CARATERIZAÇÃO E PROPOSTAS DE OTIMIZAÇÃO DE …

FACULDADE DE ENGENHARIA DA UNIVERSIDADE DO PORTO

MESTRADO EM ENGENHARIA DE MINAS E GEOAMBIENTE

CARATERIZAÇÃO E PROPOSTAS DE

OTIMIZAÇÃO DE OPERAÇÕES DO MÉTODO

DE DESMONTE UP-HOLE & FILL NA MINA DE

NEVES CORVO

Dissertação de Mestrado

de

Miguel Ângelo Loureiro Gomes

realizada em

SOMINCOR – Sociedade Mineira de Neves Corvo, S.A.

Orientador: Professor Doutor Alexandre Júlio Machado Leite

Responsável da Empresa: Engenheiro Ernesto Coelho Fernandes

Arguente: Professor Doutor Henrique Sérgio Botelho de Miranda

Presidente do Júri: Professora Doutora Maria Cristina da Costa Vila

Outubro de 2019

I

Agradecimentos

Com o terminar de mais uma etapa na minha vida pessoal e académica, deixo aqui os meus

sinceros agradecimentos…

Ao meu orientador (FEUP), Professor Doutor Alexandre Machado Leite, pela disponibilidade

e apoio demonstrado ao longo do desenvolvimento desta dissertação e ao longo de todo o meu

percurso académico.

Ao meu orientador (SOMINCOR), Engenheiro Ernesto Fernandes, pela resposta positiva à

proposta para a realização da dissertação em ambiente empresarial e por todo o apoio prestado ao

durante a realização da mesma.

Aos professores do Departamento de Engenharia de Minas da FEUP, por todos os

conhecimentos transmitidos ao longo destes últimos cinco anos, com um agradecimento especial

à Professora Doutora Aurora Futuro que foi a grande responsável pela existência desta

oportunidade de estágio.

À Eng.ª Elena Perez, Eng.º Nuno Martins, Eng.º Filipe Balagueiras, Eng.º João Horta, Eng.ª

Kristina Matos, Eng.º António Cruz, Eng.ª Loubna Kerfah e Eng.ª Cláudia Ferreira por me

receberem e acompanharem da melhor forma ao longo do estágio. Foi um prazer trabalhar e

aprender convosco. Realço a Elena, pois foi quem mais acompanhei ao longo deste tempo na

SOMINCOR.

A todos os coordenadores, supervisores e operadores das áreas de produção, obrigado por me

incluírem nas vossas equipas de trabalho e por todos ensinamentos transmitidos.

Ao Eng.º Jorge Ribeiro, aos supervisores e às equipas do Departamento de Enchimento de

Fundo por me ensinarem o que é o enchimento, a sua importância e os seus desafios.

II

Ao Eng.º Pacheco, Eng.º Luís e Eng.º Nélson da Mina da Panasqueira (Beralt Tin & Wolfram)

por tudo o que me ensinaram durante o estágio de verão realizado em 2017 e pela oportunidade

que me deram de experienciar o que é trabalhar pela primeira vez numa mina.

Aos meus colegas de curso, o grupo dos Discentes Impunes. Não há palavras para descrever a

amizade e o companheirismo que existe entre todos nós.

Aos meus pais, irmã e avós maternos, em especial ao meu avô Chico, por tudo o que fizeram

por mim, por todos os esforços e sacrifícios, não só nestes últimos cinco anos, mas desde a minha

primeira memória. Isto é para vocês. Obrigado!

Aos meus tios e primos por me abrirem as portas de sua casa durante estes anos. Dizer obrigado

não é suficiente para agradecer tudo o que fizeram por mim.

A ti Inês. Pela amizade nos primeiros anos e agora pelo amor que partilhas comigo

diariamente. Por todo o apoio, motivação, carinho, diversão e dores de cabeça que me dás. És a

melhor pessoa que podia pedir para ter ao meu lado.

III

Resumo

Atualmente, a procura de uma constante otimização de processos é sempre um foco prioritário

de uma empresa. O setor mineiro não foge à regra e, uma vez que a competitividade de mercados

onde se encontra inserido é alta e também por ser uma área em que todo um ciclo produtivo pode

ser afetado por uma única operação que não funciona da melhor forma, acaba por ser um dos

setores onde a procura do ótimo se apresenta como extremamente revelante. Para que tal possa

ter lugar, antes de existir sequer uma otimização de algum processo, etapa ou operação, é

necessário fazer a sua caraterização, ou seja, conhecer, identificar, classificar e se possível

quantificar todas as variáveis que intervenham nos diversos processos, etapas ou operações.

A SOMINCOR – Sociedade Mineira de Neves-Corvo, S.A., empresa que explora em pleno

Alentejo o jazigo de Neves Corvo de sulfuretos maciços de cobre e zinco, tem tido um histórico

de posicionamento estável no mercado de minérios. No entanto, a procura pela otimização do

ciclo produtivo nunca deixou de ser um objetivo por parte da empresa, sendo talvez essa uma das

principais razões para essa estabilidade no mercado. Tal facto é provado pelo extenso quadro de

engenheiros e de staff técnico que compõe a empresa e também pelas oportunidades que são dadas

a profissionais qualificados recentemente formados.

