/s aproximadamente.

(GOKHALE, 2011).

O grau com que a energia da onda decai ao longo de sua movimentação varia, sendo

dependente de diversos fatores como a composição do maciço rochoso, a distância do furo à

face livre, características estruturais e propriedades físicas do maciço.

O pulso ao se propagar de volta ao ponto de origem tracionando a face livre cria fraturas.

A razão pela qual a reflexão das ondas de choque é um importante mecanismo de fragmentação

é o fato de que as rochas apresentam baixa resistência à tração, de grandeza 10 a 15 vezes menor

que a resistência à compressão. O fato de não haver confinamento em uma das faces do banco

permite com que fragmentos se projetem, sendo considerado um mecanismo que forma

estilhaços.

A figura 8 ilustra o mecanismo de ruptura da rocha resultante da propagação de ondas

de tração.

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Figura 8: Fratura da rocha por ondas de tração. (WYLLIE E MAH, 2005).

2.3.3 Tensão Exercida pelos Gases

Durante e/ou depois da propagação das ondas de choque, gases sob altas pressões e altas

temperaturas criam um campo de tensão em volta do furo. Existem controvérsias sobre os

principais mecanismos de fragmentação durante esta fase. Alguns autores acreditam que a rede

de fraturas do maciço rochoso está completa, enquanto outros acreditam que o processo

principal de fratura está iniciando-se neste momento. Em alguns casos, são os gases que

penetram na rede de fraturas aumentando as fendas e criando novas fraturas.

A figura 9 ilustra o mecanismo de ruptura da rocha resultante da tensão exercida pelos

gases.

Figura 9: Fratura da rocha pela tensão exercida pelos gases. (WYLLIE E MAH, 2005).

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2.3.4 Colisão de Fragmentos

É considerada a derradeira etapa do processo de fragmentação do desmonte por

explosivos. A fragmentação em sua grande maioria ocorre segundo os mecanismos previamente

descritos, entretanto o uso de filmagens e fotografias de alta velocidade tem evidenciado que

há também fragmentação proporcionada pela colisão entre os fragmentos resultantes do

desmonte e dos mesmos com o solo. O mecanismo em questão por ter sido evidenciado com o

auxílio de tecnologias recentes não é considerado em algumas literaturas mais antigas.

2.3.5 Modelo de Interação Maciço-Explosivo

Uma descrição do processo de detonação por Sarma (1994) foi feita com o intuito de

modelar a interação maciço-explosivo. Segundo Morais (2004) as relações entre propriedades

do maciço e desempenho do desmonte consideradas importantes são:

•Rigidez da Rocha: governa o fenômeno de deformação nas regiões mais próximas ao

furo, consequentemente, a pressão resultante no interior da furo, e o aproveitamento da energia

da detonação em onda de choque e deslocamento do maciço.

•Resistência à compressão dinâmica: governa a intensidade e alcance da pulverização

da rocha.

•Parâmetros de atenuação do maciço rochoso: afeta a distância máxima a qual a onda

atinge com intensidade suficiente para causar a fratura.

•Resistência à tração dinâmica da rocha: afeta o limite atingido pelas fraturas originadas

pela onda de choque e pela tensão exercida pelos gases.

•Caráter, orientação e frequência das descontinuidades no maciço rochoso: interferem

na distribuição dos blocos formados, além de influenciar na atenuação da onda de choque e no

dos gases oriundos da detonação.

•Densidade da rocha: influencia na forma e intensidade da movimentação do maciço

rochoso decorrente da movimentação.

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2.3.6 Capacidade de Absorção de Energia pelo Maciço

“A habilidade do maciço rochoso de transmitir ou absorver a energia da detonação

influencia a escolha do explosivo, sua distribuição e a sequência de iniciação. A amplitude do

pulso sísmico diminui quando ele se propaga através do maciço rochoso”. (MORAIS, 2004 p.

70)

Os mecanismos de atenuação do pulso enquanto se propaga são segundo Scott (1996):

Expansão geométrica da onda, que resulta em uma redução da energia contida por

unidade de volume de rocha, sem nenhuma perda total de energia;

Mecanismo de dissipação de energia, que efetivamente remove energia do pulso. Esta

perda de energia é um resultado da fricção interna dentro do material. A energia pode

ser armazenada localmente ou dissipada como calor.

Há maciços em que a dissipação de energia é mais severa, consequentemente afetando

a granulometria resultante do desmonte.

2.4 Elaboração de Plano de Fogo

A elaboração do plano de fogo visa atender os requisitos de fragmentação e formação

da pilha, respeitando os limites ambientais e de segurança, evitando fogos falhados e ultra

lançamentos bem como controlando as vibrações e pressões acústicas resultantes do processo

de detonação.

Durante a elaboração do plano de fogo, o projetista deve levar em consideração todas

as variáveis existentes do processo, sendo algumas delas controláveis e outras não controláveis.

Exemplos de variáveis não controláveis são propriedades físicas das rochas, foliações,

mergulho, direção, fraturas, nível de saturação do maciço e condições meteorológicas.

Variáveis controláveis são o tipo de explosivo a ser utilizado, a razão de carga, número de faces

livres, parâmetros geométricos da malha, sequenciamento, direcionamento e dimensão da

detonação.

Ciente de seus objetivos, limites e variáveis não controláveis o projetista deve trabalhar

utilizando o que está sobre seu controle de forma a atingir o resultado ótimo para seu processo.

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21

2.4.1 Diâmetro de Perfuração

Diversos fatores são levados em consideração para a decisão do diâmetro de perfuração

ideal. Os fatores preponderantes para essa decisão são: fragmentação requerida, produtividade

de escavação desejada e as propriedades do maciço rochoso.

Os diâmetros considerados de grande porte, usualmente são adotados para bancadas

altas além de serem utilizados juntamente com equipamentos de escavação, transporte e de

britagem de porte correspondente. Grandes diâmetros de forma geral não são apropriados para

rochas de alta resistência, maciços com fraturas de grande espaçamento além de dificultar o

controle das vibrações.

A utilização de maiores diâmetros de perfuração reduz os custos de forma geral. Isso se

deve a redução no número de furos a serem realizados para desmontar uma mesma massa

quando comparado a diâmetros menores, redução no número de acessórios de detonação e

maior produtividade no carregamento.

Furos com menor diâmetro distribuem melhor a energia fornecida pelo processo de

detonação por concentrar menos a carga já que haverá um maior número de furos. Razões de

carga iguais tendem a ter resultados diferentes em função do diâmetro de perfuração,

demandando que ao utilizar furos com maiores diâmetros a razão de carga tenha que ser

aumentada para que tenha o mesmo resultado de fragmentação de diâmetros inferiores.

Quando existem descontinuidades que segregam o maciço em grandes blocos

recomenda-se utilizar diâmetros menores para aumentar o número de furos em relação a

utilização de maiores diâmetros, com o intuito de garantir que todos os grandes blocos

existentes sejam perfurados. Os maciços com descontinuidades de pequeno espaçamento de

forma geral permitem a utilização de grandes diâmetros pois o controle estrutural nesse caso

não favorece a formação de matacões.

2.4.2 Inclinação dos Furos

A perfuração pode ser feita com furos inclinados ou com furos verticais. A utilização de

furos inclinados apresenta diversas vantagens e desvantagens, sendo as condições do maciço e

de operação que irão determinar a necessidade de se realizar os furos inclinados ou não.

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22

As vantagens da utilização de furos inclinados são segundo Gokhale (2011):

• Comprimento da coluna de explosivo no furo é maior, assim como o afastamento

real é menor. Essas condições permitem que uma melhor fragmentação seja atingida ou que o

afastamento possa ser aumentado para atingir o mesmo nível de fragmentação. A figura 10

ilustra o ganho de comprimento da coluna de explosivo e redução do afastamento.

Figura 10: Comparação de parâmetros em furos verticais e inclinados. (GOKHALE, 2011).

• Volume na zona de pior fragmentação próxima à região de tampão, indicada pela

área hachurada, é menor, o que propicia um melhor grau de fragmentação da detonação como

um todo.

• O comprimento da sub perfuração pode ser reduzido já que o pé do banco

formado pela detonação de furos inclinados tende a ser mais regular, podendo-se em alguns

casos até eliminar a sub perfuração por completo.

• O volume de material detonado por metro perfurado com furos inclinados é

maior quando comparado a furos verticais, o que contribui para a redução dos custos.

• Menor probabilidade de formação de back breaks, o que reduz a dificuldade e o

risco de se posicionar uma perfuratriz na primeira linha a ser perfurada do plano.

• O afastamento real da primeira linha é mais uniforme, não variando ao longo da

profundidade do furo, como ilustrado na figura 11. Além disso a face do talude formada por

não ser vertical é mais estável do ponto de vista geotécnico.

• Uma maior quantidade de energia é irradiada perpendicularmente à face livre,

além de uma melhor fragmentação isso reduz a quantidade de energia destinada à vibração da

superfície.

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23

Figura 11: Afastamento mais uniforme com furos inclinados. (GOKHALE, 2011).

Silva (1998) complementa as vantagens: maior lançamento do material o que propicia

melhor liberação da pilha.

As desvantagens da utilização de furos inclinados são segundo Gokhale (2011):

• A realização de furos inclinados é mais complexa, pois além do posicionar a

perfuratriz no local a realizar o furo, o operador também necessita alinhar o mastro de forma

correta de forma que a direção do furo seja a planejada.

• A realização da perfuração da região chamada “colar do furo” que corresponde

ao início do furo é considerada mais difícil.

• A probabilidade de ocorrências de desvios nos furos é considerada bem mais

acentuada do que em furos verticais, o que implica na necessidade de grande cuidado durante

a atividade de perfuração.

• Maior desgaste de todos os componentes da coluna de perfuração. Sendo essa

situação mais crítica nos casos de perfuração com grandes diâmetros, já que as perfuratrizes

exercem altíssimas pressões e torques.

• As ferramentas de perfuração são expostas a grandes pressões laterais o que

reduz a vida útil em termos de fadiga da ferramenta.

• A probabilidade de ultra lançamentos é maior do que em furos em verticais.

• Menor taxa de penetração devido a reduzida capacidade de limpeza.

Todas as desvantagens tendem a se acentuar à medida que a inclinação dos furos cresce.

As propriedades do maciço rochoso, principalmente a orientação das descontinuidades possuem

grande relevância na escolha da inclinação do furo.

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24

2.4.3 Afastamento

O afastamento é a menor distância entre as linhas da malha de perfuração ou a distância

entre a face livre e a primeira linha da malha. É considerado uma das variáveis mais críticas na

elaboração do plano de fogo.

O afastamento caso seja excessivamente grande irá proporcionar apenas a formação de

fissuras no maciço, pois não haverá movimentação do material o que prejudica a fragmentação,

fazendo com que a maior parte da energia liberada pelo explosivo cause intensas vibrações ao

invés de fragmentar e desagregar o material. As consequências, portanto, são uma fragmentação

grosseira, pilha de fragmentos coesa e baixa produtividade de escavação.

O afastamento caso seja menor do que o devido, os gases irão escapar em direção à face

com altas velocidades causando a projeção violenta de fragmentos, o que pode implicar em

graves acidentes.

O afastamento deve ser definido em função dos diâmetros dos furos, das características

das rochas e dos tipos de explosivos utilizados. A prática aponta o intervalo ótimo dos valores

de afastamento como sendo de 25 a 35 vezes o diâmetro do furo. (MORAIS, 2004).

2.4.4 Espaçamento

O espaçamento é a distância entre furos de uma mesma linha da malha de perfuração.

Usualmente o espaçamento é definido em função do afastamento, variando de 1,1 a 1,5 vezes

o afastamento.

A razão entre espaçamento e afastamento afeta de forma determinante o resultado do

desmonte.

Espaçamentos curtos permitem com que as fraturas formadas ao redor de um furo se

propaguem e atinjam o furo vizinho de forma muito rápida o que pode propiciar a formação de

grandes blocos entre 2 linhas e irregularidades no pé do banco.

Espaçamentos muito longos tendem a propiciar distribuições granulométricas

irregulares e também propiciam irregularidades no pé de banco.

A experiência adquirida e modelagens realizadas na área de desmonte usualmente

indicam que malhas estagiadas propiciam melhores resultados em termos de fragmentação e

produtividade de carregamento do que malhas quadradas ou retangulares. (CAMERON E

HAGAN, 1996). A figura 12 ilustra a diferença entre malhas retangulares e malhas estagiadas.

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25

Figura 12: Geometrias das malhas de perfuração mais comuns vistas em planta.

(ATLAS POWDER COMPANY, 1987).

Os chamados afastamentos efetivos (Be) e espaçamento efetivos (Se) não dependem

apenas da geometria da malha de perfuração, mas também da sequência de iniciação dos furos.

Um exemplo é apresentado na figura 13, uma malha de geometria quadrada em que a detonação

dos furos de uma mesma linha é feita de forma simultânea, sendo, portanto, afastamento efetivo

igual ao afastamento entre as linhas de perfuração. Entretanto caso a mesma malha de

perfuração apresente uma sequência de detonação diferente, isso pode resultar em afastamentos

e espaçamentos efetivos com outras dimensões. (CAMERON E HAGAN, 1996).

Figura 13: Afastamento e espaçamento efetivos. (CAMERON E HAGAN, 1996).

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26

2.4.5 Subperfuração

Subperfuração é a perfuração feita a baixo da superfície do pé do banco. Detonações

feitas em bancos sempre têm como objetivo que após a realização da lavra, o novo pé do banco

formado esteja no mesmo nível das demais porções do mesmo, e que, portanto, não haja

protuberâncias de rocha não fragmentada na nova superfície formada. A subperfuração é então

realizada com o propósito de atingir os objetivos descritos acima.

Os furos usualmente são iniciados de sua porção inferior, como a frente de detonação

irá viajar de baixo para cima, uma região em torno da parte mais baixa do furo não sofrerá ação

do explosivo caso não exista sub perfuração, o que pode causar a formação dos chamados repés.

Os repés são porções de rocha localizadas no pé da bancada, praticamente não

fragmentadas e que são resistentes ao processo de escavação.

A subperfuração é definida em função de (Atlas Powder, 1987):

• Propriedades do maciço rochoso

• O tipo de carga de fundo utilizada

• Diâmetro e inclinação do furo

• Região da iniciação da coluna de explosivos

Sub perfuração excessiva resulta em:

• Perfuração desnecessária

• Desperdício de explosivos e maiores vibrações no maciço

• Fragmentação do piso da bancada além do desejável, podendo afetar a

perfuração e o tamponamento subsequentes.

A figura 14 ilustra a influência da existência da subperfuração.

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27

Figura 14: Influência da existência da sub perfuração. (GOKHALE, 2011).

2.4.6 Tampão

É a porção superior do furo, a qual não é carregada com explosivos e sim com material

inerte, usualmente brita, areia ou detritos de perfuração. O material deve ser compactado afim

de contribuir para o objetivo de sua utilização, o confinamento dos gases.

O confinamento dos gases é desejável para que haja o maior aproveitamento da energia

proveniente da detonação o possível, além de contribuir para o controle da sobre pressão

acústica e de ultra lançamentos.

O comprimento de tampão inferior ao ótimo (CAMERON E HAGAN, 1996):

• Prejudica a fragmentação e reduz a movimentação da pilha por conta do escape

de gases de forma mais rápida.

• Aumenta a probabilidade de ultra lançamento, ruído, sobre pressão acústica e

fragmentação excessiva na região do tampão.

O comprimento de tampão superior ao ótimo aumenta o confinamento dos gases e

consequentemente favorece a fragmentação em torno da região do furo carregada com

explosivo, entretanto prejudica a fragmentação em torno da região de tampão.

Os parâmetros que propiciam um menor comprimento de tampão são:

• Menores diâmetros de furos.

• Rochas mais compactas e resistentes.

• Material com maior resistência à projeção.

• Explosivos com menor capacidade energética.

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28

3 METODOLOGIA

3.1 Fundamentação Teórica da Metodologia

A avaliação de forma sistêmica de uma cadeia produtiva possibilita redução de custos,

ganhos de produtividade e de qualidade do produto final que via de regra não são alcançados

caso a cadeia de produção só seja analisada considerando cada etapa do processo de forma

isolada.

Ao estudar um sistema, verifica-se que uma melhoria de um dado subsistema pode ter

como consequência a piora dos resultados em alguma outra etapa da cadeia produtiva. As

operações de mineração e processamento possuem uma diversidade de etapas, cada uma com

suas características e requisitos próprios para atingir seu melhor desempenho. As medidas para

aprimorar uma etapa em específico podem ser contra produtivas ao levarem a uma queda no

desempenho de outra etapa. Cientes da interação entre as etapas, deve-se procurar as

configurações de cada etapa que assegurem a otimização global. (JKMRC, 2000 apud

MORAIS, 2004).

A atividade de mineração é um sistema como todas as demais cadeias produtivas sendo,

portanto, a visão sistêmica de grande relevância para a otimização do processo. O subsistema

desmonte de rochas por explosivos através da granulometria resultante do processo de

detonação afeta diretamente todas as etapas subsequentes da cadeia global: carregamento,

transporte, britagem e moagem.

O sistema de fragmentação de rochas deve ser avaliado englobando todo o processo,

desde a mina até a usina. A abordagem em questão é algo tão consolidado que a expressão na

língua inglesa mine-to-mill já se tornou símbolo de avaliação de forma sistêmica de todas as

etapas que compõem o sistema de fragmentação na atividade mineraria. A meta de tal

abordagem é a obtenção da fragmentação previamente estabelecida com o menor custo

possível.

O sistema de mineração apresenta diversas etapas, sendo elas complexas e possuindo

várias interfaces entre as mesmas, o que torna a otimização desse sistema através de um

processo de tentativa e erro algo oneroso e difícil. Simulações e modelamentos, portanto se

tornam alternativas para alcançar a otimização global.

Um esquema de forma simplificada da abordagem em questão é apresentado a seguir:

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29

• Identificação de todas as etapas de fragmentação existentes desde a mina até a

usina

• Determinação das características do maciço rochoso local

• Modelagem e simulação dos resultados de cada etapa

• Simulação das condições para alcançar a operação ótima global

• Determinação de uma estratégia com o intuito de alcançar a operação ótima

global

• Avaliação das propriedades do maciço rochoso e medições das respostas do

material ao longo de cada etapa do processo

A figura 15 apresenta um algoritmo da abordagem sistêmica para o sistema de

fragmentação mina-usina, mine-to-mill.

Figura 15: Algoritmo da abordagem mine-to-mill. (JKMRC, 2000, apud MORAIS, 2004)

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30

O modelo de fragmentação adotado por uma unidade de mineração é capaz de aumentar

a receita da atividade produtiva de variadas formas, alguns exemplos são: aumento do

percentual de material granulado e redução do percentual de finos em uma mina de minério de

ferro, aumento da produtividade e redução dos custos de moagem, geração de uma distribuição

granulométrica que torne determinado processo de lixiviação mais efetivo, redução do tempo

que um sistema de britagem fica parado devido à alimentação de blocos maiores que o gap do

britador e diversas outras formas.

A figura 16 apresenta os principais condicionantes do sistema de fragmentação de uma

mineração.

Figura 16: Principais exigências e restrições do sistema de fragmentação da atividade de

mineração. (HUSTRULID, 1999 apud MORAIS, 2004).

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31

Todos os subsistemas do processo global de fragmentação possuem exigências e

restrições, logo cada etapa deve operar de forma a gerar uma determinada distribuição

granulométrica pois assim irá cumprir suas respectivas condicionantes e consequentemente

contribuir para que eficiência global máxima do sistema seja atingida.

3.2 Metodologia Adotada

Uma equipe formada por funcionários da Anglo American plc, responsáveis pela área

de perfuração e desmonte, realizou fóruns técnicos e reuniões para definição de estratégias com

o intuito de atingir o objetivo principal.

Criou-se o chamado plano de ação, uma forma de planejar e acompanhar o

desenvolvimento da estratégia adotada. O plano de ação é um documento utilizado para planejar

todas as ações necessárias para atingir o objetivo definido, de forma geral estruturado em forma

de planilha.

O plano de ação explicita a metodologia adotada uma vez que apresenta as principais

ações a serem a realizadas durante projeto, a motivação de cada uma delas, a forma como serão

realizadas, qual a data a limite para sua execução e seus responsáveis.

O plano de ação do projeto de melhoria de fragmentação é apresentado na tabela 5.

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32

Tabela 5: Plano de Ação do projeto de Melhoria de Fragmentação.

Objetivo AÇÃO MOTIVAÇÃO FORMA QUANDO QUEM Status

Configurar o software JKSimblast para

que possa realizar as simulações de

desmonte. (Dados de litologia e

explosivos)

Possibilitar a simulação de cenários de

desmonte e suas respectivas curvas de

fragmentação

Adicionando os dados

referentes as propriedades

das rochas e dos explosivos

3/10/2016Renato

Jacome

Simular os cenários atuais de

desmonte

Gerar as curvas de fragmentação dos

cenários atuais de desmonte

Realizando simulações no

JKSimblast3/15/2016

Renato

Jacome

Simular novos cenários de desmonte

Definir novos cenários de desmonte

para aprimorar a fragmentação

resultante

Realizando simulações no

JKSimblast3/20/2016

Renato

Jacome

Definir os novos cenários a serem

testados em campo

Aprimorar a fragmentação resultante do

desmonte reduzindo o número de

matacões destinados à britagem

primária

Realizando simulações no

JKSimblast3/25/2016

Renato

Jacome

Alterar o diâmetro de perfuração das 2

perfuratrizes modelo Atlas Copco DML

Reduzir o afastamento e espaçamento

das malhas de perfuração a fim de

possibilitar uma melhor distribuição

energética na detonação

Alterando a coluna de

perfuração adotada para a

perfuratriz.

5/30/2016Agnus

Delgado

Testar em campo os novos cenários

de desmonte

Avaliar em campo se haverá melhora da

fragmentação resultante do desmonte

Implementando os novos

cenários de desmonte10/30/2016

Renato

Jacome

Analisar os resultados dos novos

cenários de desmonte

Avaliar em campo se haverá melhora da

fragmentação resultante do desmonte

Monitorando os resultados e

a fragmentação resultante

dos desmontes

10/30/2016Renato

Jacome

Analisar a performance da britagem

primária

Avaliar se haverá otimização da

performance da britagem primaria em

função dos novos cenários de

desmonte

Monitorando indicadores de

performance da britagem

primária

10/30/2016Agnus

Delgado

Avaliar a aderencia da perfuração

realizada ao planejado.

Garantir a qualidade da perfuração e

consequentemente a distribuição de

energia de acordo com a malha de

perfuração planejada.

Medindo aderência dos

parâmetros de avaliação da

perfuração.

4/30/2016Agnus

Delgado

Implementação

do módulo de

reconhecimento

de litologias na

Perfuratriz

Caterpillar

MD6420

Instalar o sistema Terrain na perfuratriz

Caterpillar MD6420

Analisar a resistência da rocha ao longo

do perfil do furo.

Conforme proposta

apresentada pelo

representante da Caterpillar

4/30/2016Agnus

Delgado

Gerenciamento do Plano de Ação

Implementação

de metodologia

"Mine to Mill" a fim

de dar suporte

para atingir a

redução do Top

Size originário do

desmonte de

rochas.

Otimização da

precisão de

perfuração

20/02/2016

13/09/2016Aperfeiçoamento de Perfuração e Desmonte/Metodologia Mine to Mill

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33

4 DESENVOLVIMENTO

A seção apresenta de forma mais detalhada as etapas executadas durante o projeto, como

foram realizadas e os intuitos de cada uma.

4.1 Levantamento de Dados Geológicos

Um projeto de melhoria de desempenho de desmonte de rochas tem como premissa

básica o conhecimento do depósito explorado e por consequência as características importantes

a serem consideradas durante o dimensionamento do plano de fogo.

Apresentação da Geologia do Depósito da Mina

Caracteriza-se por uma sequência de rochas metassedimentares clásticas na base,

seguida pela deposição de formações ferríferas bandadas, associadas a quartzitos e dolomitos

com ocorrência de xistos originados de rochas ígneas de composição básica e ultrabásica.

As formações ferríferas são constituídas principalmente por quartzo e hematita, podendo

ultrapassar 200 metros de espessura. (ALMEIDA-ABREU et al., 1989). A figura 17 apresenta

uma ilustração da coluna estratigráfica em questão destacando as variações laterais observadas

entre as formações Itapanhocanga e Serra do Sapo.

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34

Figura 17: Colunas estratigráficas simplificadas das sequências da região entre São

Sebastião do Bom Sucesso e Itapanhocanga. (ZACCHI et al., 2010).

As litologias mais presentes na mina e que são sujeitas a detonação são: itabirito

compacto (IC) ilustrado na figura 18, itabirito semicompacto ilustrado na figura 19 (ISC) e

itabirito friável (IF) ilustrado na figura 20.

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Figura 18: Fotografia de uma amostra de Itabirito Compacto.

Figura 19: Fotografia de uma amostra de Itabirito Semicompacto.

Figura 20: Fotografia de uma amostra de Itabirito Friável.

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Apresentação dos Dados Geotécnicos e Geomecânicos

Os dados geotécnicos e geomecânicos utilizados na rotina de operação de perfuração e

desmonte da Mina do Sapo bem como os dados utilizados para as simulações dos resultados

das diferentes configurações de plano de fogo são apresentados tabelas 6 e 7.

Tabela 6: Dados geomecânicos das principais litologias detonadas da Mina do Sapo.

Tabela 7: Dados das principais descontinuidades presentes nas litologias detonadas da Mina do

Sapo.

Descontinuidades Azimute Mergulho

Foliação 87 28

Fratura 01 270 74

Fratura 02 310 81

Fratura 03 181 87

Os dados de densidade são atualizados pela equipe de geologia de mina de forma

constante, mantendo a realização de amostragens de forma contínua.

O espaçamento das descontinuidades para o itabirito compacto foi adotado como sendo

um espaçamento médio das descontinuidades mapeadas para a região da mina até o momento.

Os itabiritos semicompactos e friáveis devido ao alto grau de intemperismo apresentam

dificuldades no reconhecimento do espaçamento das descontinuidades, sendo os valores

apresentados na tabela tendo sido uma estimativa fornecida pela equipe de geotecnía para fins

de simulação dos diferentes cenários de plano de fogo.

Os valores de resistência a compressão uniaxial e módulo de Young para o itabirito

compacto foram retirados de relatório técnico emitido pelo Instituto de Pesquisas Tecnológicas

(IPT) encomendado pela Anglo American plc em 2011. Os resultados representam as amostras

que foram ensaiadas, tendo sido os valores obtidos extrapolados como representativos para todo

o maciço com intuito de simulação dos diferentes cenários de desmonte.

Os valores de resistência a compressão uniaxial para o itabirito semicompacto e friável

por essas litologias não possuírem dados gerados a partir de ensaios, foram estimados pela

equipe de geotecnía através da tabela de Estimativas de Campo para Compressão Uniaxial

(ISRM, 2007).

Litologia Densidade (g/cm³) Espaçamento das Descontinuidades (cm) Resistência a Compressão Uniaxial (MPa) Módulo de Young (Mpa)

IF 2.61 0 - 10 0.25 - 5 1.63 - 1.7

ISC 3.02 10 - 30 5 - 50 2.55 - 9.14

IC 3.27 > 200 270 - 301.8 69900

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O módulo de Young para as litologias ISC e IF por não possuírem valor direto de análise

foram levantados pela equipe de geotecnía utilizando a tabela 01 de Classificação do Maciço

pelo método GSI de Hoek e Marinos (2000).

O azimute e mergulho das descontinuidades foram baseados no trabalho de mapeamento

da região da mina atualmente utilizado pela equipe de geotecnía, podendo ser aplicados às três

faciologias do Itabirito. Os valores foram levantados para uma determinada região amostrada,

entretanto podem haver variações em função da porção da mina avaliada.

Especificidades do Depósito Diretamente Relacionadas ao Desempenho do

Desmonte de Rochas

Um dos complicadores da operação de desmonte de rochas na Mina do Sapo é a

coexistência das 3 diferentes formas de itabirito em uma mesma porção de material a ser

detonado.

São frequentes as porções da mina em que prepondera-se o material friável com ilhotas

de material mais resistente distribuído em meio a porção friável. Essa configuração contribui

para a formação de blocos durante a detonação, pois devido à região ser em sua maioria friável

é possível que o material resistente não seja identificado através de furos de sondagem e dessa

forma seja adotada uma malha de perfuração pouco densa para a região.

Uma malha de grandes dimensões aumenta a probabilidade de blocos de material

compacto não serem interceptados por um furo a ser carregado ou mesmo que este bloco não

receba a quantidade de energia necessária para ser fragmentado por estar distante dos furos

detonados.

A disposição das litologias como descrito anteriormente levou à decisão de que os novos

padrões de plano de fogo a serem testados tivessem menores dimensões de espaçamento e

afastamento para diminuir a probabilidade de blocos pré-formados, principalmente de itabirito

compacto, não sofrerem ação do explosivo e permanecerem inalterados após a detonação.

Decidiu-se por testar 2 diferentes abordagens para trabalhar com malhas de menores

dimensões. A primeira delas mantendo o diâmetro de perfuração já praticado, 9 7/8”, entretanto

reduzindo o afastamento e espaçamento e consequentemente aumentando a razão de carga. A

segunda alternativa foi a adoção de um menor diâmetro de perfuração, 7 1/2”,

consequentemente reduzindo o volume de explosivo presente em um furo mas utilizando

menores afastamentos e espaçamentos de forma a manter a mesma razão de carga já praticada.

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4.2 Fluxograma da Atividade de Desmonte

A equipe de perfuração e desmonte com o intuito de realizar as atividades de forma

efetiva e estruturada, para que pudesse atingir os melhores resultados possíveis e otimiza-los a

partir do aprendizado adquirido estabeleceu um fluxograma. O fluxograma, apresentado na

figura 21, abrange todas as etapas do processo, inclusive aquelas que não são realizadas pela

própria equipe de perfuração e desmonte, mas que também contribuem para o resultado do

mesmo.

Figura 21: Fluxograma da Atividade de Perfuração e Desmonte.

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A delimitação dos polígonos a serem perfurados e desmontados é feita pela equipe de

Planejamento de Mina como exemplificado pela figura 22, sendo que esses são estabelecidos

de acordo com a geometria definida para o avanço da mina e com a programação de lavra.

Figura 22: Exemplo de polígono criado pelo Planejamento de Mina usando o software

MineSight.

Após ser determinada a região a ser perfurada e desmontada, uma avaliação geológica

da área é feita pela equipe de Geologia de Mina a fim de determinar a distribuição das litologias

presentes e a direção de mergulho da foliação, um exemplo é apresentado na figura 23 e na

tabela 8.

Figura 23: Exemplo da distribuição das litologias presentes em cada polígono feita no software

Datamine.

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40

Tabela 8: Exemplo do fornecimento da direção de mergulho da foliação pela equipe de

Geologia de Mina.

A avaliação é feita pois diferentes malhas de perfuração são adotadas em função das

diferentes resistências oferecidas por cada litologia. A equipe de perfuração e desmonte utiliza

a direção de mergulho da rocha juntamente com a disposição da face livre do polígono para

informar a equipe de topografia qual direção a malha de perfuração deverá seguir.

Observações de campo apontaram que faces livres que permitiam realizar a detonação

perpendicularmente a direção de mergulho da foliação geravam distribuições granulométricas

mais finas. A partir dessa constatação as malhas passaram a ser elaboradas com a direção de

afastamento perpendicular à direção do mergulho da foliação como exemplificado pela figura

24.

Figura 24: Exemplo de direcionamento da malha de perfuração.

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41

A malha de perfuração e o plano de fogo são definidos em função do diâmetro de

perfuração a ser utilizado e litologia a ser desmontada. Os padrões de malha de perfuração e

plano de fogo são apresentados na tabela 9 a seguir.

Tabela 9: Malhas de perfuração e parâmetros de plano de fogo em função do diâmetro de

perfuração e litologia a ser desmontada.

Aplica-se um dos padrões existentes para determinada região de acordo com as

informações disponíveis sobre o mesma, criando então um polígono de perfuração como

exemplificado pela figura 25.

Figura 25: Exemplo de polígono de perfuração criado pela equipe de topografia.

IC ISC IF IC ISC IF IC ISC IF

modelo CAT CAT CAT DML DML DML DM30 DM30 DM30

pol 9 7/8" 9 7/8" 9 7/8" 7 1/2" 7 1/2" 7 1/2" 6 3/4" 6 3/4" 6 3/4"

un. 1 1 1 2 2 2 1 1 1

m 4.00 4.00 4.00 4.00 4.00 4.00 4.00 4.00 4.00

m 4.30 4.80 7.30 3.80 4.30 5.70 3.40 3.90 5.20

m 5.00 5.50 8.40 4.30 5.00 6.50 3.90 4.50 6.00

m 15 15 15 15 15 15 15 15 15

m 16.00 16.00 16.40 15.80 15.80 16.00 15.80 15.80 16.10

1.16 1.15 1.15 1.13 1.16 1.14 1.15 1.15 1.15

(kg/t) 1.81 1.34 0.50 1.47 1.00 0.50 1.50 1.01 0.50

(kg/t) 0.55 0.44 0.20 0.45 0.33 0.20 0.46 0.33 0.20

m 4.00 4.50 5.00 3.20 3.60 4.20 2.90 3.30 3.80

Explosivo - ANFO m 6.00 7.50 11.40 5.60 8.20 11.80 5.90 8.50 12.30

Explosivo - Emulsão m 6.00 4.00 0.00 7.00 4.00 0.00 7.00 4.00 0.00

Explosivo - ANFO kg 242.98 303.73 461.67 130.82 191.55 275.65 111.64 160.83 232.74

Explosivo - Emulsão kg 340.77 227.18 0.00 229.33 131.04 0.00 185.76 106.15 0.00

kg 583.75 530.91 461.67 360.14 322.60 275.65 297.39 266.98 232.74

Unidade

Explosivos Total

RC (kg/m3)

RC (kg/t)

Relação S/B

Tampão

MALHAS DE DESMONTE DE ROCHAS

Tipo de Material

Afastamento

Espaçamento

Número de máquinas

Tipo de Equipamento

Afastamento 1a Linha

Diâmetro

Altura do banco

Profundidade do furo

Parâmetros de perfuração

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42

Criados os polígonos de perfuração e definida a forma de carregamento por explosivos,

a definição dos tempos de detonação é feita através do software JKSimblast, um exemplo desse

trabalho é apresentado na figura 26.

Figura 26: Sequência e tempos de detonação definidos no software JKSimblast.

Após a elaboração do plano de fogo e detonação do correspondente plano é feita a

avaliação do resultado do desmonte. Os resultados são avaliados de diversas formas, a começar

pela inspeção visual pós detonação para verificação do perfil da pilha formada, presença de

overbreaks e até mesmo de uma impressão visual da granulometria resultante. Fotoanálises da

pilha formada pelo desmonte também são realizadas, a utilização das mesmas é discutida em

outra seção do presente trabalho. O monitoramento de indicadores operacionais também é

realizado, sendo analisados aqueles que sofrem impacto direto da granulometria resultante do

desmonte, como massa de minério lavrada destinada a estoques formados por blocos por possuir

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43

granulometria superior ao tamanho máximo da alimentação da britagem primária e o número

de paradas dos britadores devido à presença de blocos, abordagem mais detalhada desse método

também é discutida em outra seção do mesmo trabalho. A figura 27 apresenta um exemplo de

fotografia capturada após o desmonte.

Figura 27: Exemplo de fotografia capturada após detonação para avaliação dos resultados da

mesma.