Os objetivos desta dissertação passam por caraterizar certas etapas do ciclo produtivo do

método de desmonte Up-Hole & Fill que se pratica na Mina de Neves Corvo e que é sucintamente

descrito por perfuração e carregamento ascendente e posterior enchimento. Adicionalmente, foi

realizada uma caraterização de distribuição granulométrica do minério quebrado em disparos de

desmontes ascendentes. Após a referida caraterização e pelas reflexões que esta gerar, apresenta-

se um conjunto de sugestões que permitam otimizar o mesmo.

O acompanhamento das operações e a recolha de dados ao longo deste trabalho foi realizada

num período de tempo de aproximadamente 8 meses, desde o início do mês de fevereiro até ao

final de setembro de 2019. A descida à mina foi praticamente diária, integrando equipas de

furação e carregamento de explosivos em bancadas bem como equipas responsáveis pela operação

enchimento. Os dados em si, principalmente tempos de atividades, foram recolhidos com auxílio

IV

do telemóvel que permite ter acesso a um relógio e a uma folha de cálculo, sendo assim possível

identificar a hora de início e fim de cada operação ou etapa. Ao mesmo tempo havia ao dispor um

computador da empresa que permitia consultar diversos documentos de planeamento, como por

exemplo diagramas de furação e de carregamento com explosivos dos desmontes.

A caraterização das operações de furação e carregamento de explosivos permitiu identificar

problemas e constrangimento no ciclo produtivo, que posteriormente resultaram na

implementação e sugestão de propostas potencialmente optimizadoras das operações

acompanhadas. Foi também realizado um acompanhamento e uma caraterização das alterações

existentes nas operações produtivas deste método de desmonte.

Palavras Chave: Desmonte de Rocha Subterrâneo; Perfuração; Explosivos; Enchimento;

Caraterização; Otimização; Neves-Corvo.

V

Abstract

Nowadays, the search for a permanent optimization of processes is always a priority focus of

any company. The mining sector is no exception to the rule and, once the competitiveness of

markets where it is inserted is high and also for being an area in which a whole production cycle

can be affected by a single operation that does not work at its best, it ends up being one of the

sectors where the search for the optimum is extremely important. But for this to happen, before

there is even an improvement of any process or operation, it is necessary to make its

characterization. That means, to know, identify, classify and if possible, quantify all the variables

that have and impact in the various operations.

SOMINCOR - Sociedade Mineira de Neves-Corvo, S.A., a company that operates in the Neves

Corvo deposit of massive sulphides of copper and zinc in the Alentejo region, has had a solid

position in the minerals market. However, the search for optimization of the production cycle

never stopped to be an objective of the company, and this is perhaps one of the main reasons for

its stability in the market. This fact is proven by the extensive team of engineers and technical

staff that make up the company and by the opportunities that are given to junior qualified

professionals.

The objectives of this thesis are to characterize a group of operations of the production cycle

of the Up-Hole & Fill method that is practiced at the Neves Corvo Mine, and which is briefly

described by up-hole drilling and subsequent backfill. Additionally, a particle size analysis of the

blasted ore was made. After this characterization, and the reflections it generates, we propose to

make a group of suggestions to optimize it.

The monitoring of operations and data collection throughout this work was carried out over a

period of approximately 8 months, from the beginning of February to the end of September 2019.

The coverage of borehole drilling and explosives loading operations as well as the backfilling

operation were made almost daily. The data itself, mainly activity times, were collected with the

use of a mobile phone that allows access to a clock and an Excel spreadsheet, making it possible

to identify the start and end time of each operation. At the same time, we also had at our disposal

VI

a company computer that allowed us to consult various planning documents, such as drilling and

loading diagrams.

The characterization of drill and blast operations allowed to identify constraints and

bottlenecks in the productive cycle. This originated several ideas focusing on optimizing those

very same problems. The caused changes were followed up closely and had a good impact on the

case study. Some of the proposals that couldn’t be implemented are supported by data collected

throughout this internship.

Keywords: Underground Mining; Drill & Blast; Pastefill; Characterization; Optimization; Neves

Corvo.

VII

Índice

Resumo ....................................................................................................................................... III

Abstract ........................................................................................................................................ V

Índice de Figuras ........................................................................................................................ XI

Índice de Tabelas ..................................................................................................................... XV

Índice de Gráficos .................................................................................................................. XVII

Siglas e Abreviaturas .............................................................................................................. XIX

1. Introdução ................................................................................................ 1

1.1. Enquadramento ....................................................................................................... 1

1.2. Objetivos .................................................................................................................. 2

2. Métodos de Exploração Subterrânea ..................................................... 3

2.1. Método Drift & Fill ................................................................................................... 4

2.2. Método Bench & Fill ............................................................................................... 5

2.3. Método Optimized Bench & Fill ............................................................................. 7

2.4. Método Up-Hole & Fill............................................................................................. 9

3. Perfuração de Maciços Rochosos ........................................................ 13

3.1. Escavabilidade e Propriedades Geomecânicas da Rocha ............................... 14

3.2. Perfuração Rotopercussiva ................................................................................. 15

3.3. Equipamentos e Acessórios de Perfuração ...................................................... 20

3.3.1. Jumbos ....................................................................................................... 20

3.3.2. Encabadouros ............................................................................................ 23

3.3.3. Varas .......................................................................................................... 23

3.3.4. Bits de Perfuração ..................................................................................... 24

4. Substâncias Explosivas na Escavação de Maciços Rochosos ......... 27

4.1. Tipos de Explosivos Aplicados na Escavação de Maciços Rochosos ........... 28

4.2. Propriedades dos Explosivos ............................................................................. 29

4.2.1. Energia Específica ..................................................................................... 29

4.2.2. Velocidade de Detonação .......................................................................... 30

4.2.3. Densidade e Resistência à Água ............................................................... 30

4.2.4. Pressão de Detonação .............................................................................. 31

4.3. Seleção do Explosivo ........................................................................................... 31

4.4. Sistemas de Iniciação........................................................................................... 32

5. Análise Granulométrica ......................................................................... 35

VIII

6. Enchimento ............................................................................................ 37

6.1. Tipos de Enchimento............................................................................................ 39

6.1.1. Enchimento com Pasta (Paste Fill) ............................................................ 40

7. Mina de Neves Corvo ............................................................................. 41

7.1. Enquadramento Geográfico ................................................................................ 41

7.2. Enquadramento Geológico .................................................................................. 42

7.2.1. Faixa Piritosa Ibérica ................................................................................. 42

7.2.2. Geologia e Mineralogia Local .................................................................... 44

7.3. Estrutura Atual da Mina de Neves-Corvo ........................................................... 46

8. Caraterização do Ciclo de Produção do Método Up-Hole & Fill ........ 49

8.1. Perfuração ............................................................................................................. 51

8.1.1. Equipamentos e Acessórios de Perfuração ............................................... 51

8.1.1.1. Jumbo ........................................................................................................ 51

8.1.1.2. Aço de Perfuração ..................................................................................... 53

8.1.2. Ciclo de Perfuração ................................................................................... 54

8.1.3. Metodologia de Aquisição de Dados da Atividade de Perfuração............. 56

8.1.4. Resultados Obtidos ................................................................................. 57

8.2. Carregamento de Explosivos e Detonação ........................................................ 63

8.2.1. Equipamentos, Explosivos e Detonadores Empregues ............................ 63

8.2.2. Ciclo de Carregamento de Explosivos ....................................................... 64

8.2.3. Metodologia de Aquisição de Dados da Atividade de Carregamento de Explosivos .................................................................................................. 66

8.2.4. Resultados Obtidos ................................................................................. 67

8.3. Análise Granulométrica ....................................................................................... 72

8.3.1. Metodologia Adotada ................................................................................. 72

8.3.2. Resultados Obtidos .................................................................................... 74

8.4. Enchimento ........................................................................................................... 76

8.4.1. Procedimento de Enchimento de Bancadas Ascendentes ........................ 77

9. Discussão e Conclusões ....................................................................... 79

9.1. Propostas de Melhoria ......................................................................................... 79

9.1.1. Alteração do Diagrama da Slot .................................................................. 79

9.1.2. Marcação de Offsets de Apoio para a Furação da Slot ............................. 83

9.1.3. Medição, Controlo e Minimização de Desvios de Furação ....................... 83

9.1.4. Alteração da Carga de Fundo .................................................................... 85

9.1.5. Alteração do Tamponamento ..................................................................... 86

9.1.6. Proteção dos Furos para Prevenir Entupimentos ...................................... 88

9.1.7. Alteração do Nicho de Abastecimento de Emulsão ................................... 89

9.2. Conclusões ............................................................................................................ 90

9.3. Trabalhos Futuros ................................................................................................ 91

IX

Referências Bibliográficas ............................................................................ 93

Anexos ............................................................................................................ 95

Anexo I. Dados Recolhidos na Operação de Perfuração ......................................... 97

Anexo II. Dados Recolhidos na Operação de Carregamento de Explosivos ........ 111

Anexo III. Levantamentos de Desvios de Furos da Slot ........................................... 119

Anexo IV. Levantamento de Furos de Enchimento ................................................... 121

Anexo V. Esquema de Acessos e Ventilação da Mina de Neves Corvo ................ 123

XI

Índice de Figuras

Figura 1: Classificação dos métodos subterrâneos ...................................................................... 3

Figura 2: Sequência de extração do método Drift & Fill. .............................................................. 4

Figura 3: Sequência de extração do método Bench & Fill. ........................................................... 6

Figura 4: Perfil dos desmontes Optimized Bench & Fill. ............................................................... 8

Figura 5: Esquema tridimensional da sequência de extração por desmontes primários e secundários. .................................................................................................................................. 8

Figura 6: Sequência de extração do método Up-Hole & Fill em planta. ..................................... 10

Figura 7: Sequência de extração do método Up-Hole & Fill. ...................................................... 10

Figura 8: Pirâmide de atividades do ciclo de extração de minérios. ........................................... 13

Figura 9: Classificação da escavabilidade de Franklin. .............................................................. 15

Figura 10: Método de perfuração rotopercussiva: martelo de superfície (esquerda) e martelo de fundo de furo (direita). ................................................................................................................. 16