4.3 Simulações de Distribuições Granulométricas

4.3.1 Sistema de Simulação JKSIMBLAST

O modelo de simulação utilizado foi desenvolvido pelo Julius Kruttschnitt Mineral

Research Centre (JKMRC), na Universidade de Queensland, Austrália. O modelo é

considerado mais assertivo que modelos clássicos de fragmentação como o de Kuz-Ram por

apresentar melhor estimativa da distribuição de finos gerada pela detonação.

A detonação produz ao redor dos furos de forma simplificada duas diferentes regiões, a zona

pulverizada e a zona fraturada. A zona pulverizada é gerada por esforços compressivos, quando

esses esforços excedem a resistência à compressão dinâmica da rocha, região essa que é

responsável pela maioria dos finos gerados pela detonação. A zona fraturada é gerada por

esforços de tração, que geram os fragmentos mais grosseiros da distribuição granulométrica. A

existências das 2 diferentes zonas é pode ser vista na figura 28.

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44

Figura 28: Foto de cilindro de concreto detonado exibindo as duas zonas de diferentes

mecanismos de fragmentação. (HALL E BRUNTON, 2001)

O modelo em questão usa uma abordagem semimecanicista para estimar o volume de

finos produzidos, enquanto a fração grosseira é estimada através de um modelo de Kuz-Ram

modificado. (Hall e Brunton, 2001). Uma ilustração deste modelo de curva gerada por dois

componentes é apresentado na figura 29.

Figura 29: Distribuição granulométrica gerada através da combinação de duas diferentes

abordagens de simulação. (HALL E BRUNTON, 2001).

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45

Os dados de entrada demandados pelo software JKSimblast para realizar a simulação,

além dos parâmetros de plano de fogo, são poucos e a maioria de fácil obtenção. São eles:

• Densidade

• Resistência a compressão uniaxial (UCS)

• Módulo de Young

• Resistência a tração

• Tamanho médio dos blocos pré-formados

• Tamanho médio dos finos gerados na zona de pulverização

A figura 30 ilustra a utilização do software JKSimblast para elaboração de plano de fogo

e simulação de granulometria resultante da detonação.

Figura 30: Figura ilustrativa do software JKSimblast mostrando plano de fogo elaborado

e sua correspondente simulação de distribuição granulométrica.

4.3.2 Realização das Simulações de Fragmentação

Foram realizadas simulações dos cenários de plano de fogo utilizados na operação da

Mina do Sapo antes do projeto de melhoria de fragmentação e de novos cenários para que

fossem testados em campo. Os padrões de plano de fogo foram criados em função da litologia

a ser detonada (itabirito compacto, itabirito semicompacto e itabirito friável), do diâmetro de

perfuração e razão de carga utilizados na detonação.

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46

Os diâmetros 6 3/4” e 9 7/8” já eram utilizados antes de se iniciar o referente projeto,

suas distribuições granulométricas simuladas resultantes dos correspondentes padrões de plano

fogo empregados foram geradas para que servissem de base comparativa para definição dos

novos cenários a serem testados.

O padrão de plano de fogo com diâmetro de perfuração 7 1/2” e parâmetros equivalentes

aos utilizados para os diâmetros 6 3/4” e 9 7/8” foi simulado e decidiu-se que seria um dos

cenários a ser testado em campo. Outro cenário que se decidiu por testar em campo foi

utilizando o diâmetro de perfuração 9 7/8” porém aumentando em 100 g/t a razão de carga em

comparação à configuração inicial do plano de fogo para o mesmo diâmetro. A razão de carga

para desmontes na litologia friável foi mantida inalterada pois os resultados já eram

considerados satisfatórios.

O cenário com diâmetro de perfuração 7 1/2” e razão de carga aumentada em 100 g/t foi

simulado, entretanto até o presente momento não se decidiu sobre a necessidade de testar o

mesmo em campo, visto que a avaliação dos resultados dos dois novos cenários não foi

concluída.

O detalhamento da configuração de todos os cenários utilizados está descrito na tabela

9 e nos anexos. A tabela 10 apresenta quais padrões de plano de fogo foram simulados.

Tabela 10: Resumo dos cenários de plano de fogo simulados.

Diâmetro de Perfuração e Acréscimo da Razão de carga Litologias

6 3/4" IC ISC IF

7 1/2" IC ISC IF

9 7/8" IC ISC IF

9 7/8" +100 g/t IC ISC 7 1/2" +100 g/t IC ISC

Os dados de densidade, resistência a compressão uniaxial (UCS) e Módulo de Young

utilizados durante as simulações foram fornecidos pela equipe de geotecnía como mencionado

na seção de apresentação dos dados geotécnicos e geomecânicos.

A resistência a tração por não possuir valor aferido foi considerada em todas simulações

como sendo 10 vezes menor que a resistência a compressão. O tamanho médio dos finos

gerados na zona de pulverização foi assumido como 1mm, valor apontado (MORAIS, 2004)

como típico para detonações em minério de ferro.

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47

O tamanho médio dos blocos pré-formados é considerado o parâmetro de mais difícil

levantamento. A ausência de uma boa referência para tal parâmetro levou a que fosse feita uma

análise sensitiva, sendo o limite inferior utilizado 1 metro e o limite superior alcançando no

mínimo o espaçamento da malha da correspondente configuração de plano de fogo. Adotou-se

o espaçamento como limite superior pois para efeito de simulação os resultados não se alteram

quando o tamanho médio de blocos pré-formados utilizado supera a maior dimensão da malha

(espaçamento). A figura 31 exemplifica a análise sensitiva realizada.

Figura 31: Exemplo de análise sensitiva realizada para a configuração de plano de fogo ISC 9

7/8”.

O gráfico indica que para a configuração de plano de fogo ISC 9 7/8” a granulometria

mais grosseira gerada seria quando os blocos pré-formados tivessem em média 3 metros de

dimensão. Decidiu-se para fins de isonomia no processo de comparação que a distribuição

granulométrica adotada como referência para posteriores comparações com outros padrões de

plano de fogo fosse a curva gerada com granulometria mais grosseira, no caso a de blocos com

dimensão de 3 metros. Processo análogo foi repetido para todos os padrões de plano fogo

mencionados anteriormente.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0.01 0.1 1 10 100 1000

Po

rcen

tage

m P

assa

nte

Tamanho (mm)

ISC 9 7/8"

Blocos 1m Blocos 2m Blocos 3m Blocos 4m

Blocos 5m Blocos 6m Blocos 7m

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48

4.4 Fotoanálises Granulométricas

4.4.1 Sistema de Fotoanálise

Sistemas de fotoanálise são sistemas que geram uma curva da distribuição

granulométrica do material analisado através da individualização dos fragmentos presentes em

uma imagem e criação de uma rede de contornos.

O sistema de fotoanálise utilizado foi o software Split Desktop 3.1, da empresa Split

Engineering, versão estática.

A utilização do software foi feita por funcionários da empresa Britanite, empresa essa

que é contratada da Anglo American plc na unidade de Conceição do Mato Dentro. A Britanite

é a fornecedora de explosivos e prestadora de serviços de desmonte de rochas na Mina do Sapo.

O software escolhido permite que os dados recolhidos em campo através de uma

imagem gerada por câmera digital sejam analisados em qualquer microcomputador que possua

o software instalado. Os resultados são expressos na forma de uma curva com o percentual

passante da massa em função do tamanho de partícula.

O programa, para medir a dimensão dos fragmentos, utiliza-se de comparação a um

objeto referencial de dimensões conhecidas, no caso duas esferas de cor laranja.

O contorno dos fragmentos no Split é feito utilizando técnicas padrões de processamento

de imagem, que detectam as sombras dos fragmentos adjacentes e assim traçam seus contornos,

ajustes podem ser realizados de forma manual para separar fragmentos que tenham sido

agrupados em um só contorno ou para deletar limites falsos entre os mesmos. Os melhores

resultados são obtidos para litologias de cores mais claras e com imagens limpas.

Construída a rede de contornos, o software realiza a medição dos fragmentos por

comparação a um objeto referência como mencionado anteriormente para construir uma

distribuição tridimensional. A partir da distribuição o programa gera as curvas de percentual

passante da massa, a informação final fornecida pelo sistema.

Os erros de maior relevância do método de fotoanálise de distribuição granulométrica

são: erros na amostragem do material, má qualidade da rede de contornos dos fragmentos e

perda na identificação dos finos. (MORAIS, 2004).

O erro de amostragem é proveniente do processo de escolha das imagens a serem

analisadas. Caso a análise seja baseada em única foto logo após a detonação, a imagem será

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49

representativa apenas da superfície da pilha formada após a detonação e não da distribuição

granulométrica total da mesma, além disso a porção da superfície a qual será fotografada

também pode gerar erros, caso o material predominante nessa imagem são seja o que predomina

no material desmontado como um todo. O aumento da amostragem através de um maior número

de fotos aumenta a precisão do resultado obtido, sendo que preferencialmente as imagens

devem ser geradas em momentos diferentes da lavra.

Uma rede de contornos com erros de delineação é gerada pelo agrupamento de diversos

fragmentos dentro de um mesmo contorno ou pela divisão de um só fragmento em diversas

menores porções. Os erros na delineação podem tanto superestimar quanto subestimar a

granulometria resultante. Os principais causadores de erros na definição dos contornos são

imagens com falta ou excesso de contraste, iluminação inadequada ou presença de fragmentos

com dimensões menores que o limite de detecção do software.

A não identificação de finos superestima a distribuição granulométrica, e resulta da

existência de fragmentos muito pequenos em relação ao restante da imagem ou por estarem

encobertos por fragmentos maiores. O erro em questão pode ser reduzido usando um maior

número de imagens com menor área de abrangência. (MORAIS, 2004)

A figura 32 exemplifica a criação de uma rede de contornos no software Split e a figura

33 os resultados fornecidos pelo mesmo.

Figura 32: Exemplo da criação da rede de contornos no software Split da Split

Engineering.

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50

Figura 33: Exemplo dos resultados fornecidos pelo software Split.

4.4.2 Avaliação de Distribuição Granulométrica por Fotoanálise

Uma série de desmontes foram amostrados para que através da compilação desses

fossem geradas as curvas granulométricas resultantes das detonações de cada litologia (itabirito

compacto, itabirito semicompacto e itabirito friável) separadas também em função do diâmetro

e razão de carga utilizada na detonação. As análises também foram segregadas por ano devido

a mudanças nos padrões de plano de fogo, visto que em 2015 utilizava-se pó resultante da

perfuração como material para tamponamento dos furos, enquanto em 2016 adotou-se o uso de

brita para esse fim, além disso o padrão de temporização adotado para o ano de 2016 é diferente

do usado em 2015.

Os polígonos de avanço de lavra apresentam na maioria das vezes mais de uma litologia,

sendo assim assumiu-se que os resultados apresentados nas fotoanálises seriam considerados

como provenientes da litologia predominante no plano de perfuração. Houve configurações de

plano de fogo que não foram predominantes em nenhuma detonação, portanto não há resultado

de fotoanálise correspondente.

A compilação das análises granulométricas realizadas para que fossem geradas as

distribuições granulométricas resultantes de cada configuração de plano de fogo foi feita como

sendo a distribuição média calculada a partir dos resultados disponíveis, um exemplo é

apresentado na figura 34.

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51

Figura 34: Distribuição granulométrica média para a configuração ISC 9 7/8” +100 g/t.

4.5 Indicadores Operacionais

4.5.1 Definição de Indicadores Operacionais

Indicadores operacionais são funções de valores dispersos ao longo do tempo através

das quais se permite avaliar características e resultados de determinados produtos e serviços.

Os indicadores são compostos por: um índice que é o padrão de medida do indicador, uma

metodologia para obtenção do índice, um referencial comparativo padrão para o índice e uma

meta.

As principais características que devem ser apresentadas por um indicador são segundo

Dias (2008):

• Relevância na avaliação do sistema, possuindo importância e abrangência

• Objetividade e consistência

• Coerência, sendo capaz de se adaptar às mudanças de cenários

• Ser baseado em informações de fácil acesso e que possam ser rastreadas sem

dificuldade (rastreabilidade)

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0.01 0.1 1 10 100 1000 10000

Po

rcen

tage

m P

assa

nte

Tamanho (mm)

ISC 9 7/8 +100 g/t Curva 1 ISC 9 7/8 +100g/t Curva 2 ISC 9 7/8 +100g/t Curva 3

ISC 9 7/8+100g/t Curva 4 Curva Média

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52

• Ser de fácil entendimento

• Possuir interação com outros indicadores

• Não ser oneroso em seu levantamento

4.5.2 Indicadores Operacionais Utilizados

Foram definidos dois indicadores operacionais para avaliação do processo de desmonte.

O número de paradas da britagem como consequência da presença de blocos por mês, e a massa

de minério destinada à estoques de blocos por possuir granulometria superior ao limite superior

de alimentação da britagem também em intervalos mensais.

Indicadores Operacionais da Britagem Primária

O número de paradas da britagem devido a blocos foi definido como indicador pois é

um índice relacionado ao volume de material gerado de dimensões maiores que o limite superior

de alimentação.

Todas as paradas da britagem pelo referente motivo são registradas no sistema de

monitoramento da operação de britagem, sistema esse que é de fácil acesso aos funcionários da

Anglo American Unidade de Minério de Ferro Brasil. A informação não apresentava nenhum

custo adicional para seu levantamento, o indicador é de fácil interpretação e rastreamento, pode

ser relacionado com outros indicadores e por sua informação ser armazenada em uma

plataforma de monitoramento apresenta alta consistência.

As limitações do indicador podem ter impactos minimizados através de correlação do

mesmo com outros indicadores, o que indica a importância de se escolher mais de um índice

como referência.

Outro indicador adotado para auxiliar na avaliação dos impactos do projeto na britagem

primária foi a produtividade, índice que é a razão de material britado por tempo. A escolha do

indicador se deve ao fato de que a produtividade da britagem primária tende a crescer à medida

que a granulometria da alimentação se torna mais fina. A produtividade é um indicador de fácil

interpretação e as informações também são armazenadas no sistema de monitoramento da

operação da britagem.

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53

Massa de Minério Destinada a Estoque de Blocos

A massa de minério destinada aos estoques de blocos por mês foi escolhida como

indicador operacional pois também apresenta correlação com o volume de material gerado de

dimensões maiores que o limite superior de alimentação da britagem primária.

Todas as cargas com material grosseiro destinadas aos estoques de blocos são

registradas pelo sistema de despacho eletrônico da Anglo American Unidade de Minério de

Ferro Brasil, sendo uma informação de fácil acesso aos funcionários da empresa, não

necessitava de investimentos adicionais para seu levantamento, é um indicador de fácil

interpretação e pode ser relacionado com outros indicadores.

Uma das principais limitações do indicador é a rastreabilidade das informações, já que

mesmo elas estando disponíveis no servidor do despacho eletrônico para que os dados sejam

tratados é necessário transferir as informações para planilhas do software Excel e trabalhar com

filtros de forma manual, o que é passível de erro. Outra limitação do indicador em questão é o

fato de que os caminhões carregados com blocos também possuem material de granulometria

fina presente na carga, sendo assim ao fazer o levantamento da massa destinada ao estoque de

blocos por mês a massa levantada será superior à massa de blocos gerada de fato.

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54

5 RESULTADOS E DISCUSSÕES

5.1 Simulações dos Diferentes Cenários de Plano de Fogo

Os resultados das simulações dos diferentes cenários de plano de fogo feitas no

JKSimblast com o modelo JKMRC Fines são apresentados e comparados nessa seção. A

comparação dos resultados gerados pelos diferentes padrões de plano de fogo visa identificar a

configuração mais adequada segundo o objetivo principal do projeto, a redução do tamanho

máximo dos fragmentos resultantes da detonação.

Simulações dos Diferentes Cenários de Plano de Fogo para Itabirito Compacto

Todas as curvas resultantes das simulações para o itabirito compacto são apresentadas

na figura 35, optou-se por adicionar ao mesmo a curva de alimentação ideal da britagem

primária visto que esse é o objetivo a ser atingido pela alimentação. Os dados utilizados na

construção das curvas a seguir estão disponíveis nos anexos.

Figura 35: Simulação dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito compacto e

alimentação ideal da britagem primária.

A usina de processamento de minérios da Anglo American em Conceição do Mato

Dentro foi projetada para tratar minério majoritariamente friável, enquanto as curvas de

fragmentação apresentadas foram geradas considerando detonação de minério compacto.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0.1 1 10 100 1000 10000

Po

rcen

tage

m P

assa

nte

Tamanho (mm)

Curvas Simuladas IC

IC 9 7/8 +100 g/t IC 9 7/8

IC 7 1/2 IC 6 3/4

IC 7 1/2 +100 g/t Alimentação Ideal Britagem Primária

Page 72: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

55

Entretanto mesmo existindo essa adversidade as simulações indicam que os padrões de plano

de fogo utilizados são capazes de atender a granulometria demandada pela alimentação da

britagem primária.

Analisando a porção superior a 850 mm, o limite superior da alimentação da britagem,

identifica-se que uma porção muito pequena do material (menor que 1,5%) estaria além desse

limite, isso considerando a curva mais grosseira (IC 9 7/8”), sendo os resultados das demais

configurações ainda melhores.

Comparando-se as curvas simuladas dos padrões de plano de fogo que eram utilizados

anteriormente e dos praticados atualmente, o melhor resultado seria para a curva IC 9 7/8” +

100 g/t.

O cenário IC 7 1/2” +100 g/t apresentaria desempenho superior a todas as demais isso

devido à melhor distribuição de energia em função do menor diâmetro de perfuração quando

comparado aos padrões com perfuração 9 7/8”, e a maior razão de carga do que o padrão com

diâmetro de perfuração 6 3/4”.

A quantidades de finos apontada pelas simulações não configura um problema visto que

todo o minério é submetido aos processos de britagem, moagem e flotação. A granulometria de

liberação é próxima a 0,1mm e apenas as partículas a baixo de 0,01mm são consideradas lamas.