Figura 11: Esquema de transmissão de energia através dos acessórios de perfuração. .......... 16

Figura 12: Ilustração das ações envolvidas no funcionamento de um martelo de superfície. ... 17

Figura 13: Energia de percussão de acordo com a dureza da rocha. ........................................ 18

Figura 14: Ilustração de rotação do bit (esquerda) e relação entre o diâmetro de perfuração e a rotação do bit (direita). ................................................................................................................ 18

Figura 15: Variação da velocidade de penetração consoante a pressão de avanço. ................ 19

Figura 16: Limpeza do furo em perfuração ascendente. ............................................................ 19

Figura 17: Jumbo de bancada Simba M6 e jumbo de drift Boomer S2. ..................................... 21

Figura 18: Encabadouros. ........................................................................................................... 23

Figura 19: Distribuição de custos associados aos elementos que compõem uma coluna de perfuração. .................................................................................................................................. 23

Figura 20: Cassete automatizada com varas de furação - Sandvik DL421. ............................... 24

Figura 21: Exemplos de bits de botões e bits balísticos. ............................................................ 25

Figura 22: Influência da forma e desgaste do botão na penetração da rocha. .......................... 25

Figura 23: Principais fatores que influenciam o desgaste do bit. ................................................ 26

Figura 24: Vantagens do processo de afiação dos bits. ............................................................. 26

Figura 25: Tipos de detonadores: elétrico (esquerda); não-elétrico (centro); eletrónico (direita). ..................................................................................................................................................... 33

XII

Figura 26: Relação de custos e fragmentação obtida. ............................................................... 35

Figura 27: Mapa geológico da Zona Sul Portuguesa com os principais jazigos. ....................... 43

Figura 28: Vista tridimensional dos jazigos da Mina de Neves-Corvo. ....................................... 45

Figura 29: Vista aérea do complexo mineiro com as principais infraestruturas identificadas. ... 47

Figura 30: Ciclo Produtivo no Complexo Mineiro de Neves-Corvo. ............................................ 48

Figura 31: Etapas principais do ciclo produtivo de desmonte. .................................................... 50

Figura 32: Jumbo Sandvik DL421. .............................................................................................. 52

Figura 33: Representação da rotação 360º da coluna de perfuração. ....................................... 52

Figura 34: Dimensões do equipamento e ângulos de rotação e inclinação da coluna de perfuração. .................................................................................................................................. 53

Figura 35: Caraterísticas técnicas do bit utilizado na perfuração. .............................................. 53

Figura 36: Caraterísticas técnicas das varas de perfuração utilizadas. ...................................... 54

Figura 37: Ciclo de atividades de perfuração. ............................................................................. 54

Figura 38: Alinhamento do jumbo com os offsets. ...................................................................... 55

Figura 39: Alinhamento do jumbo com o eixo da galeria. ........................................................... 55

Figura 40: Representação do movimento mais longo de alinhamento durante a furação de um leque. ........................................................................................................................................... 62

Figura 41: Máquina de carregamento de explosivo ascendente (à esquerda) e consola de movimentos e controlo (à direita). .............................................................................................. 64

Figura 42: Ciclo simplificado da operação de carregamento de explosivos. .............................. 65

Figura 43: Primer escorvado com detonador eletrónico e com peça antirretorno colocada. ..... 65

Figura 44: Carregamento mecanizado (à esquerda), temporização dos detonadores eletrónicos (no centro) e ligação da máquina de disparo (à direita). ............................................................ 66

Figura 45: Corte de bancada ascendente com perda de minério no teto. .................................. 67

Figura 46: Levantamento topográfico 2D (em planta) da bancada Z720B103. .......................... 73

Figura 47: Levantamento granulométrico do disparo de slot e alargamento de slot no Z720A103_E................................................................................................................................ 74

Figura 48: Levantamento granulométrico do disparo de slot e alargamento de slot no Z720A103_D. .............................................................................................................................. 75

Figura 49: Levantamento granulométrico médio dos disparos em leque no Z720A103_E. ....... 75

Figura 50: Diagrama de furação da slot antiga. .......................................................................... 80

Figura 51: Diagrama de furação da slot atual. ............................................................................ 80

Figura 52: Bit de 152 mm sugerido para alargar furos da slot . .................................................. 82

Figura 53: Offsets para apoio da furação da slot. ....................................................................... 83

XIII

Figura 54: Resultados da existência de desvios de furação na recuperação do minério........... 84

Figura 55: Equipamento de medição de desvios de furação testado. ........................................ 85

Figura 56: Comparação entre Pentex™ 500 e Pentex™ 250. ................................................... 85

Figura 57: Preparação dos primers Pentex™ 250. ..................................................................... 86

Figura 58: Diferentes tipos de tampões para furos ascendentes. .............................................. 87

Figura 59: Proposta de tamponamento com argila. .................................................................... 88

Figura 60: Espoja colocada no interior do furo para evitar entrada de material. ........................ 89

Figura 61: Levantamento 3D e 2D dos furos de 89 mm da slot da bancada D494A183. ........ 119

Figura 62: Levantamento 3D e 2D dos furos de 89 mm da slot da bancada D498A162. ........ 119

Figura 63: Levantamento 3D e 2D dos furos de 89 mm da slot da bancada Z798A032. ......... 119

Figura 64: Plano de furação e levantamento topográfico (em perspetiva e vista lateral) dos furos de enchimento da bancada LS585A301. .................................................................................. 121

Figura 65: Plano de furação e levantamento topográfico (em planta e vista lateral) dos furos de enchimento da bancada D494A183. ......................................................................................... 121

Figura 66: Esquema de Ventilação da Mina de Neves Corvo .................................................. 123

XV

Índice de Tabelas

Tabela 1: Localização das principais rampas de acesso na mina de Neves-Corvo. .................. 46

Tabela 2: Tempo médio de acoplamento de uma vara para cada jumbo. ................................. 56

Tabela 3: Número de dados recolhidos na operação de furação (não inclui paragens nem acoplamentos). ............................................................................................................................ 59

Tabela 4: Tempos de alinhamento com deslocação entre fiadas. .............................................. 61

Tabela 5: Tempos médios de alinhamento de furos no mesmo leque. ...................................... 62

Tabela 6: Caraterísticas do Subtek™ Eclipse™. ........................................................................ 63

Tabela 7: Caraterísticas do Pentex™ 500. ................................................................................. 63

Tabela 8: Quantidade de dados teóricos existentes e dados reais recolhidos. .......................... 68

Tabela 9: Tabela resumo da operação de carregamento de explosivos. ................................... 68

Tabela 10: Comparação dos diagramas da slot para um desmonte de 10 m. ........................... 81

Tabela 11: Quantidade de alargamentos de furos entre a slot atual, a slot antiga e a nova proposta. ...................................................................................................................................... 82

Tabela 12: Comparação dos tempos de viagem até aos vários jazigos da mina entre o nicho de emulsão atual e os locais sugeridos para a nova localização. ................................................... 89

Tabela 13 : Dados recolhidos na bancada D498A166 no dia 04/04/2019. ................................ 97

Tabela 14: Dados recolhidos na bancada D498A162 no dia 23/04/2019. ................................. 97

Tabela 15: Dados recolhidos na bancada B755S293 no dia 08/05/2019. .................................. 98

Tabela 16: Dados recolhidos na bancada B755S268 no dia 27/05/2019. .................................. 98

Tabela 17: Dados recolhidos na bancada Z665A055 no dia 15/02/2019. .................................. 99

Tabela 18: Dados recolhidos na bancada Z665A055 no dia 18/02/2019. ................................ 100

Tabela 19: Dados recolhidos na bancada LS380B069 no dia 27/03/2019. .............................. 101

Tabela 20: Dados recolhidos na bancada CS627B015 no dia 09/05/2019. ............................. 101

Tabela 21: Dados recolhidos na bancada B755S261 no dia 25/06/2019. ................................ 101


Tabela 23: Dados recolhidos na bancada CS627B011 no dia 01/04/2019. ............................. 102



Tabela 26: Dados recolhidos na bancada D498A162 no dia 04/06/2019. ............................... 104

XVI

Tabela 27: Tempos recolhidos de acoplamento de uma vara e respetiva média por equipamento. ................................................................................................................................................... 109





Tabela 32: Dados recolhidos na bancada Z7504B07 no dia 15/04/2019. ................................ 113


Tabela 34: Dados recolhidos na bancada B846S318 no dia 30//2019. .................................... 114



Tabela 37: Dados recolhidos na bancada D498A164 no dia 05/06/2019. ............................... 115


Tabela 39: Dados recolhidos na bancada B775A293 no dia 07/06/2019. ................................ 116

Tabela 40: Dados recolhidos na bancada B775A293 no dia 12/06/2019. ................................ 117

Tabela 41: Dados recolhidos na bancada Z803B064 no dia 18/06/2019. ................................ 118

XVII

Índice de Gráficos

Gráfico 1: Resumo da distribuição de operações durante o acompanhamento da atividade de furação. ........................................................................................................................................ 58

Gráfico 2: Percentagem de ocorrência de cada motivo de paragem.......................................... 58

Gráfico 3: Percentagem do tempo médio de cada paragem em relação ao total. ..................... 59

Gráfico 4: Velocidade de perfuração média dos três jumbos. .................................................... 60

Gráfico 5: Velocidade de perfuração efetiva média dos três jumbos.......................................... 60

Gráfico 6: Velocidade de desacoplamento média dos três jumbos. ........................................... 61

Gráfico 7: Comparação entre comprimento real e comprimento teórico. ................................... 69

Gráfico 8: Desvio entre comprimento real e comprimento teórico. ............................................. 69

Gráfico 9: Distribuição da razão de carga teórica (à esquerda) e real (à direita) por comprimento do furo. ........................................................................................................................................ 70

Gráfico 10: Quantidade de explosivo teórica (à esquerda) e real (à direita) por metro carregado. ..................................................................................................................................................... 70

Gráfico 11: Desvio entre tamponamento real e tamponamento teórico em função do comprimento do furo. ........................................................................................................................................ 71

Gráfico 12: Desvio entre tamponamento prático e tamponamento real em função do comprimento do furo. ........................................................................................................................................ 72