Simulações dos Diferentes Cenários de Plano de Fogo para Itabirito Semicompacto

Todas as curvas resultantes das simulações para o itabirito semicompacto são

apresentadas na figura 36, optou-se por adicionar ao mesmo a curva de alimentação ideal da

britagem primária visto que esse é o objetivo a ser atingido pela alimentação. Os dados

utilizados na construção das curvas a seguir estão disponíveis nos anexos.

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56

Figura 36: Simulação dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito semicompacto e

alimentação ideal da britagem primária.

A usina de processamento de minérios da Anglo American em Conceição do Mato

Dentro foi projetada para tratar minério majoritariamente friável, enquanto as curvas de

fragmentação apresentadas foram geradas considerando detonação de minério semicompacto.

Entretanto mesmo existindo essa adversidade as simulações indicam que os padrões de plano

de fogo utilizados são capazes de atender a granulometria demandada pela alimentação da

britagem primária.

Analisando a porção superior a 850 mm, o limite superior da alimentação da britagem,

identifica-se que uma porção muito pequena do material (menor que 0,6%) estaria além desse

limite, isso considerando a curva mais grosseira (ISC 9 7/8”), sendo os resultados das demais

configurações ainda melhores.

Comparando-se as curvas simuladas dos padrões de plano de fogo que eram utilizados

anteriormente e dos praticados atualmente, o melhor resultado seria para a curva ISC 9 7/8” +

100 g/t.

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0.01 0.1 1 10 100 1000

Po

rcen

tage

m P

assa

nte

Tamanho (mm)

Curvas Simuladas ISC

ISC 9 7/8 ISC 9 7/8 +100 g/t

ISC 7 1/2 ISC 6 3/4

ISC 7 1/2 +100 g/t Alimentação Ideal Britagem Primária

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57

O cenário ISC 7 1/2” +100 g/t apresentaria desempenho superior a todas as demais isso

devido à melhor distribuição de energia em função do menor diâmetro de perfuração quando

comparado aos padrões com perfuração 9 7/8”, e a maior razão de carga do que o padrão com

diâmetro de perfuração 6 3/4”.

A quantidades de finos apontada pelas simulações não configura um problema visto que

todo o minério é submetido aos processos de britagem, moagem e flotação. A granulometria de

liberação é próxima a 0,1 mm e apenas as partículas a baixo de 0,01 mm são consideradas

lamas.

Simulações dos Diferentes Cenários de Plano de Fogo para Itabirito Friável

Todas as curvas resultantes das simulações para o itabirito friável são apresentadas na

figura 37, optou-se por adicionar ao mesmo a curva de alimentação ideal da britagem primária

visto que esse é o objetivo a ser atingido pela alimentação. Os dados utilizados na construção

das curvas a seguir estão disponíveis nos anexos.

Figura 37: Simulação dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito friável e

alimentação ideal da britagem primária.

Ao analisar-se a faixa granulométrica superior a 500 mm do gráfico nota-se que a

alimentação ideal da britagem demanda uma granulometria mais fina do que as que seriam

0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

0.01 0.1 1 10 100 1000 10000

Po

rcen

atag

em

Pas

san

te

Tamanho (mm)

Curvas Simuladas IF

IF 7 1/2 IF 9 7/8 IF 6 3/4 Alimentação Ideal Britagem Primária

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58

geradas pelos padrões de plano de fogo de acordo com as simulações, mesmo a usina de

processamento de minérios da Anglo American em Conceição do Mato Dentro tendo sido

projetada para tratar minério majoritariamente friável, mesma natureza do material utilizado

nessas simulações.

Analisando a porção superior a 850 mm, o limite superior da alimentação da britagem,

identifica-se que aproximadamente 12% do material estaria além desse limite, isso

considerando a curva mais grosseira (IF 9 7/8”), sendo os resultados das demais configurações

um pouco superiores. A curva IF 7 1/2” apresenta aproximadamente 7% do material além do

limite, enquanto a curva IF 6 3/4” apresenta aproximadamente 4%.

A análise da faixa inferior a 0,01 mm aponta que entre 25 e 20% do material está a baixo

do limite inferior da alimentação, partículas menores que 0,01 mm são consideradas lamas, o

que teoricamente pode ser um problema caso as simulações sejam representativas do cenário

real, pois contribuiria para aumento no volume de rejeito da usina.

Comparando-se as curvas simuladas dos padrões de plano de fogo praticados

atualmente, o melhor resultado seria para a curva IF 6 3/4”, porém com pequena diferença

quando comparada à curva IF 7 1/2”.

O cenário IF 6 3/4” apresenta desempenho superior as demais devido à melhor

distribuição de energia em função do menor diâmetro de perfuração quando comparado aos

padrões com perfuração 7 1/2” e 9 7/8”. A melhor distribuição de energia contribui para a

redução do tamanho máximo de fragmentos gerados e para um menor percentual de finos

abaixo de 0,01 mm.

5.2 Avaliação Granulométrica dos Cenários de Plano de Fogo por Fotoanálise

Os resultados das avaliações dos diferentes cenários de plano de fogo feitas através de

fotoanálise utilizando o software Split Desktop 3.1 são apresentados e comparados nessa seção.

A comparação dos resultados gerados pelos diferentes padrões de plano de fogo visa identificar

a configuração mais adequada segundo o objetivo principal do projeto, a redução do tamanho

máximo dos fragmentos resultantes da detonação.

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59

Avaliação por Fotoanálise dos Diferentes Cenários de Plano de Fogo para Itabirito

Compacto

Todas as curvas resultantes das fotoanálises para o itabirito compacto são apresentadas

na figura 38, optou-se por adicionar ao mesmo a curva de alimentação ideal da britagem

primária visto que esse é o objetivo a ser atingido pela alimentação. Os dados utilizados na

construção das curvas a seguir estão disponíveis nos anexos.

Figura 38: Fotoanálises dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito compacto e

alimentação ideal da britagem primária.

As distribuições granulométricas apresentam resultados diferentes em função da faixa

analisada.

As configurações IC 6 3/4”, IC 9 7/8” 2015 e IC 9 7/8” apresentam resultados que

atendem ao demandado pela alimentação da britagem primária ao longo de toda a distribuição

granulométrica. As curvas IC 6 3/4”, IC 9 7/8” 2015 apresentam comportamento muito

parecidos nas extremidades, havendo maior diferença na faixa entre 250 e 3 mm

aproximadamente.

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Tamanho (mm)

Fotoanálises IC

IC 6 3/4 IC 9 7/8 2015

IC 9 7/8 IC 9 7/8 + 100 g/t

Alimentação Ideal Britagem Primária

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60

A curva IC 6 3/4” apresenta resultado mais fino que o demandado desde o tamanho

máximo da alimentação até aproximadamente 25 mm, além disso a mesma apresenta a maior

fragmentação entre todos os padrões avaliados desde o limite superior até 4 mm, quando é

superada pelo padrão IC 9 7/8” + 100 g/t.

O cenário IC 6 3/4” apresenta maior grau de fragmentação devido à melhor distribuição

de energia em função do menor diâmetro de perfuração quando comparado aos padrões com

perfuração 9 7/8”. A melhor distribuição de energia foi capaz de proporcionar um melhor

resultado para o padrão IC 6 3/4” mesmo quando comparado a padrões com maior razão de

carga como o IC 9 7/8” +100 g/t.

O menor topsize entre os padrões avaliados foi para o cenário IC 9 7/8” 2015, 426 mm,

o que contradiz o esperado pelas bases teóricas, tanto avaliando-se a razão de carga que não é

a mais alta, quanto a distribuição de energia que não é a mais efetiva visto que esse é um dos

cenários que utiliza o maior diâmetro de perfuração avaliado, o que é evidenciado no gráfico

Curvas Simuladas IC. Dessa forma atribui-se o resultado apresentado a possíveis erros no

processo de fotoanálise ou diferenças no padrão utilizado em relação ao padrão adotado para

os demais cenários.

O topsize apresentado pelo padrão IC 9 7/8” +100 g/t, 1497 mm, ser superior ao

apresentado pelo IC 9 7/8”, 1083 mm, também contraria o esperado pela teoria, visto que os

padrões apresentam mesmo diâmetro de perfuração, porém o primeiro apresenta maior razão

de carga além de melhor distribuição energética através de uma malha mais densa, o que é

evidenciado pelas simulações apresentadas no gráfico Curvas Simuladas IC.

O menor topzsize entre os padrões avaliados considerados validos foi o do cenário IC 6

3/4”, apontado como sendo 540,8 mm, atingindo o objetivo de ficar abaixo dos 850 mm e

apresentando sensível melhora em comparação ao padrão anterior ao projeto, IC 9 7/8”, que

apresenta topsize 1083,2 mm.

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61

Avaliação por Fotoanálise dos Diferentes Cenários de Plano de Fogo para Itabirito

Semicompacto

Todas as curvas resultantes das fotoanálises para o itabirito semicompacto são

apresentadas na figura 39, optou-se por adicionar ao mesmo a curva de alimentação ideal da

britagem primária visto que esse é o objetivo a ser atingido pela alimentação. Os dados

utilizados na construção das curvas a seguir estão disponíveis nos anexos.

Figura 39: Fotoanálises dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito semicompacto

e alimentação ideal da britagem primária.

A curva ISC 7 1/2” apresenta resultado que atende ao demandado pela britagem ao longo

de toda a distribuição granulométrica, com 99% do produto do desmonte abaixo de 635 mm.

Enquanto o cenário ISC 9 7/8” + 100 g/t de acordo com as fotoanálises apresenta resultado mais

grosseiro que o demandado pela britagem analisando a porção superior a 650 mm.

O padrão ISC 9 7/8” + 100 g/t apresenta resultado mais grosseiro que o padrão ISC 7

1/2” em toda faixa granulométrica avaliada. O cenário ISC 7 1/2” apresenta melhor grau de

fragmentação devido à melhor distribuição de energia em função do menor diâmetro de

perfuração quando comparado ao padrão com perfuração 9 7/8”. A melhor distribuição de

energia foi capaz de proporcionar um melhor resultado para o padrão ISC 7 1/2” mesmo quando

comparado a um padrão com maior razão de carga como o ISC 9 7/8” +100 g/t.

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Tamanho (mm)

Fotoanálises ISC

ISC 7 1/2 ISC 9 7/8 + 100 g/t Alimentação Ideal Britagem Primária

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62

Avaliação por Fotoanálise dos Diferentes Cenários de Plano de Fogo para Itabirito

Friável

Todas as curvas resultantes das fotoanálises para o itabirito friável são apresentadas na

figura 40, optou-se por adicionar ao mesmo a curva de alimentação ideal da britagem primária

visto que esse é o objetivo a ser atingido pela alimentação. Os dados utilizados na construção

das curvas a seguir estão disponíveis nos anexos.

Figura 40: Fotoanálises dos diferentes cenários de plano de fogo para o itabirito friável e

alimentação ideal da britagem primária.

As distribuições granulométricas apresentam resultados diferentes em função da faixa

analisada.

As curvas IF 9 7/8” 2015 e IF 7 1/2” apresentam resultados mais finos que do que o

padrão de alimentação da britagem primária considerando toda a distribuição granulométrica.

Enquanto o padrão IF 9 7/8” para a porção superior a 700 mm não atende os requisitos da

britagem primária.

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Tamanho (mm)

Fotoanálises IF

IF 7 1/2 IF 9 7/8 2015 IF 9 7/8 Alimentação Ideal Britagem Primária

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63

O menor topsize entre os padrões avaliados foi para o cenário IF 9 7/8” 2015, 635 mm,

o que não era esperado de acordo com a fundamentação teórica, visto que as razões de carga

utilizadas para todos os padrões é a mesma, enquanto a distribuição de energia que não é a mais

efetiva visto que esse é um cenário que utiliza o maior diâmetro de perfuração avaliado, o que

é evidenciado no gráfico Curvas Simuladas IF. Dessa forma atribui-se o resultado apresentado

a possíveis erros no processo de fotoanálise ou diferenças no padrão utilizado em relação ao

padrão adotado para os demais cenários.

Analisando os cenários IF 7 1/2” e IF 9 7/8”, identifica-se que a redução no diâmetro

atingiu seu objetivo de reduzir o topsize, o produto mais grosseiro no cenário IF 9 7/8” é 1383

mm, enquanto para 7 1/2” é 786 mm. Além da melhoria em comparação ao cenário anterior ao

início do projeto, o padrão IF 7 1/2” atinge o objetivo de tamanho máximo de fragmentos

gerados estar abaixo de 850 mm.

5.3 Comparação Entre Resultados das Simulações e Fotoanálises

Comparações entre os resultados esperados pelas simulações de análise granulométrica

e os apresentados pelas fotoanálises são realizadas nessa seção. O objetivo dessa seção é

identificar o nível de aderência entre as curvas para que se possa ter melhor compreensão do

quão úteis simulações de fragmentação podem ser, além de confrontar os resultados obtidos

com o que deveria ser esperado de acordo com as bases teóricas.

Comparação das Configurações de Plano de Fogo para Itabirito Compacto

As figuras 41, 42 e 43 apresentam o confronto dos resultados esperados e obtidos para

os padrões de plano de fogo para itabirito compacto.

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64

Figura 41: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão IC 9 7/8”.

Figura 42: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão IC 9 7/8” +100 g/t.

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Tamanho (mm)

Comparação IC 9 7/8" +100 g/t

IC 9 7/8 +100 g/t Simulada IC 9 7/8 +100 g/t Foto Análise

Alimentação Ideal Britagem Primária

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Tamanho (mm)

Comparação IC 9 7/8

IC 9 7/8 Simulada IC 9 7/8 2015 Foto Análise

IC 9 7/8 2016 Foto Análise Alimentação Ideal Britagem Primária

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65

Figura 43: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão IC 6 3/4”.

A análise dos gráficos anteriores indica que as curvas geradas a partir das fotoanálises

apresentam granulometria mais fina do que apresentada pela curva simulada. As diferenças

podem ser devidas a diversas razões.

Possíveis diferenças nas propriedades geomecânicas utilizadas nas simulações e as reais

propriedades apresentadas em campo podem causar as disparidades apontadas no gráfico. A

situação em questão é passível de ocorrer visto que as simulações são baseadas em propriedades

estáticas, enquanto na realidade ocorrem variações.

O fato de todas as comparações realizadas para itabirito compacto indicarem simulações

de granulometria mais grosseira que os dados levantados pelas fotoanálises indica a

possibilidade de que os valores adotados para as propriedades mecânicas utilizadas nas

simulações possam ter sido mais altos do que os apresentados em campo.

Além de os modelos de fragmentação só trabalharem com valores fixos para cada

propriedade, sem que seja possível utilizar intervalos limites para os dados de entrada, outra

limitação apresentada é a complexidade de se modelar a interação maciço-explosivo o que tende

a gerar diferenças entre o esperado pela teoria e os resultados reais.

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Comparação IC 6 3/4"

IC 6 3/4 Simulada IC 6 3/4 Foto Análise Alimentação Ideal Britagem Primária

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66

Comparação das Configurações de Plano de Fogo para Itabirito Semicompacto

As figuras 44 e 45 apresentam o confronto dos resultados esperados e obtidos para os

padrões de plano de fogo para itabirito semicompacto.

Figura 44: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão ISC 9 7/8” +100 g/t.

Analisando a comparação para o padrão ISC 9 7/8” + 100 g/t percebe-se um razoável

grau de aderência entre a curva simulada e a curva gerada pela fotoanálise, havendo faixas

granulométricas como a abaixo de 1 mm em que as porcentagens passantes apresentam

diferenças inferiores a 10%.

A faixa granulométrica superior a aproximadamente 280 mm a curva simulada apresenta

distribuição granulométrica mais fina que a curva gerada pela fotoanálise. Enquanto na faixa

inferior a 280 mm a curva das fotoanálises apresenta granulometria mais fina que a simulada.

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Tamanho (mm)

Comparação ISC 9 7/8" +100 g/t

ISC 9 7/8 +100 g/t Simulada ISC 9 7/8 +100 g/t Foto Análise

Alimentação Ideal Britagem Primária

Page 84: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

67

Figura 45: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão ISC 7 1/2”.

Analisando a comparação para o padrão ISC 7 1/2” percebe-se um razoável grau de

aderência nas porções mais grosseiras da distribuição granulométrica, enquanto analisando a

faixa abaixo de 400 mm a diferença entre as duas curvas se torna acentuada. O padrão em

questão apresenta ao longo de toda extensão do gráfico resultados mais grosseiros para a curva

simulada quando comparada as curva das fotoanálises.

Comparação das Configurações de Plano de Fogo para Itabirito Friável

As figuras 46 e 47 apresentam o confronto dos resultados esperados e obtidos para os

padrões de plano de fogo para itabirito friável.

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Comparação ISC 7 1/2"

ISC 7 1/2 Simulada ISC 7 1/2 Foto Análise Alimentação Ideal Britagem Primária

Page 85: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

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Figura 46: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão IF 9 7/8”.

Figura 47: Comparação dos resultados esperados e obtidos para o padrão IF 7 1/2”.

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Tamanho (mm)

Comparação IF 9 7/8"

IF 9 7/8 Simulada IF 9 7/8 Foto Análise 2015

IF 9 7/8 Foto Análise 2016 Alimentação Ideal Britagem Primária

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Tamanho (mm)

Comparação IF 7 1/2"

IF 7 1/2 Simulada IF 7 1/2 Foto Análise Alimentação Ideal Britagem Primária

Page 86: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

69

Analisando a comparação dos padrões IF 9 7/8” percebe-se que a curva simulada

apresenta granulometria mais grosseira que as apresentadas pelas fotoanálises na faixa

granulométrica superior a aproximadamente 260 mm. Enquanto para a faixa inferior a 260 mm

os cenários se invertem.

Analisando a comparação do padrão IF 7 1/2” percebe-se o melhor nível de aderência

entre as curvas simulada e gerada por fotoanálise considerando todos os padrões avaliados. A

diferença entre a porcentagem passante de cada curva é inferior a 5% ao longo uma vasta faixa

granulométrica (entre 0,3 e 100 mm).