Gráfico 13: Produção de enchimento utilizado na Mina de Neves-Corvo entre 1990 e 2018. ... 77

Gráfico 14: Velocidade de perfuração do JF-054. .................................................................... 105

Gráfico 15: Velocidade de perfuração efetiva do JF-054. ......................................................... 105

Gráfico 16: Velocidade de desacoplamento do JF-054. ........................................................... 105







Gráfico 23: Distribuição de operações durante o acompanhamento do JF-054. ..................... 108



XIX

Siglas e Abreviaturas

FEUP Faculdade de Engenharia da Universidade do Porto

SOMINCOR Sociedade Mineira de Neves Corvo

UHF Up-Hole and Fill

OBF Optimized Bench and Fill

RQD Rock Quality Designation

ROPS Roll Over Protective Structure

FOPS Falling Objects Protective Structure

ANFO Ammonium Nitrate Fuel Oil

FPI Faixa Piritosa Ibérica

MC Minério de Cobre Fissural

MH Minério de Cobre Maciço

MZ Minério de Zinco

CPV Chaminé Principal de Ventilação

MWD Measure While Drilling

JF Jumbo de Furação

1

1. Introdução

1.1. Enquadramento

A caraterização e otimização de sistemas ou processos deixou de ser uma novidade e passou

a ser uma prioridade para todas as empresas que pretendam melhorar os seus resultados e que se

queiram destacar nos mercados ou indústria em que estão inseridos. Para isso, não basta aumentar

os investimentos nas áreas produtivas, é necessário organizar e otimizar os processos como um

todo. Atualmente, a otimização é fulcral devido ao aumento da concorrência presente nos

mercados, criando cada vez mais uma maior necessidade no controlo dos processos e dos custos

que estes podem gerar.

A otimização corresponde a significativas melhorias na gestão de processos que, por sua vez,

resultam da interação simultânea entre as diferentes atividades desempenhadas num sistema,

tendo em consideração os diferentes recursos, procedimentos e pessoas que estão envolvidos.

Otimizar envolve compreender, planear, executar e monitorizar as atividades de um

determinado ciclo ou sistema, com o objetivo de identificar pontos críticos e falhas existentes,

solucionando-as de forma a obter resultados melhores. A otimização ocorre em paralelo com a

capacidade de busca e identificação de problemas nos sistemas, sendo essa identificação um passo

importante no sentido da resolução dos mesmos.

A mina de Neves-Corvo encontra-se em laboração desde 1988, tendo tido sempre um forte

histórico no que toca às exigências criadas pelos mercados. Isto deve-se ao facto de a procura

contínua de oportunidades que permitam melhorar certos pontos operativos não ser apenas uma

ideologia, mas sim uma realidade. Por isto, cada vez se torna mais difícil encontrar novas soluções

e melhorias que permitam otimizar determinados processos. No entanto, o caminho da

permanente procura de melhorias não deverá nunca deixar de ser trilhado.

2

1.2. Objetivos

Os objetivos principais, que à partida foram definidos e ao longo do tempo reequacionados,

sobre os quais esta dissertação foi desenvolvida são o estudo, caraterização e apresentação de

propostas de otimização do ciclo de produção do método de desmonte UHF (Up-Hole & Fill).

Devido ao tempo limitado para o acompanhamento de todas as operações que estão envolvidas

no ciclo de produção, foram escolhidas e acompanhadas três operações principais, nomeadamente

a perfuração, o carregamento de explosivos e o enchimento. Por fim, foi realizado um

levantamento fotográfico de pilhas de minério quebrado, de forma a ser possível determinar a

distribuição de calibres resultante dos desmontes e, também, para melhor compreender as

consequências das operações de furação e de carregamento de explosivos que antecedem a

detonação.

3

2. Métodos de Exploração Subterrânea

O método de exploração para operar o desmonte de um jazigo mineral consiste na definição

de uma estratégia que permita a extração de um corpo mineralizado da forma mais eficiente do

ponto de vista técnico e económico, respeitando princípios de segurança e de minimização de

impactos ambientais, promovendo o melhor aproveitamento possível desse recurso natural.

Numa primeira classificação, os métodos de exploração podem ser agrupados de acordo com

a posição das massas minerais relativamente à superfície, sendo então distinguidos entre métodos

de exploração a céu aberto e métodos de exploração subterrânea.

Relativamente aos métodos de exploração a céu aberto, a principal classificação distingue os

métodos de desmonte em flanco de encosta e os desmontes em rebaixo. Em geral, em ambas as

situações, opera-se o desmonte por degraus direitos. As metodologias de arranque podem ser

variadas, sendo as mais comuns as que recorrem ao uso de explosivos ou aos métodos de arranque

mecânico.

Figura 1: Classificação dos métodos subterrâneos

Fonte: (Brady & Brown, 2005)

4

Os métodos de exploração subterrânea são diferenciados de acordo com o tratamento que é

realizado no volume vazio criado pela extração do minério. No entanto, na prática, a extração

obriga à combinação de diversos métodos, como os que são apresentados na Figura 1, uma vez

que os depósitos raramente se encaixam exatamente nas características ideais de aplicação de um

só método.

Métodos autoportantes são os que consideram a permanência da cavidade criada após a

extração do minério. Desta forma, são deixados pilares de minério previamente dimensionados

que garantem estabilidade ao maciço rochoso e que o tornam autoportantes, em virtude da

existência de excelentes caraterísticas geomecânicas dos respetivos maciços. Em zonas de maior

instabilidade geotécnica, como falhas por exemplo, são realizadas ações de suporte adicional

(entivação).

Os métodos com suporte artificial do maciço encaixante, recorrem em geral a materiais

oriundos do exterior da mina que são colocados nos espaços libertados pela extração do minério

e que funcionam como meio de estabilização dos maciços envolvente, permitindo muitas vezes a

continuação das atividades do ciclo produtivo sobre esses enchimentos para se aceder a novas

frentes livres entretanto criadas.

Os métodos não suportados, vulgarmente conhecidos como métodos de exploração por

abatimento, são métodos que não consideram qualquer tipo de suporte artificial ou natural. A

estratégia deste tipo de métodos consiste em desmontar a massa mineral provocando o seu

desmoronamento e permitindo também o abatimento da massa encaixante, resultando de tal

metodologia claras repercussões à superfície do terreno.

2.1. Método Drift & Fill

O método de desmonte Drift & Fill, classificado como um método de suporte artificial dos

maciços encaixantes, é uma escolha preferencial para corpos de minério com inclinação íngreme

e por vezes irregulares. É levado à prática em minas que exigem capacidade de extração seletiva

e adaptabilidade a variações na massa rochosa.

Figura 2: Sequência de extração do método Drift & Fill.

Fonte: (Murch, 2018)

5

O método Drift & Fill é geralmente referido como um método de extração de pequena escala.

Esta é realizada em fatias horizontais ao longo do corpo de minério, onde a fatia inferior é extraída

primeiro. A área escavada é então preenchida com enchimento e, sobre este, prossegue o acesso

à massa mineral (Figura 2).

Para extrair o minério de um dos níveis, primeiro é necessário realizar a perfuração do

diagrama de fogo adotado. Os diagramas usados em pegas de fogo deste tipo costumam ter uma

certa quantidade de furos de maior diâmetro agrupados numa zona da frente e que não devem ser

carregados. Estes furos, chamados furos de caldeira, permitem criar um volume livre (frente livre)

para o qual a rocha depois de fragmentada por detonação de explosivos se poderá mover.

As etapas seguintes do ciclo são carregar os furos com explosivos, promover a sua detonação

com o consequente arranque do minério, seguida da ventilação dos gases tóxicos entretanto

gerados. O minério é então carregado e transportado para fora das zonas de desmonte.

Antes de continuar com o próximo ciclo de atividades, as rochas precisam de ser reforçadas

para garantia da estabilidade do maciço rochoso, entretanto exposto. Estes processos de

ancoragem são decididos e implementados na mina para cada situação particular. Algumas das

soluções mais recorrentes incluem parafusos swellex e betão projetado juntamente com aplicação

de malha eletrosoldada (malha sol).

A extração é promovida de forma contínua até que toda a fatia de minério tenha sido extraída.

Uma vez que a extração pode ser adaptada para se adequar à forma do corpo, é possível minimizar

a diluição diminuindo a quantidade de rocha estéril extraída. Para ter acesso a mais pontos de

produção, é possível criar uma ou mais entradas, escavadas em paralelo, noutros níveis do corpo

de minério.

À medida que o corpo de minério é extraído, as tensões da rocha aumentam no pilar acima do

volume que foi extraído.

Este método é considerado um método de desmonte de baixa produtividade, mas a vantagem

é a alta seletividade, com boa recuperação de minério e baixa diluição.

2.2. Método Bench & Fill

O método Bench & Fill corresponde a uma variante do Drift & Fill supracitado, onde se

consegue uma melhoria na produtividade e uma redução dos custos de produção por tonelada de

minério extraído.

Este método é aplicado preferencialmente em depósitos de forma vertical ou subvertical

tabular de grande espessura, geralmente superior a 10 m e maciços que apresentem uma

competência da rocha que permite a exploração do corpo por meio de bancadas. É desejável que

as bordas ou contactos do corpo mineralizado sejam regulares. Também é possível aplicá-lo

6

subdividindo o maciço mineralizado em bancadas de menores dimensões e/ou separadas por

pilares, que podem ser recuperados posteriormente.

É um método no qual o minério é escavado por fatias verticais, deixando um vazio, geralmente

de grandes dimensões (Figura 3).

Figura 3: Sequência de extração do método Bench & Fill.


Para a aplicação desta sequência extrativa é necessário a abertura de um nível base de produção

que consiste numa galeria de transporte e pontos de acesso ao minério desmontado para a sua

carga e transporte (Draw Points).

São necessárias também galerias ou subníveis de perfuração, dispostos de acordo com diversas

configurações dependentes da geometria do corpo mineralizado.

Na versão convencional deste método, furos radiais são perfurados a partir dos subníveis. As

operações de perfuração e detonação podem ser tratadas neste caso de forma contínua e

independente. É possível perfurar com antecedência um grande número de fiadas de furos, que

são posteriormente carregados e disparados de acordo com os requisitos do plano de produção.