As curvas geradas pelas fotoanálises apresentam melhor comportamento nas

extremidades das distribuições do que o esperado de acordo com as simulações. Se considera o

comportamento superior pois o volume de blocos maior que 850 mm foi menor do que o

simulado, além de o percentual de finos abaixo de 0,01 mm (lamas) também estar menor do

que o esperado.

5.4 Avaliação dos Indicadores Operacionais

A atual seção analisa os resultados dos indicadores operacionais eleitos como referência

para avaliar os impactos do projeto de melhoria de fragmentação no processo de produção.

Indicadores Operacionais da Britagem Primária

Os resultados dos indicadores operacionais da britagem primária são apresentados pela

figura 48.

Figura 48: Número de paradas devido a blocos e produtividade da britagem primária.

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72307281

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Jan Fev Mar Abr Mai Jun Jul Ago Set Out Nov Dez

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Número de Paradas da Britagem por Blocos Produtividade (tms/h)

Page 87: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

70

Uma primeira análise do gráfico anterior permite identificar a clara redução do número

de paradas da britagem primária causadas por blocos ao longo do ano, além de um novo padrão

de produtividade da britagem primária, atingidos após implementação da primeira grande

alteração do projeto, em abril de 2016, o aumento da razão de carga em 100 g/t das malhas de

9 7/8” para itabirito compacto e semicompacto.

Os dados evidenciam o ganho de performance da britagem primária, algo que é um

objetivo secundário do projeto, visto que a redução do número de blocos implica em aumento

de produtividade da britagem primária. Entretanto há que se mencionar demais fatores que

contribuíram para que os resultados apresentados fossem atingidos.

Um fator relevante foi a instalação de uma grelha sobre o silo de alimentação de um dos

2 britadores primários, a instalação foi feita na primeira semana de junho de 2016. A grelha

instalada possui aberturas de 750 mm, tamanho inferior ao gap de alimentação do britador,

sendo assim a alimentação do britador não é interrompida quando blocos maiores que 750 mm

são basculhados.

A avaliação do número de paradas do britador causadas por blocos possui restrições,

pois o padrão operacional é capaz de afetar seus resultados, exemplo: ao carregar um caminhão

fora de estrada com uma carga de granulometria grosseira o operador da máquina de carga pode

avisar ao sistema de despacho eletrônico que aquela carga apresenta risco de parar a britagem

devido à dimensão dos fragmentos ali presentes, dessa forma o destinador do caminhão pode

optar por dar destino à esse caminhão para um estoque de material grosseiro ao invés de destiná-

lo a alimentar a britagem. O exemplo descrito resultaria em uma eventual diminuição do

número de paradas da britagem por blocos, mas não como consequência da melhora da

fragmentação resultante do desmonte.

A principal limitação de avaliar a produtividade como indicador é uma possível variação

de oferta de minério para alimentação da britagem. Exemplo dessa interferência é o caso em

que mesmo que a granulometria fina favoreça o aumento da taxa de britagem um possível

menor volume de material ofertado quando comparado a outro mês tende a impactar a

produtividade.

Page 88: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

71

Massa de Minério Destinada a Estoque de Blocos

Os resultados da massa de minério de destinada a estoques de blocos são apresentados

na figura 49.

O fato do indicador em questão ser baseado em valores absolutos poderia levar a erros

na análise, considerando por exemplo que a massa de blocos gerada em um determinado mês

fosse menor não por melhoria de performance na atividade de desmonte, mas simplesmente por

ser um mês de menor volume lavrado. Visando ter um referencial comparativo para minimizar

este erro, adotou-se a razão entre a massa de blocos gerada no mês e o “run of mine” como

indicador auxiliar.

Figura 49: Massa de blocos gerada e razão entre a mesma e o ROM por mês.

A análise do gráfico anterior permite identificar sensível redução na massa de minério

destinada ao estoque de blocos a parti de abril de 2016, data que coincide com o aumento de

razão de carga previamente mencionado e manutenção de patamar em maio.

O mês de junho apresenta um resultado pior do que dos 2 meses anteriores, parte desse

resultado pode ser atribuído à instalação da grelha em um dos britadores primários. A grelha

possui abertura de 750 mm, reduzindo o tamanho máximo da alimentação em 100 mm, tornando

mais restritivo o critério de classificação do material e consequentemente contribuindo para

aumentar o volume de material destinado aos estoques de blocos.

Page 89: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

72

A alta a partir do mês de setembro também apresenta um fator de contribuição

determinante, o mês em questão foi quando a lavra em regiões de encostas passou a ser

predominante. As detonações em encostas nesse período apresentavam o cenário ilustrado na

figura 50:

Figura 50: Seção transversal das detonações em regiões de encostas.

Devido a restrições ambientais no lado oeste e ao sistema de drenagem das bermas dos

taludes finais no lado leste, foi necessário adotar o critério de não perfurar próximo às bordas

do plano de detonação para minimizar a projeção de material nesses 2 sentidos.

As restrições em questão contribuem para a formação de blocos na região não perfurada,

o que se deve ao fato que essa região não sofrerá atuação direta dos explosivos, entretanto pode

ser atingida pela região de baixa densidade de fraturas, gerando fragmentos de dimensões

superiores ao desejado.

A máxima na massa de blocos gerada por mês após o início do projeto foi alcançada em

outubro de 2016, mês de menor massa desmontada desde as primeiras ações do projeto, em

abril de 2016.

Page 90: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

73

6 CONCLUSÃO

O desmonte de rochas por explosivos, como toda etapa de uma cadeia produtiva, não

deve ser analisado isoladamente, e sim dentro de uma avaliação sistêmica. O resultado da

atividade de desmonte afeta de forma direta e relevante as atividades subsequentes de

carregamento, transporte, britagem e moagem.

Esse estudo teve como foco principal a redução do topsize dos fragmentos gerados pela

detonação através da definição de um novo padrão de perfuração e desmonte.

O estudo avaliou dois novos cenários de desmonte. O primeiro adotou um padrão de

perfuração e desmonte similar à prática já adotada na mina, entretanto com uma razão de carga

aumentada em 100 g/t. A segunda alteração foi a adoção de um padrão com razão de carga igual

à praticada, entretanto com um diâmetro de perfuração menor, reduziu-se de 9 7/8” para 7 1/2”.

Uma perfuratriz utilizada na Mina do Sapo possui coluna de perfuração para perfurar

com diâmetro 6 e 3/4”, porém os resultados das detonações com esse diâmetro foram avaliados

apenas para fins de identificar a contribuição gerada pelo uso de diâmetros menores. A

capacidade de produção de um diâmetro dessa magnitude é considerada impraticável com o

número de perfuratrizes disponíveis e produção demandada pela mina.

Os maciços rochosos são heterogêneos e as interações maciço-explosivo são de

complexa modelagem, além do fato de desmontes com apenas uma litologia serem raros, o que

torna imprudente a utilização somente de simulações como critério para adoção de mudanças.

O uso de métodos para avaliação dos resultados reais foi, portanto, adotado. Os métodos de

avaliação escolhidos foram fotoanálises e os indicadores operacionais já mencionados.

As fotoanálises dos padrões com razão de carga aumentada em 100 g/t apontam que os

topsizes não atingiriam o objetivo de estar abaixo de 850 mm. Entretanto ao se avaliar os

indicadores operacionais foi nítida a redução na massa de blocos gerada por mês a partir de

abril de 2016, quando o aumento da razão de carga foi adotado, o que contesta o resultado das

fotoanálises apresentadas para esses dois padrões, IC 9 7/8” +100 g/t e ISC 9 7/8” +100 g/t.

As fotoanálises indicaram que para as 3 litologias avaliadas a redução de diâmetro de

perfuração foi efetiva em relação ao objetivo principal do projeto. Reduzir o topsize gerado

pelos desmontes, apresentando resultados melhores que os até então alcançados.

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74

Os indicadores operacionais, entretanto não devem ser utilizados como referência na

comparação entre os padrões de razão de carga aumentada e os padrões com diâmetro reduzido,

visto que a utilização do diâmetro de 7 1/2” foi iniciada em setembro de 2016, sendo adotada

para 2 perfuratrizes, mas os padrões com razão de carga aumentada continuaram sendo

utilizados pois uma perfuratriz foi mantida com diâmetro de perfuração 9 7/8”.

A partir de setembro de 2016 diâmetros diferentes estavam sendo utilizados

simultaneamente, além disso a configuração geométrica das frentes de lavra a partir de setembro

é diferente das configurações anteriores, tornando a comparação dos resultados após setembro

com os resultados anteriores a setembro inapropriada.

Os indicadores operacionais podem ser utilizados para fins de levantamento de possíveis

ganhos do projeto, embora não sejam indicados para fazer comparações dos diferentes testes

realizados durante o projeto.

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75

REFERÊNCIA BIBLIOGRÁFICA

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ANEXOS

Parâmetros de Plano de Fogo

Cenários de Plano de Fogo para Itabirito Compacto

Cenários de Plano de Fogo para Itabirito Semicompacto

Unid A (Atual) B C D D - 1 E (Atual) F

Diâmetro mm 241.3 241.3 203.2 190.5 190.5 171.5 241.3

A m 4.8 4.3 4.0 3.8 3.4 3.4 4.4

E m 5.5 5.0 4.6 4.3 4.0 3.9 5.1

H m 15 15 15 15.0 15.0 15 15

Subperfuração m 1.2 1.2 1 0.8 0.8 0.8 1.2

d rocha g/cm3 3.27 3.27 3.27 3.3 3.3 3.27 3.27

M desmontada t 1,295 1,064 918 807.1 668.3 654 1,101

C Coluna m 6.1 6.1 6.3 6.3 6.3 6.4 12.2

C Fundo m 6.1 6.1 6.3 6.3 6.3 6.4 0.0

RLC Coluna Kg/m 40 40 29 26.0 26.0 21 40

RLC Fundo Kg/m 55 55 40 35.0 35.0 29 55

C Coluna Kg 244 244 183 163.5 163.8 135 487

C Fundo Kg 335 335 252 220.0 220.5 187 0

C Total kg 579 579 434 383.5 384.3 322 487

Tampão m 4.0 4.0 3.41 3.2 3.2 2.9 4.0

Razão de Carga g/t 447 544 473 475 575 493 443

Legenda

Plano de fogo

A

B

C

D

D - 1

E

F

Redução de diâmetro para 6 3/4"

Utilização de ANFO na CF e CC no diametro de 9 1/2" (gases x onda de choque)

Plano de Fogo

Blast design atual 9 7/8"

Aumento de RC + 100 g/t 9 7/8"

Redução de diâmetro para 8"

Redução de diâmetro para 7 1/2"

Redução de diâmetro para 7 1/2", + 100 g/t

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78

Curva Alimentação Ideal Britagem Primária

Tamanho

(mm)

Porcentagem

Passante (%)

800 98

700 89

600 81

500 73

400 60

300 33

200 18

160 4

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79

Dados Utilizados na Construção das Curvas Simuladas Para o Itabirito Compacto

IC 9 7/8”

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

78.409 283.77 459.93

Number of Graph Items: 85

Passing Size (mm) Percent passing (%)

0.01 9.77E-02

1.19E-02 0.10855052

1.41E-02 0.120554464

1.68E-02 0.133884962

0.02 0.148688403

2.38E-02 0.165127282

2.83E-02 0.183381962

3.36E-02 0.203652623

0.04 0.22616142

4.76E-02 0.25115488

5.66E-02 0.278906545

6.73E-02 0.3097199

0.08 0.343931614

9.51E-02 0.381915116

0.1 0.393599554

0.118920712 0.4370563

0.141421356 0.485299342

0.168179283 0.538853109

0.2 0.598298857

0.237841423 0.664280674

0.282842712 0.737512088

0.336358566 0.81878333

0.4 0.908969298

0.475682846 1.009038288

0.565685425 1.120061533

0.672717132 1.243223633

0.8 1.379833901

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80

0.951365692 1.531338701

1 1.5779092

1.189207115 1.750968779

1.414213562 1.942820872

1.681792831 2.155462452

2 2.391092525

2.37841423 2.652130178

2.828427125 2.941233662

3.363585661 3.261320409

4 3.615587847

4.75682846 4.007534779

5.656854249 4.440983029

6.727171322 4.920098956

8 5.449414284

9.51365692 6.033845558

10 6.212944601

11.89207115 6.876241868

14.14213562 7.607436441

16.81792831 8.412810839

20 9.299074564

23.7841423 10.27335549

28.28427125 11.34317963

33.63585661 12.51643621

40 13.80132473

47.5682846 15.20627989

56.56854249 16.73987012

67.27171322 18.41066476

80 20.22706493

95.1365692 22.1970928

100 22.79341725

118.9207115 24.97202797

141.4213562 27.31972312

168.1792831 29.84118822

200 32.53925679

237.841423 39.83357384

282.8427125 49.81041986

336.3585661 60.75600931

400 71.89360033

475.682846 82.13087225

565.6854249 90.33491733

672.7171322 95.80181626

800 98.64580589

951.365692 99.70829483

1000 99.82927615

1189.207115 99.98243702

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81

1414.213562 99.99919753

1681.792831 99.99998781

2000 99.99999996

2378.41423 100

2828.427125 100

3363.585661 100

4000 100

4756.82846 100

5656.854249 100

6727.171322 100

8000 100

9513.65692 100

10000 100

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 1.459605916 kg/m³

Average Powder Factor: 0.446362665 kg/t

Total Charge Mass: 57800.39655 kg

Total Volume: 39600.00157 m³

Default Burden: 4.8 m

Default Spacing: 5.5 m

Average Burden: 4.800000191 m

Average Spacing: 5.5 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 3.27

Rock UCS: 301.8 MPa

Rock Young's Modulus: 69.9 GPa

Rock Tensile Strength: 30.2 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 3 m

Fines Size: 1 mm

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82

IC 9 7/8” + 100 g/t

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

3m

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

57.333 238.802 383.999

Number of Graph Items: 85

Passing Size (mm) Percent passing (%)

0.001 0.036036404

1.19E-03 0.039892309

1.41E-03 0.044160705

1.68E-03 0.048885699

0.002 0.054116109

2.38E-03 0.059905967

2.83E-03 0.066315074

3.36E-03 0.073409614

0.004 0.081262836

4.76E-03 0.089955802

5.66E-03 0.099578222

6.73E-03 0.110229367

0.008 0.122019091

9.51E-03 0.135068947

0.01 0.139075638

1.19E-02 0.153948273

1.41E-02 0.170410019

1.68E-02 0.188630362

0.02 0.208796797

2.38E-02 0.231116724

2.83E-02 0.255819544

3.36E-02 0.283158965

0.04 0.313415556

4.76E-02 0.346899549

5.66E-02 0.383953936

6.73E-02 0.424957875

0.08 0.470330437

9.51E-02 0.520534732

0.1 0.535945165

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83

0.118920712 0.593132452

0.141421356 0.656401669

0.168179283 0.726395097

0.2 0.803821822

0.237841423 0.889464453

0.282842712 0.984186465

0.336358566 1.088940203

0.4 1.20477561

0.475682846 1.332849705

0.565685425 1.47443687

0.672717132 1.630939976

0.8 1.803902383

0.951365692 1.995020844

1 2.053630179

1.189207115 2.270899272

1.414213562 2.510858811

1.681792831 2.775812123

2 3.068281441

2.37841423 3.391025326

2.828427125 3.747056657

3.363585661 4.139661013

4 4.572415158

4.75682846 5.049205269

5.656854249 5.574244442

6.727171322 6.152088873

8 6.787651971

9.51365692 7.486215451

10 7.699660969

11.89207115 8.487736577

14.14213562 9.352308266

16.81792831 10.29988486

20 11.33732469

23.7841423 12.47180523

28.28427125 13.71077778

33.63585661 15.0619039

40 16.53297005

47.5682846 18.13177678

56.56854249 19.86599813

67.27171322 21.74300728

80 23.76966441

95.1365692 25.95206309

100 26.60955931

118.9207115 28.99972701

141.4213562 31.55501592

168.1792831 34.27666038

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84

200 39.61909779

237.841423 49.76202322

282.8427125 60.91131668

336.3585661 72.24484445

400 82.60482458

475.682846 90.80511014

565.6854249 96.14757773

672.7171322 98.8245632

800 99.76733036

951.365692 99.97448169

1000 99.98823102

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 1.792260279 kg/m³

Average Powder Factor: 0.548091828 kg/t

Total Charge Mass: 57800.39655 kg

Total Volume: 32250.00143 m³

Default Burden: 4.3 m

Default Spacing: 5 m

Average Burden: 4.300000191 m

Average Spacing: 5 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 3.27

Rock UCS: 301.8 MPa

Rock Young's Modulus: 69.9 GPa

Rock Tensile Strength: 30.2 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 3 m

Fines Size: 1 mm

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85

IC 7 1/2”

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

76.664 266.064 423.847

Number of Graph Items: 71

Passing Size (mm) Percent passing (%)

0.01 8.96E-02

1.19E-02 9.97E-02

1.41E-02 0.110976726

1.68E-02 1.23E-01

0.02 1.37E-01

2.38E-02 1.53E-01

2.83E-02 1.70E-01

3.36E-02 0.18931631

0.04 2.11E-01

4.76E-02 2.34E-01

5.66E-02 0.260800479

6.73E-02 2.90E-01

0.08 3.23E-01

9.51E-02 3.59E-01

0.1 0.370427061

1.19E-01 0.412132759

1.41E-01 0.45852321

1.68E-01 0.510122072

0.2 0.567510922

2.38E-01 0.631335521

2.83E-01 0.70231271

3.36E-01 0.781238014

0.4 0.868993999

4.76E-01 0.966559454

5.66E-01 1.075019453

6.73E-01 1.195576375

0.8 1.329561933

9.51E-01 1.478450281

1 1.52427416

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86

1.189207115 1.694779069

1.414213562 1.884173466

1.681792831 2.094506589

2 2.328039665

2.37841423 2.587265363

2.828427125 2.874928423

3.363585661 3.194047369

4 3.547937139

4.75682846 3.940232426

5.656854249 4.374911385

6.727171322 4.856319276

8 5.389191467

9.51365692 5.978675019

10 6.159540568

11.89207115 6.830202128

14.14213562 7.570895125

16.81792831 8.388233434

20 9.2892907

23.7841423 10.28159131

28.28427125 11.37308843

33.63585661 12.57212577

40 13.88737906

47.5682846 15.32777275

56.56854249 16.90236696

67.27171322 18.6202091

80 20.4901444

95.1365692 22.52057943

100 23.13560106

118.9207115 25.38388229

141.4213562 27.80859262

168.1792831 30.41434648

200 33.76229739

237.841423 43.21223393

282.8427125 54.03542861

336.3585661 65.6224071

400 76.93316263

475.682846 86.66645757

565.6854249 93.72014139

672.7171322 97.76765946

800 99.46084308

951.365692 99.9234247

1000 99.96144764

OVERALL DETAILS:

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87

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 1.428603436 kg/m³

Average Powder Factor: 0.436881785 kg/t

Total Charge Mass: 35015.07133 kg

Total Volume: 24510.00078 m³

Default Burden: 3.4 m

Default Spacing: 3.9 m

Average Burden: 3.799999952 m

Average Spacing: 4.300000191 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 3.27

Rock UCS: 301.8 MPa

Rock Young's Modulus: 69.9 GPa

Rock Tensile Strength: 30.2 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 2 m

Fines Size: 1 mm

IC 7 1/2” + 100 g/t

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

58.579 229.888 362.483

Number of Graph Items: 85

Passing Size (mm) Percent passing (%)

0.001 3.10E-02

1.19E-03 0.034433261

1.41E-03 3.82E-02

1.68E-03 4.24E-02

0.002 0.047015397

2.38E-03 5.22E-02

2.83E-03 5.79E-02

3.36E-03 6.42E-02

0.004 7.12E-02

4.76E-03 7.90E-02

Page 105: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

88

5.66E-03 0.087645659

6.73E-03 9.72E-02

0.008 0.107864697

9.51E-03 0.119660309

0.01 0.12328693

1.19E-02 0.136767894

1.41E-02 0.151721832

1.68E-02 0.168309427

0.02 0.18670883

2.38E-02 0.207117548

2.83E-02 0.229754529

3.36E-02 0.254862464

0.04 0.282710345

4.76E-02 0.313596275

5.66E-02 0.347850584

6.73E-02 0.385839265

0.08 0.427967765

9.51E-02 0.474685165

0.1 0.48904537

0.118920712 0.542411885

0.141421356 0.601584335

0.168179283 0.667190309

0.2 0.739924294

0.237841423 0.820554598

0.282842712 0.909930922

0.336358566 1.008992664

0.4 1.118777975

0.475682846 1.240433655

0.565685425 1.375225904

0.672717132 1.524552016

0.8 1.689953017

0.951365692 1.87312733

1 1.92938092

1.189207115 2.138223427

1.414213562 2.369397365

1.681792831 2.62522768

2 2.90826689

2.37841423 3.221314003

2.828427125 3.567434174

3.363585661 3.94997894

4 4.372606736

4.75682846 4.839303341

5.656854249 5.354401766

6.727171322 5.922600968

8 6.54898259

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89

9.51365692 7.239024748

10 7.450172146

11.89207115 8.230915859

14.14213562 9.089385053

16.81792831 10.03239526

20 11.0671492

23.7841423 12.2012072

28.28427125 13.44244153

33.63585661 14.7989709

40 16.27907135

47.5682846 17.891059

56.56854249 19.64313999

67.27171322 21.54322292

80 23.59868896

95.1365692 25.81611545

100 26.48490287

118.9207115 28.91870913

141.4213562 31.52465867

168.1792831 34.30411396

200 41.39239338

237.841423 52.29043141

282.8427125 64.11989792

336.3585661 75.8202587

400 86.00245448

475.682846 93.43488726

565.6854249 97.69948284

672.7171322 99.46166555

800 99.9279885

951.365692 99.99556028

1000 99.99834152

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 1.716425017 kg/m³

Average Powder Factor: 0.524900617 kg/t

Total Charge Mass: 35015.07133 kg

Total Volume: 20400.00057 m³

Default Burden: 3.4 m

Default Spacing: 4 m

Average Burden: 3.400000095 m

Average Spacing: 4 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 3.27

Page 107: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

90

Rock UCS: 301.8 MPa

Rock Young's Modulus: 69.9 GPa

Rock Tensile Strength: 30.2 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 2 m

Fines Size: 1 mm

IC 6 3/4”

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

73.591 254.95 399.485

Number of Graph Items: 71

Passing Size (mm) Percent passing (%)

0.01 9.01E-02

1.19E-02 0.100350264

1.41E-02 0.11170843

1.68E-02 0.124351371

0.02 0.138424225

2.38E-02 0.154088475

2.83E-02 0.171523788

3.36E-02 0.190930042

0.04 0.212529587

4.76E-02 0.23656975

5.66E-02 0.263325613

6.73E-02 0.293103096

0.08 0.326242376

9.51E-02 0.363121673

0.1 0.374483383

0.118920712 0.416804559

0.141421356 0.463897398

0.168179283 0.516297233

0.2 0.574598823

0.237841423 0.63946279

0.282842712 0.711622729

0.336358566 0.791893028

Page 108: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

91

0.4 0.881177485

0.475682846 0.980478756

0.565685425 1.090908728

0.672717132 1.213699868

0.8 1.350217615

0.951365692 1.501973882

1 1.548690934

1.189207115 1.722558962

1.414213562 1.915756119

1.681792831 2.130385849

2 2.368769666

2.37841423 2.633467156

2.828427125 2.927297165

3.363585661 3.253360069

4 3.615060964

4.75682846 4.016133506

5.656854249 4.460664085

6.727171322 4.953115816

8 5.498351762

9.51365692 6.101656532

10 6.286789159

11.89207115 6.973366775

14.14213562 7.731783047

16.81792831 8.568817937

20 9.491716848

23.7841423 10.50817897

28.28427125 11.62633173

33.63585661 12.85468781

40 14.20208048

47.5682846 15.67757254

56.56854249 17.29033369

67.27171322 19.04948035

80 20.96387229

95.1365692 23.0418597

100 23.67111817

118.9207115 25.970708

141.4213562 28.44932241

168.1792831 31.11114311

200 35.70149929

237.841423 45.69864425

282.8427125 57.01287229

336.3585661 68.88005895

400 80.09075758

475.682846 89.26395045

565.6854249 95.42905375

Page 109: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

92

672.7171322 98.59631442

800 99.72562801

951.365692 99.97128266

1000 99.98705496

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 1.449432236 kg/m³

Average Powder Factor: 0.443251448 kg/t

Total Charge Mass: 28829.20869 kg

Total Volume: 19890.00104 m³

Default Burden: 3.4 m

Default Spacing: 3.9 m

Average Burden: 3.400000095 m

Average Spacing: 3.900000095 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 3.27

Rock UCS: 301.8 MPa

Rock Young's Modulus: 69 GPa

Rock Tensile Strength: 30.2 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 2 m

Fines Size: 1 mm

Dados Utilizados na Construção das Curvas Simuladas para o Itabirito Semicompacto

ISC 9 7/8”

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

13.518 240.096 401.685

Number of Graph Items: 113

Passing Size (mm) Percent passing (%)

0.00001 9.04E-02

Page 110: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

93

1.19E-05 9.67E-02

1.41E-05 0.10346238

1.68E-05 0.110697241

0.00002 0.118437719

2.38E-05 0.126719104

2.83E-05 0.135579145

3.36E-05 0.14505822

0.00004 0.155199513

4.76E-05 0.166049213

5.66E-05 0.17765672

6.73E-05 0.190074866

0.00008 0.203360151

9.51E-05 0.217572999

0.0001 0.221843056

1.19E-04 0.237346138

1.41E-04 0.253931245

1.68E-04 0.271673695

0.0002 0.290654022

2.38E-04 0.31095833

2.83E-04 0.332678675

3.36E-04 0.355913469

0.0004 0.380767915

4.76E-04 0.407354468

5.66E-04 0.435793322

6.73E-04 0.466212943

0.0008 0.498750617

9.51E-04 0.53355305

0.001 0.544007556

1.19E-03 0.581958738

1.41E-03 0.622549183

1.68E-03 0.665961235

0.002 0.712389662

2.38E-03 0.76204248

2.83E-03 0.81514182

3.36E-03 0.871924855

0.004 0.932644786

4.76E-03 0.997571871

5.66E-03 1.066994538

6.73E-03 1.141220536

0.008 1.220578177

9.51E-03 1.305417627

0.01 1.330894606

1.19E-02 1.423346491

1.41E-02 1.522170955

1.68E-02 1.627800082

Page 111: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

94

0.02 1.740694212

2.38E-02 1.861343647

2.83E-02 1.990270417

3.36E-02 2.128030145

0.04 2.275213978

4.76E-02 2.432450602

5.66E-02 2.600408326

6.73E-02 2.779797244

0.08 2.971371461

9.51E-02 3.175931374

0.1 3.237310007

0.118920712 3.459849491

0.141421356 3.697392475

0.168179283 3.950908215

0.2 4.221422482

0.237841423 4.510019955

0.282842712 4.817846579

0.336358566 5.146111847

0.4 5.496090978

0.475682846 5.869126955

0.565685425 6.266632364

0.672717132 6.690090996

0.8 7.14105913

0.951365692 7.621166453

1 7.764935962

1.189207115 8.285085865

1.414213562 8.838380747

1.681792831 9.426691711

2 10.05196078

2.37841423 10.71619823

2.828427125 11.4214788

3.363585661 12.16993675

4 12.96375943

4.75682846 13.8051793

5.656854249 14.69646416

6.727171322 15.6399053

8 16.63780354

9.51365692 17.69245264

10 18.00672241

11.89207115 19.13778405

14.14213562 20.33070919

16.81792831 21.58761675

20 22.91051413

23.7841423 24.3012638

28.28427125 25.76154595

Page 112: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

95

33.63585661 27.29281736

40 28.89626623

47.5682846 30.57276316

56.56854249 32.3228084

67.27171322 34.14647571

80 36.0433533

95.1365692 38.01248251

100 38.59220449

118.9207115 40.65196969

141.4213562 42.77939968

168.1792831 44.97129753

200 47.22365754

237.841423 49.53161351

282.8427125 58.88165051

336.3585661 69.65257879

400 79.81063177

475.682846 88.31498195

565.6854249 94.38995699

672.7171322 97.90400077

800 99.44065398

951.365692 99.90496388

1000 99.94857935

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 1.013704352 kg/m³

Average Powder Factor: 0.335663693 kg/t

Total Charge Mass: 52687.2853 kg

Total Volume: 51975.00157 m³

Default Burden: 4.8 m

Default Spacing: 5.5 m

Average Burden: 5.5 m

Average Spacing: 6.300000191 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 3.02

Rock UCS: 50 MPa

Rock Young's Modulus: 0.0091 GPa

Rock Tensile Strength: 5 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 3 m

Fines Size: 1 mm

Page 113: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

96

ISC 9 7/8” + 100 g/t

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

5.96 147.734 323.465

Number of Graph Items: 127

Passing Size (mm) Percent passing (%)

0.00 9.05E-02

0.00 9.62E-02

0.00 1.02E-01

0.00 1.09E-01

0.00 1.16E-01

0.00 1.23E-01

0.00 1.31E-01

0.00 1.39E-01

0.00 1.48E-01

0.00 1.57E-01

0.00 1.67E-01

0.00 0.17729592

0.00 0.188471506

0.00 0.200350821

0.00 0.203905188

0.00 0.216756228

0.00 0.230416263

0.00 0.244936101

0.00 0.260369722

0.00 0.276774478

0.00 0.2942113

0.00 0.312744921

0.00 0.332444105

0.00 0.353381902

0.00 0.375635904

0.00 0.399288527

0.00 0.424427307

0.00 0.451145211

Page 114: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

97

0.00 0.459138604

0.00 0.488036241

0.00 0.518747917

0.00 0.551386892

0.00 0.586073414

0.00 0.622935146

0.00 0.662107607

0.00 0.703734643

0.00 0.747968926

0.00 0.794972473

0.00 0.844917206

0.00 0.897985528

0.00 0.954370943

0.00 1.014278703

0.00 1.032197831

0.00 1.09696383

0.00 1.165769633

0.00 1.238864108

0.00 1.316511053

0.00 1.398990033

0.00 1.486597265

0.00 1.579646542

0.00 1.678470199

0.00 1.783420124

0.01 1.894868808

0.01 2.013210444

0.01 2.138862068

0.01 2.27226474

0.01 2.312147402

0.01 2.456221761

0.01 2.609153193

0.02 2.7714706

0.02 2.943732442

0.02 3.126528123

0.03 3.320479405

0.03 3.526241841

0.04 3.744506231

0.05 3.976000082

0.06 4.221489068

0.07 4.481778484

0.08 4.757714668

0.10 5.050186389

0.10 5.137527866

0.12 5.452672517

0.14 5.786552557

Page 115: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

98

0.17 6.140205211

0.20 6.514715194

0.24 6.911215547

0.28 7.330888283

0.34 7.774964795

0.40 8.24472599

0.48 8.741502104

0.57 9.266672142

0.67 9.82166288

0.80 10.40794738

0.95 11.02704292

1.00 11.21146167

1.19 11.87510993

1.41 12.57519086

1.68 13.31334404

2.00 14.09123605

2.38 14.91055404

2.83 15.77299805

3.36 16.68027209

4.00 17.63407392

4.76 18.63608316

5.66 19.68794793

6.73 20.79126967

8.00 21.9475861

9.51 23.15835227

10.00 23.51698513

11.89 24.79984008

14.14 26.14004593

16.82 27.53862632

20.00 28.99641701

23.78 30.51403572

28.28 32.09184989

33.64 33.72994264

40.00 35.42807706

47.57 37.18565925

56.57 39.00170049

67.27 40.874779

80.00 42.80300214

95.14 44.78396961

100.00 45.36328761

118.92 47.40775992

141.42 49.49739538

168.18 51.62789913

200.00 53.7943488

237.84 61.62790851

Page 116: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

99

282.84 72.46689061

336.36 82.39094457

400.00 90.35406144

475.68 95.71088996

565.69 98.5598375

672.72 99.66871209

800.00 99.95420393

951.37 99.99681117

1000.00 99.99873599

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 1.3205067 kg/m³

Average Powder Factor: 0.437253874 kg/t

Total Charge Mass: 52292.06741 kg

Total Volume: 39600.00157 m³

Default Burden: 3.4 m

Default Spacing: 3.9 m

Average Burden: 4.800000191 m

Average Spacing: 5.5 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 3.02

Rock UCS: 50 MPa

Rock Young's Modulus: 0.0091 GPa

Rock Tensile Strength: 5 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 3 m

Fines Size: 1 mm

ISC 7 1/2”

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

14.103 217.255 370.624

Number of Graph Items: 113

Page 117: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

100

Passing Size (mm) Percent passing (%)

0.00001 7.52E-02

1.19E-05 8.06E-02

1.41E-05 8.64E-02

1.68E-05 9.26E-02

0.00002 9.93E-02

2.38E-05 0.106486578

2.83E-05 0.114165781

3.36E-05 0.122398424

0.00004 0.131224344

4.76E-05 0.140686236

5.66E-05 0.15082986

6.73E-05 0.161704257

0.00008 0.173361986

9.51E-05 0.185859372

0.0001 0.189618988

1.19E-04 0.203287121

1.41E-04 0.217939405

1.68E-04 0.233646543

0.0002 0.25048429

2.38E-04 0.268533816

2.83E-04 0.287882087

3.36E-04 0.308622271

0.0004 0.330854182

4.76E-04 0.354684739

5.66E-04 0.380228472

6.73E-04 0.407608052

0.0008 0.43695486

9.51E-04 0.468409594

0.001 0.477871016

1.19E-03 0.512263566

1.41E-03 0.549124525

1.68E-03 0.588630033

0.002 0.630968647

2.38E-03 0.676342195

2.83E-03 0.724966678

3.36E-03 0.777073242

0.004 0.832909199

4.76E-03 0.892739125

5.66E-03 0.95684601

6.73E-03 1.025532496

0.008 1.099122175

9.51E-03 1.177960974

0.01 1.201667852

Page 118: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

101

1.19E-02 1.287814131

1.41E-02 1.380092897

1.68E-02 1.478934259

0.02 1.584797526

2.38E-02 1.698173051

2.83E-02 1.819584159

3.36E-02 1.949589175

0.04 2.088783547

4.76E-02 2.237802058

5.66E-02 2.39732114

6.73E-02 2.568061272

0.08 2.750789467

9.51E-02 2.94632184

0.1 3.005072089

0.118920712 3.2183785

0.141421356 3.446555079

0.168179283 3.690598299

0.2 3.951565419

0.237841423 4.230577286

0.282842712 4.528821113

0.336358566 4.847553215

0.4 5.188101647

0.475682846 5.551868728

0.565685425 5.940333374

0.672717132 6.355053208

0.8 6.797666349

0.951365692 7.269892836

1 7.411496566

1.189207115 7.924523875

1.414213562 8.471411615

1.681792831 9.054152519

2 9.67482061

2.37841423 10.33556879

2.828427125 11.03862528

3.363585661 11.78628865

4 12.58092136

4.75682846 13.42494144

5.656854249 14.3208122

6.727171322 15.27102963

8 16.27810725

9.51365692 17.34455815

10 17.66274079

11.89207115 18.80931145

14.14213562 20.02088345

16.81792831 21.2998006

Page 119: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

102

20 22.64829001

23.7841423 24.06842429

28.28427125 25.56207919

33.63585661 27.13088663

40 28.77618302

47.5682846 30.49895284

56.56854249 32.29976786

67.27171322 34.17872218

80 36.13536375

95.1365692 38.16862327

100 38.76758036

118.9207115 40.89680437

141.4213562 43.09748755

168.1792831 45.36602067

200 47.69787449

237.841423 52.7464825

282.8427125 63.78514235

336.3585661 74.74599678

400 84.50434926

475.682846 92.00524348

565.6854249 96.73865144

672.7171322 99.03220482

800 99.8133994

951.365692 99.97994022

1000 99.99078169

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 0.977032144 kg/m³

Average Powder Factor: 0.323520578 kg/t

Total Charge Mass: 31509.28805 kg

Total Volume: 32250.00143 m³

Default Burden: 3.4 m

Default Spacing: 3.9 m

Average Burden: 4.300000191 m

Average Spacing: 5 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 3.02

Rock UCS: 50 MPa

Rock Young's Modulus: 0.0091 GPa

Rock Tensile Strength: 5 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 3 m

Fines Size: 1 mm

Page 120: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

103

ISC 7 1/2” +100 g/t

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

6.841 151.314 304.366

Number of Graph Items: 127

Passing Size (mm) Percent passing (%)

0.000001 7.00E-02

1.19E-06 7.45E-02

1.41E-06 7.94E-02

1.68E-06 8.46E-02

0.000002 9.02E-02

2.38E-06 0.096081214

2.83E-06 0.102374518

3.36E-06 0.109079808

0.000004 0.116224023

4.76E-06 0.12383586

5.66E-06 0.131945889

6.73E-06 0.140586671

0.000008 0.14979289

9.51E-06 0.15960149

0.00001 0.162540629

1.19E-05 0.17318324

1.41E-05 0.18452205

1.68E-05 0.196602513

0.00002 0.20947304

2.38E-05 0.223185191

2.83E-05 0.237793872

3.36E-05 0.253357556

0.00004 0.269938509

4.76E-05 0.287603035

5.66E-05 0.306421734

6.73E-05 0.326469779

Page 121: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

104

0.00008 0.347827203

9.51E-05 0.370579216

0.0001 0.377396263

1.19E-04 0.402078538

1.41E-04 0.428371596

1.68E-04 0.45638009

0.0002 0.486215405

2.38E-04 0.51799609

2.83E-04 0.551848302

3.36E-04 0.587906288

0.0004 0.62631289

4.76E-04 0.667220079

5.66E-04 0.710789524

6.73E-04 0.757193193

0.0008 0.806613987

9.51E-04 0.859246412

0.001 0.875013245

1.19E-03 0.932087788

1.41E-03 0.992866457

1.68E-03 1.057587125

0.002 1.126502602

2.38E-03 1.199881523

2.83E-03 1.278009287

3.36E-03 1.361189043

0.004 1.449742729

4.76E-03 1.544012155

5.66E-03 1.644360147

6.73E-03 1.751171737

0.008 1.864855411

9.51E-03 1.985844409

0.01 2.022071929

1.19E-02 2.153148542

1.41E-02 2.292622086

1.68E-02 2.441017032

0.02 2.598888797

2.38E-02 2.766825312

2.83E-02 2.945448653

3.36E-02 3.135416701

0.04 3.337424838

4.76E-02 3.552207678

5.66E-02 3.78054081

6.73E-02 4.02324256

0.08 4.28117574

9.51E-02 4.555249391

0.1 4.637227673

Page 122: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

105

0.118920712 4.933502154

0.141421356 5.248179649

0.168179283 5.582332879

0.2 5.937087607

0.237841423 6.313623933

0.282842712 6.713177423

0.336358566 7.137040007

0.4 7.586560625

0.475682846 8.06314555

0.565685425 8.568258337

0.672717132 9.103419339

0.8 9.670204702

0.951365692 10.27024478

1 10.4492804

1.189207115 11.09462792

1.414213562 11.77715021

1.681792831 12.49863547

2 13.26091031

2.37841423 14.06583336

2.828427125 14.91528758

3.363585661 15.81117119

4 16.75538692

4.75682846 17.74982966

5.656854249 18.79637211

6.727171322 19.89684847

8 21.05303589

9.51365692 22.26663364

10 22.62666444

11.89207115 23.91652677

14.14213562 25.26726409

16.81792831 26.68014122

20 28.15622662

23.7841423 29.69635764

28.28427125 31.30110326

33.63585661 32.97072435

40 34.70513175

47.5682846 36.50384249

56.56854249 38.36593472

67.27171322 40.2900019

80 42.27410706

95.1365692 44.31573808

100 44.91337109

118.9207115 47.02437699

141.4213562 49.18477654

168.1792831 51.38988859

Page 123: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

106

200 53.75610795

237.841423 65.03434898

282.8427125 76.10986765

336.3585661 85.78220934

400 92.98954067

475.682846 97.32485765

565.6854249 99.2800808

672.7171322 99.87961253

800 99.98947224

951.365692 99.99961938

1000 99.99988085

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 1.256351187 kg/m³

Average Powder Factor: 0.416010327 kg/t

Total Charge Mass: 31509.28805 kg

Total Volume: 25080.00023 m³

Default Burden: 3.4 m

Default Spacing: 4 m

Average Burden: 3.799999952 m

Average Spacing: 4.400000095 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 3.02

Rock UCS: 50 MPa

Rock Young's Modulus: 0.0091 GPa

Rock Tensile Strength: 5 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 2 m

Fines Size: 1 mm

ISC 6 3/4”

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

13.26 208.482 351.291

Page 124: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

107

Number of Graph Items: 113

Passing Size (mm) Percent passing (%)

0.00001 7.83E-02

1.19E-05 8.40E-02

1.41E-05 0.09001774

1.68E-05 9.65E-02

0.00002 0.103430329

2.38E-05 0.110868

2.83E-05 0.118840197

3.36E-05 0.127385285

0.00004 0.136544379

4.76E-05 0.146361536

5.66E-05 0.156883965

6.73E-05 0.168162249

0.00008 0.18025059

9.51E-05 0.19320706

0.0001 0.197104294

1.19E-04 0.211270931

1.41E-04 0.226454622

1.68E-04 0.242728212

0.0002 0.260169738

2.38E-04 0.278862792

2.83E-04 0.298896919

3.36E-04 0.320368028

0.0004 0.343378847

4.76E-04 0.368039391

5.66E-04 0.394467482

6.73E-04 0.422789286

0.0008 0.453139897

9.51E-04 0.485663957

0.001 0.49544576

1.19E-03 0.530998211

1.41E-03 0.56909455

1.68E-03 0.609915713

0.002 0.653655342

2.38E-03 0.700520656

2.83E-03 0.750733371

3.36E-03 0.804530689

0.004 0.862166333

4.76E-03 0.923911666

5.66E-03 0.990056862

6.73E-03 1.060912156

0.008 1.136809171

Page 125: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

108

9.51E-03 1.218102311

0.01 1.242543817

1.19E-02 1.331346993

1.41E-02 1.426450871

1.68E-02 1.528295665

0.02 1.637351327

2.38E-02 1.754119409

2.83E-02 1.879135006

3.36E-02 2.012968805

0.04 2.156229216

4.76E-02 2.309564604

5.66E-02 2.473665608

6.73E-02 2.649267548

0.08 2.837152915

9.51E-02 3.03815394

0.1 3.098537637

0.118920712 3.317738542

0.141421356 3.552160299

0.168179283 3.8028175

0.2 4.070786076

0.237841423 4.35720606

0.282842712 4.663284307

0.336358566 4.990297159

0.4 5.339593004

0.475682846 5.712594688

0.565685425 6.110801735

0.672717132 6.535792298

0.8 6.989224787

0.951365692 7.472839079

1 7.617827255

1.189207115 8.143002477

1.414213562 8.702648977

1.681792831 9.298776014

2 9.933472409

2.37841423 10.60890373

2.828427125 11.32730826

3.363585661 12.09099152

4 12.90231921

4.75682846 13.76370827

5.656854249 14.67761587

6.727171322 15.64652605

8 16.67293375

9.51365692 17.75932591

10 18.08335446

11.89207115 19.2506011

Page 126: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

109

14.14213562 20.48336689

16.81792831 21.78393774

20 23.15447085

23.7841423 24.59695589

28.28427125 26.11317152

33.63585661 27.70463743

40 29.37256163

47.5682846 31.11778327

56.56854249 32.9407112

67.27171322 34.84125858

80 36.81877436

95.1365692 38.8719724

100 39.4764601

118.9207115 41.62407103

141.4213562 43.84164758

168.1792831 46.12531374

200 48.47026339

237.841423 55.29495545

282.8427125 66.73249578

336.3585661 77.78848483

400 87.21383475

475.682846 93.99005951

565.6854249 97.85880807

672.7171322 99.47769488

800 99.92409148

951.365692 99.99456494

1000 99.99784334

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 1.001233536 kg/m³

Average Powder Factor: 0.331534283 kg/t

Total Charge Mass: 26357.47348 kg

Total Volume: 26325.00064 m³

Default Burden: 3.4 m

Default Spacing: 3.9 m

Average Burden: 3.900000095 m

Average Spacing: 4.5 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 3.02

Rock UCS: 50 MPa

Rock Young's Modulus: 0.0091 GPa

Rock Tensile Strength: 5 MPa

Page 127: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

110

Rock Mean Insitu Passing Size: 2 m

Fines Size: 1 mm

Dados Utilizados na Construção das Curvas Simuladas para o Itabirito Friável

IF 9 7/8”

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

0.004 7.024 704.175

Number of Graph Items: 246

Passing Size (mm) Percent passing (%)

1.00E-18 9.43E-02

1.19E-14 0.299299072

2.38E-14 0.402785613

4E-14 0.459386571

5.66E-14 0.484189429

6.73E-14 0.510327988

8E-14 0.523920369

9.51E-14 0.537873798

1.19E-13 0.556389034

1.41E-13 0.571204706

1.68E-13 0.586413731

2E-13 0.602026486

2.38E-13 0.618053624

2.83E-13 0.634506073

3.36E-13 0.651395046

4E-13 0.668732046

4.76E-13 0.686528878

5.66E-13 0.704797651

6.73E-13 0.723550789

8E-13 0.742801039

9.51E-13 0.762561477

Page 128: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

111

1E-12 0.768343196

1.19E-12 0.788780418

1.41E-12 0.80975903

1.68E-12 0.831293254

2E-12 0.853397678

2.38E-12 0.876087267

2.83E-12 0.899377373

3.36E-12 0.923283739

4E-12 0.947822518

4.76E-12 0.973010273

5.66E-12 0.998863995

6.73E-12 1.02540111

8E-12 1.052639489

9.51E-12 1.080597461

1E-11 1.088777261

1.19E-11 1.117689616

1.41E-11 1.147365273

1.68E-11 1.177824143

2E-11 1.209086644

2.38E-11 1.241173709

2.83E-11 1.274106806

3.36E-11 1.307907945

4E-11 1.342599692

4.76E-11 1.378205183

5.66E-11 1.414748138

6.73E-11 1.452252874

8E-11 1.490744316

9.51E-11 1.530248018

1E-10 1.541804922

1.19E-10 1.582650796

1.41E-10 1.624569815

1.68E-10 1.667589692

2E-10 1.711738828

2.38E-10 1.757046329

2.83E-10 1.803542023

3.36E-10 1.851256475

4E-10 1.900221004

4.76E-10 1.950467701

5.66E-10 2.002029443

6.73E-10 2.054939913

8E-10 2.10923362

9.51E-10 2.164945909

0.000000001 2.181242903

1.19E-09 2.238835374

1.41E-09 2.297930555

Page 129: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

112

1.68E-09 2.358566687

0.000000002 2.420782935

2.38E-09 2.484619402

2.83E-09 2.550117151

3.36E-09 2.617318227

0.000000004 2.686265671

4.76E-09 2.757003547

5.66E-09 2.829576957

6.73E-09 2.904032066

0.000000008 2.980416119

9.51E-09 3.058777465

0.00000001 3.081696239

1.19E-08 3.162676802

1.41E-08 3.245749526

1.68E-08 3.330966537

0.00000002 3.418381153

2.38E-08 3.508047907

2.83E-08 3.600022572

3.36E-08 3.694362179

0.00000004 3.791125041

4.76E-08 3.890370774

5.66E-08 3.992160317

6.73E-08 4.096555956

0.00000008 4.203621343

9.51E-08 4.313421521

0.0000001 4.34552835

1.19E-07 4.458948234

1.41E-07 4.57525704

1.68E-07 4.694524524

0.0000002 4.816821918

2.38E-07 4.942221949

2.83E-07 5.070798862

3.36E-07 5.202628439

0.0000004 5.337788012

4.76E-07 5.476356484

5.66E-07 5.618414349

6.73E-07 5.764043701

0.0000008 5.913328256

9.51E-07 6.066353363

0.000001 6.111085748

1.19E-06 6.269055983

1.41E-06 6.430968237

1.68E-06 6.596913316

0.000002 6.766983711

2.38E-06 6.941273604

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113

2.83E-06 7.119878871

3.36E-06 7.302897095

0.000004 7.490427559

4.76E-06 7.682571255

5.66E-06 7.879430881

6.73E-06 8.081110834

0.000008 8.28771721

9.51E-06 8.499357796

0.00001 8.561197397

1.19E-05 8.779482065

1.41E-05 9.003053812

1.68E-05 9.232025887

0.00002 9.466513163

2.38E-05 9.706632111

2.83E-05 9.952500776

3.36E-05 10.20423874

0.00004 10.46196711

4.76E-05 10.72580842

5.66E-05 10.99588668

6.73E-05 11.27232723

0.00008 11.55525676

9.51E-05 11.8448032

0.0001 11.92935327

1.19E-04 12.22761078

1.41E-04 12.53278231

1.68E-04 12.84499946

0.0002 13.16439479

2.38E-04 13.49110173

2.83E-04 13.82525444

3.36E-04 14.16698777

0.0004 14.51643709

4.76E-04 14.87373819

5.66E-04 15.23902717

6.73E-04 15.61244028

0.0008 15.99411378

9.51E-04 16.3841838

0.001 16.49798639

1.19E-03 16.8990687

1.41E-03 17.30885751

1.68E-03 17.72748726

0.002 18.15509149

2.38E-03 18.59180261

2.83E-03 19.03775168

3.36E-03 19.49306819

0.004 19.95787981

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114

4.76E-03 20.43231215

5.66E-03 20.91648846

6.73E-03 21.41052939

0.008 21.91455266

9.51E-03 22.42867277

0.01 22.57847766

1.19E-02 23.10576252

1.41E-02 23.64339233

1.68E-02 24.1914687

0.02 24.75008853

2.38E-02 25.31934368

2.83E-02 25.89932053

3.36E-02 26.49009962

0.04 27.09175519

4.76E-02 27.70435478

5.66E-02 28.32795875

6.73E-02 28.96261986

0.08 29.60838275

9.51E-02 30.26528351

0.1 30.45634927

0.118920712 31.1276308

0.141421356 31.81009775

0.168179283 32.50375439

0.2 33.20859425

0.237841423 33.92459948

0.282842712 34.65174037

0.336358566 35.38997478

0.4 36.13924755

0.475682846 36.89948998

0.565685425 37.67061922

0.672717132 38.45253774

0.8 39.24513274

0.951365692 40.04827559

1 40.28128361

1.189207115 41.09779307

1.414213562 41.9244936

1.681792831 42.76120065

2 43.6077115

2.37841423 44.46380479

2.828427125 45.32923999

3.363585661 46.20375697

4 47.08707556

4.75682846 47.97889511

5.656854249 48.87889416

6.727171322 49.78673006

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115

8 50.70203871

9.51365692 51.62443429

10 51.89107469

11.89207115 52.82199252

14.14213562 53.75903201

16.81792831 54.70173484

20 55.64962055

23.7841423 56.6021866

28.28427125 57.55890846

33.63585661 58.51923992

40 59.48261331

47.5682846 60.44843996

56.56854249 61.41611063

67.27171322 62.38499616

80 63.35444808

95.1365692 64.32379943

100 64.60257892

118.9207115 65.57079013

141.4213562 66.53731049

168.1792831 67.50141922

200 68.46238166

237.841423 69.41945073

282.8427125 70.37186838

336.3585661 71.31886725

400 72.25967243

475.682846 73.19350325

565.6854249 74.11957535

672.7171322 78.03366731

800 85.98965778

951.365692 92.18031338

1000 93.58382423

1189.207115 97.15959602

1414.213562 99.01263316

1681.792831 99.74914943

2000 99.95755868

2378.41423 99.99576151

2828.427125 99.99978633

3363.585661 99.99999556

4000 99.99999997

4756.82846 100

5656.854249 100

6727.171322 100

8000 100

9513.65692 100

10000 100

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116

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 0.47264409 kg/m³

Average Powder Factor: 0.18108969 kg/t

Total Charge Mass: 43473.80253 kg

Total Volume: 91979.99823 m³

Default Burden: 7.3 m

Default Spacing: 8.4 m

Average Burden: 7.300000191 m

Average Spacing: 8.399999619 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 2.61

Rock UCS: 5 MPa

Rock Young's Modulus: 0.0017 GPa

Rock Tensile Strength: 0.5 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 4 m

Fines Size: 1 mm

IF 7 1/2”

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

0.006 7.591 616.716

Number of Graph Items: 246

Passing Size (mm) Percent passing (%)

1.00E-18 7.43E-02

1.19E-14 0.245438349

2.38E-14 0.333711286

4E-14 0.382343318

5.66E-14 0.403721931

6.73E-14 0.426293362

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117

8E-14 0.43804695

9.51E-14 0.450123871

1.19E-13 0.466166045

1.41E-13 0.47901634

1.68E-13 0.492219989

2E-13 0.505786658

2.38E-13 0.519726278

2.83E-13 0.534049045

3.36E-13 0.548765434

4E-13 0.5638862

4.76E-13 0.579422392

5.66E-13 0.595385353

6.73E-13 0.611786736

8E-13 0.628638507

9.51E-13 0.645952952

1E-12 0.651022014

1.19E-12 0.668950886

1.41E-12 0.6873718

1.68E-12 0.706298166

2E-12 0.725743752

2.38E-12 0.745722694

2.83E-12 0.76624951

3.36E-12 0.787339104

4E-12 0.809006781

4.76E-12 0.831268253

5.66E-12 0.854139653

6.73E-12 0.877637546

8E-12 0.901778934

9.51E-12 0.926581278

1E-11 0.933842177

1.19E-11 0.959522105

1.41E-11 0.98590469

1.68E-11 1.013008962

2E-11 1.040854455

2.38E-11 1.06946122

2.83E-11 1.098849838

3.36E-11 1.129041432

4E-11 1.160057684

4.76E-11 1.191920847

5.66E-11 1.224653758

6.73E-11 1.258279854

8E-11 1.292823188

9.51E-11 1.32830844

1E-10 1.338696033

1.19E-10 1.375431603

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118

1.41E-10 1.413168008

1.68E-10 1.451932109

2E-10 1.491751469

2.38E-10 1.532654363

2.83E-10 1.5746698

3.36E-10 1.617827539

4E-10 1.662158106

4.76E-10 1.707692813

5.66E-10 1.754463778

6.73E-10 1.802503943

8E-10 1.851847089

9.51E-10 1.902527864

0.000000001 1.917362136

1.19E-09 1.969817851

1.41E-09 2.023693805

1.68E-09 2.079027623

0.000000002 2.135857878

2.38E-09 2.194224117

2.83E-09 2.254166878

3.36E-09 2.315727716

0.000000004 2.378949222

4.76E-09 2.44387505

5.66E-09 2.510549934

6.73E-09 2.579019718

0.000000008 2.649331373

9.51E-09 2.721533026

0.00000001 2.742663383

1.19E-08 2.817371601

1.41E-08 2.894084385

1.68E-08 2.972853825

0.00000002 3.05373327

2.38E-08 3.136777354

2.83E-08 3.222042019

3.36E-08 3.30958454

0.00000004 3.399463555

4.76E-08 3.491739083

5.66E-08 3.586472556

6.73E-08 3.683726845

0.00000008 3.783566278

9.51E-08 3.886056676

0.0000001 3.916044984

1.19E-07 4.022048455

1.41E-07 4.130859199

1.68E-07 4.242548105

0.0000002 4.357187661

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119

2.38E-07 4.474851976

2.83E-07 4.595616806

3.36E-07 4.719559577

0.0000004 4.846759409

4.76E-07 4.977297138

5.66E-07 5.111255344

6.73E-07 5.248718366

0.0000008 5.389772328

9.51E-07 5.534505157

0.000001 5.57684071

1.19E-06 5.726443323

1.41E-06 5.879932846

1.68E-06 6.037403274

0.000002 6.198950479

2.38E-06 6.364672233

2.83E-06 6.534668215

3.36E-06 6.709040027

0.000004 6.887891201

4.76E-06 7.071327209

5.66E-06 7.259455469

6.73E-06 7.452385351

0.000008 7.650228174

9.51E-06 7.853097211

0.00001 7.912412454

1.19E-05 8.121923799

1.41E-05 8.33672781

1.68E-05 8.556944137

0.00002 8.782694351

2.38E-05 9.01410192

2.83E-05 9.251292194

3.36E-05 9.49439238

0.00004 9.743531512

4.76E-05 9.998840421

5.66E-05 10.26045169

6.73E-05 10.52849964

0.00008 10.80312022

9.51E-05 11.08445103

0.0001 11.16665604

1.19E-04 11.45683286

1.41E-04 11.75404041

1.68E-04 12.05842114

0.0002 12.37011883

2.38E-04 12.68927846

2.83E-04 13.01604616

3.36E-04 13.35056912

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120

0.0004 13.6929954

4.76E-04 14.0434739

5.66E-04 14.40215418

6.73E-04 14.76918634

0.0008 15.14472085

9.51E-04 15.52890843

0.001 15.64106819

1.19E-03 16.03662049

1.41E-03 16.44117056

1.68E-03 16.8548686

0.002 17.27786423

2.38E-03 17.7103063

2.83E-03 18.15234259

3.36E-03 18.60411962

0.004 19.06578238

4.76E-03 19.53747405

5.66E-03 20.01933569

6.73E-03 20.511506

0.008 21.01412092

9.51E-03 21.52731335

0.01 21.67694299

1.19E-02 22.20394646

1.41E-02 22.74181811

1.68E-02 23.29067826

0.02 23.85064255

2.38E-02 24.42182155

2.83E-02 25.0043203

3.36E-02 25.59823785

0.04 26.20366683

4.76E-02 26.8206929

5.66E-02 27.44939429

6.73E-02 28.08984126

0.08 28.74209558

9.51E-02 29.40620996

0.1 29.59948724

0.118920712 30.27893599

0.141421356 30.97032821

0.168179283 31.67368277

0.2 32.38900689

0.237841423 33.11629559

0.282842712 33.85553102

0.336358566 34.60668182

0.4 35.36970245

0.475682846 36.14453255

0.565685425 36.93109626

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121

0.672717132 37.72930152

0.8 38.53903946

0.951365692 39.36018367

1 39.59853004

1.189207115 40.43414665

1.414213562 41.28081093

1.681792831 42.13833423

2 43.00650762

2.37841423 43.88510122

2.828427125 44.77386363

3.363585661 45.67252138

4 46.58077838

4.75682846 47.49831539

5.656854249 48.42478958

6.727171322 49.35983412

8 50.30305774

9.51365692 51.2540445

10 51.52903159

11.89207115 52.48936198

14.14213562 53.45640963

16.81792831 54.42967583

20 55.40863647

23.7841423 56.39274217

28.28427125 57.38141837

33.63585661 58.37406558

40 59.37005974

47.5682846 60.36875264

56.56854249 61.36947252

67.27171322 62.37152469

80 63.37419239

95.1365692 64.37673769

100 64.66505312

118.9207115 65.66632154

141.4213562 66.66570573

168.1792831 67.66240639

200 68.6556086

237.841423 69.64448345

282.8427125 70.62818989

336.3585661 71.60587666

400 72.57668441

475.682846 73.5397479

565.6854249 75.80845326

672.7171322 84.59978487

800 91.50871793

951.365692 96.12617313

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122

1000 97.03975818

1189.207115 99.03426644

1414.213562 99.77941395

1681.792831 99.96850625

2000 99.99757979

2378.41423 99.9999178

2828.427125 99.99999905

3363.585661 100

4000 100

4756.82846 100

5656.854249 100

6727.171322 100

8000 100

9513.65692 100

10000 100

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 0.484141583 kg/m³

Average Powder Factor: 0.185494859 kg/t

Total Charge Mass: 26906.16757 kg

Total Volume: 55574.99814 m³

Default Burden: 4.8 m

Default Spacing: 5.5 m

Average Burden: 5.699999809 m

Average Spacing: 6.5 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 2.61

Rock UCS: 5 MPa

Rock Young's Modulus: 0.0017 GPa

Rock Tensile Strength: 0.5 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 3 m

Fines Size: 1 mm

IF 6 3/4”

JKMRC (JKFrag) FRAGMENTATION PREDICTION:

COMBINED GRAPH (%passing size vs. size):

Page 140: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

123

20% passing size (mm) 50% passing size (mm)

80% passing size (mm)

<-estimated

0.007 8.073 585.345

Number of Graph Items: 246

Passing Size (mm) Percent passing (%)

1.00E-17 0.094889908

1.19E-14 0.2212555

2.38E-14 0.302381621

4E-14 0.347238921

5.66E-14 0.366989513

6.73E-14 0.38786131

8E-14 0.398737334

9.51E-14 0.409917705

1.19E-13 0.424776814

1.41E-13 0.436685715

1.68E-13 0.448927738

2E-13 0.461512156

2.38E-13 0.474448502

2.83E-13 0.487746568

3.36E-13 0.50141642

4E-13 0.515468397

4.76E-13 0.529913124

5.66E-13 0.544761521

6.73E-13 0.560024803

8E-13 0.575714498

9.51E-13 0.591842446

1E-12 0.596565552

1.19E-12 0.613275814

1.41E-12 0.630452658

1.68E-12 0.648109026

2E-12 0.666258217

2.38E-12 0.684913891

2.83E-12 0.704090082

3.36E-12 0.723801209

4E-12 0.744062082

4.76E-12 0.764887916

5.66E-12 0.78629434

6.73E-12 0.808297408

8E-12 0.830913612

9.51E-12 0.854159889

1E-11 0.860967295

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124

1.19E-11 0.88505062

1.41E-11 0.909804517

1.68E-11 0.935247482

2E-11 0.961398509

2.38E-11 0.988277108

2.83E-11 1.015903312

3.36E-11 1.044297696

4E-11 1.073481389

4.76E-11 1.103476086

5.66E-11 1.134304066

6.73E-11 1.165988205

8E-11 1.19855199

9.51E-11 1.232019538

1E-10 1.241819465

1.19E-10 1.276487361

1.41E-10 1.312116638

1.68E-10 1.348733589

2E-10 1.386365206

2.38E-10 1.425039196

2.83E-10 1.464784002

3.36E-10 1.505628815

4E-10 1.547603598

4.76E-10 1.590739101

5.66E-10 1.635066884

6.73E-10 1.680619334

8E-10 1.727429682

9.51E-10 1.775532031

0.000000001 1.78961593

1.19E-09 1.83943367

1.41E-09 1.890624799

1.68E-09 1.943226419

0.000000002 1.99727659

2.38E-09 2.052814353

2.83E-09 2.109879756

3.36E-09 2.168513869

0.000000004 2.228758817

4.76E-09 2.290657796

5.66E-09 2.354255103

6.73E-09 2.419596154

0.000000008 2.486727516

9.51E-09 2.555696927

0.00000001 2.575887653

1.19E-08 2.647296195

1.41E-08 2.720656544

1.68E-08 2.796020475

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125

0.00000002 2.873441045

2.38E-08 2.952972622

2.83E-08 3.034670912

3.36E-08 3.118592986

0.00000004 3.204797304

4.76E-08 3.293343747

5.66E-08 3.384293643

6.73E-08 3.477709795

0.00000008 3.573656505

9.51E-08 3.672199609

0.0000001 3.701042131

1.19E-07 3.803028133

1.41E-07 3.907767044

1.68E-07 4.015329926

0.0000002 4.12578949

2.38E-07 4.239220124

2.83E-07 4.355697921

3.36E-07 4.475300705

0.0000004 4.598108057

4.76E-07 4.724201344

5.66E-07 4.853663741

6.73E-07 4.986580259

0.0000008 5.12303777

9.51E-07 5.263125028

0.000001 5.304115019

1.19E-06 5.449010161

1.41E-06 5.597745303

1.68E-06 5.750415552

0.000002 5.90711799

2.38E-06 6.067951694

2.83E-06 6.233017756

3.36E-06 6.402419292

0.000004 6.576261461

4.76E-06 6.754651479

5.66E-06 6.937698626

6.73E-06 7.125514253

0.000008 7.318211794

9.51E-06 7.515906765

0.00001 7.573728367

1.19E-05 7.778032109

1.41E-05 7.987605389

1.68E-05 8.20257057

0.00002 8.423052081

2.38E-05 8.64917641

2.83E-05 8.881072087

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126

3.36E-05 9.118869662

0.00004 9.362701683

4.76E-05 9.61270267

5.66E-05 9.869009077

6.73E-05 10.13175926

0.00008 10.40109343

9.51E-05 10.6771536

0.0001 10.75784576

1.19E-04 11.0427791

1.41E-04 11.33476983

1.68E-04 11.63396549

0.0002 11.94051515

2.38E-04 12.25456931

2.83E-04 12.57627984

3.36E-04 12.90579985

0.0004 13.24328358

4.76E-04 13.58888633

5.66E-04 13.94276426

6.73E-04 14.30507431

0.0008 14.67597404

9.51E-04 15.05562145

0.001 15.16649353

1.19E-03 15.55763861

1.41E-03 15.95789362

1.68E-03 16.36741683

0.002 16.78636611

2.38E-03 17.2148988

2.83E-03 17.65317139

3.36E-03 18.10133932

0.004 18.55955672

4.76E-03 19.02797608

5.66E-03 19.50674802

6.73E-03 19.9960209

0.008 20.49594059

9.51E-03 21.00665004

0.01 21.15560604

1.19E-02 21.68041487

1.41E-02 22.21632766

1.68E-02 22.76347524

0.02 23.32198386

2.38E-02 23.89197478

2.83E-02 24.47356379

3.36E-02 25.06686075

0.04 25.67196909

4.76E-02 26.28898531

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127

5.66E-02 26.9179984

6.73E-02 27.55908936

0.08 28.21233058

9.51E-02 28.87778526

0.1 29.0715151

0.118920712 29.75277445

0.141421356 30.44635405

0.168179283 31.15228259

0.2 31.87057683

0.237841423 32.601241

0.282842712 33.34426607

0.336358566 34.09962908

0.4 34.86729239

0.475682846 35.64720304

0.565685425 36.43929195

0.672717132 37.24347324

0.8 38.05964347

0.951365692 38.88768096

1 39.12809656

1.189207115 39.97120563

1.414213562 40.82583093

1.681792831 41.69178559

2 42.56886141

2.37841423 43.45682821

2.828427125 44.35543311

3.363585661 45.26439995

4 46.18342867

4.75682846 47.11219475

5.656854249 48.05034868

6.727171322 48.99751547

8 49.95329423

9.51365692 50.91725781

10 51.19605483

11.89207115 52.16988596

14.14213562 53.15082432

16.81792831 54.13835456

20 55.13193425

23.7841423 56.13099389

28.28427125 57.13493707

33.63585661 58.14314067

40 59.15495522

47.5682846 60.16970535

56.56854249 61.18669035

67.27171322 62.20518495

80 63.22444007

Page 145: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

128

95.1365692 64.24368388

100 64.53681928

118.9207115 65.55487682

141.4213562 66.57107797

168.1792831 67.58458477

200 68.5945424

237.841423 69.60008099

282.8427125 70.60031755

336.3585661 71.59435811

400 72.58129998

475.682846 73.56023417

565.6854249 78.4119212

672.7171322 87.05786368

800 93.45913226

951.365692 97.36761013

1000 98.07742028

1189.207115 99.48580749

1414.213562 99.91144619

1681.792831 99.99152131

2000 99.99962898

2378.41423 99.99999429

2828.427125 99.99999998

3363.585661 100

4000 100

4756.82846 100

5656.854249 100

6727.171322 100

8000 100

9513.65692 100

10000 100

OVERALL DETAILS:

Number Of Holes Used: 100

Total Volumetric Powder Factor: 0.485699211 kg/m³

Average Powder Factor: 0.186091652 kg/t

Total Charge Mass: 22730.72225 kg

Total Volume: 46799.99828 m³

Default Burden: 3.4 m

Default Spacing: 3.9 m

Average Burden: 5.199999809 m

Average Spacing: 6 m

Average Bench Height: 15 m

Rock SG: 2.61

Page 146: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

129

Rock UCS: 5 MPa

Rock Young's Modulus: 0.0017 GPa

Rock Tensile Strength: 0.5 MPa

Rock Mean Insitu Passing Size: 3 m

Fines Size: 1 mm

Dados de Fotoanálise Utilizados na Construção das Curvas para o Itabirito Compacto

IC 9 7/8” 2015

Tamanho (mm)

Porcentagem Passante

425.6 100

107.1 90

66.9 80

34.0 70

20.1 60

11.1 50

5.6 40

2.5 30

0.9 20

0.2 10

IC 9 7/8”

Tamanho (mm)

Porcentagem Passante

0.1 10

1.0 20

3.9 30

11.3 40

27.6 50

53.5 60

117.5 70

221.5 80

399.4 90

1083.2 99.95

Page 147: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

130

IC 9 7/8” + 100 g/t

Tamanho (mm)

Porcentagem Passante

0.11 10

0.37 20

1.68 30

5.92 40

16.52 50

40.05 60

107.98 70

245.43 80

511.18 90

1497.26 99.95

IC 6 3/4”

Tamanho (mm)

Porcentagem Passante

0.2 10

0.7 20

2.3 30

4.9 40

8.7 50

13.8 60

20.1 70

28.4 80

66.6 90

540.8 99.95

Dados de Fotoanálise Utilizados na Construção das Curvas Para o Itabirito

Semicompacto

ISC 9 7/8” +100 g/t

Tamanho (mm)

Porcentagem Passante

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131

0.1 10

1.2 20

6.0 30

19.1 40

54.2 50

132.4 60

281.8 70

507.9 80

862.2 90

2096.2 99.95

ISC 7 1/2”

Tamanho (mm)

Porcentagem Passante

1270 100

635 99.1

381 93.97

254 89.97

203.2 87.89

152.4 85.52

101.6 83.12

50.8 76.46

25.4 63.58

19.05 59.21

12.7 53.84

9.53 50.5

6.35 46.36

4.75 43.75

2 37.38

Dados de Fotoanálise Utilizados na Construção das Curvas para o Itabirito Friável

IF 9 7/8” 2015

Tamanho (mm)

Porcentagem Passante

Page 149: UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO UFOP ESCOLA DE … · i R E S U M O Esse estudo apresenta uma revisão bibliográfica com conceitos básicos sobre desmonte de rochas por explosivos

132

635 100

381 96.06

254 82.27

203.2 73.64

152.4 64.55

101.6 56.46

50.8 45.31

25.4 35.59

19.1 32.22

12.7 28.01

9.5 25.38

6.4 22.09

4.7 20.02

2 14.99

IF 9 7/8”

Tamanho (mm)

Porcentagem Passante

0.3 10

2.7 20

10.5 30

31.3 40

106.2 50

172.2 60

260.3 70

388.7 80

785.8 90

1383.3 99.95

IF 7 1/2”

Tamanho (mm)

Porcentagem Passante

0.1 10

0.2 20

0.4 30

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133

2.5 40

11.8 50

39.1 60

93.3 70

177.0 80

336.0 90

784.5 99.95