No entanto, antes de se iniciar a perfuração e os disparos dos furos radiais, é criada uma slot. Esta

slot apresenta as mesmas funções que uma caldeira num diagrama de uma frente. O seu objetivo

é criar frente livre para que o minério, após a detonação dos explosivos, se possa mover em

direção a um espaço livre.

Como indicado acima, a aplicação deste método requer boas condições de estabilidade da

rocha mineralizada e da rocha encaixante. Não requer, portanto, o uso intensivo ou sistemático de

elementos de reforço. As galerias de produção na base das bancadas são geralmente reforçadas -

conforme necessário - por meio de parafusos ou malha de aço com betão projetado, levando em

conta as condições locais da rocha.

A maior complexidade e o aumento de tempo despendido em cada uma das operações

associadas ao ciclo produtivo em desmontes deste formato são compensados pelo maior volume

de minério desmontado e posteriormente extraído, garantindo assim um aumento de eficiência. A

perfuração, desmonte e extração do minério são operações que podem ser executadas

independentemente umas das outras.

7

Este método requer o uso intensivo de equipamentos de alto desempenho, isto é, poucas

unidades recorrendo a um número reduzido de operadores. Assim, é alcançada uma maior

produtividade.

O layout dos limites das bancadas geradas nos desmontes não aceita linhas sinuosas. Dentro

da estrutura desses limites a desmontar, setores de baixa qualidade (minério pobre ou maciço

estéril) podem ser incorporados, assim como aqueles de maior teor. Nesse sentido, o método não

é considerado seletivo.

O conhecimento rigoroso e a interpretação adequada do modelo geológico do depósito,

nomeadamente da sua geometria, são fatores fundamentais para o sucesso da aplicação deste

método, juntamente com um controlo cuidadoso do layout dos diagramas de fogo a realizar.

2.3. Método Optimized Bench & Fill

O Optimized Bench & Fill (OBF) é um método de desmonte atualmente implementado na

mina de Neves-Corvo, que resulta de anos de experiência acumulada na SOMINCOR da

aplicação do método Bench & Fill.

O método de desmonte Optimized Bench & Fill progride ascendentemente e que utiliza

desmontes transversais que podem ser acedidos a partir de rampas e acessos a muro. Este envolve

a extração inicial das massas minerais dos desmontes primários, seguidos da extração das massas

dos desmontes secundários formados entre os desmontes primários que após extraídos foram

preenchidos com enchimento. Os desmontes primários e secundários possuem 15 metros de

largura por 20 metros de altura e comprimento variável, dependendo do tamanho do corpo de

minério. A extração dos desmontes primários e secundários é terminada antes do início da

produção do nível seguinte. A metodologia deste desmonte consiste na abertura de acessos de

furação e remoção de 5 m x 5 m.

Após a abertura dos acessos de furação e de remoção, aplica-se a seguinte sequência (Figura

4):

1. Furação a partir do final do acesso ao minério, para determinar a posição e a

natureza do contacto da massa mineralizada com o teto. Esta operação é

necessária para finalizar a furação da cunha de teto, realizar os diagramas de fogo

e definir o tipo de sustimento a aplicar.

2. Assim que o desmonte seja finalizado, os últimos 8 metros do acesso de remoção

próximos do contacto com a cunha serão alargados para a largura máxima do

desmonte (entre 12 e 15 metros) e será aplicado sustimento.

3. O teto da área alargada será perfurado de forma ascendente, os furos serão

carregados com explosivo e detonados, criando o vazio inicial para o desmonte

da cunha de teto.

4. Por último, serão feitos furos inclinados a partir do acesso de furação e a cunha

será desmontada sequencialmente para o vazio.

8

Figura 4: Perfil dos desmontes Optimized Bench & Fill.


Este método consiste na abertura de uma slot de forma convencional, sendo que depois esta é

alargada até as dimensões finais de 5m x 15m e 20m de altura. Após o alargamento da slot, será

executado o desmonte das bancadas usando furação em leque. Após a extração da cunha, o

restante do desmonte será realizado recorrendo a furação descendente em leque e removido após

a detonação dos explosivos em grupos de três fiadas em leque.

À posteriori, os desmontes primários vão ser preenchidos com enchimento. O enchimento é,

usualmente, realizado até ao piso do nível de furação, estando assim criada uma nova superfície

de trabalho que permite a progressão dos desmontes. Com esta metodologia, o nível de furação

atual irá ser o nível de remoção do desmonte posterior. Existe também a possibilidade de encher

esse acesso total ou parcialmente (e voltar a extrair mais tarde), no caso de isso permitir uma

melhoria das condições geomecânicas do terreno antes do desenvolvimento dos desmontes

secundários.

Após terminado o enchimento dos desmontes primários, procede-se à abertura de galerias de

acesso no nível de furação e de remoção dos desmontes secundários (Figura 5).

Figura 5: Esquema tridimensional da sequência de extração por desmontes primários e secundários.

Fonte: (Sivakugan, Veenstra, & Naguleswaran, 2015)

9

A extração dos desmontes secundários prossegue com o desmonte da cunha, utilizando a

mesma sequência de furação que foi utilizada nos desmontes primários.

Procede-se à extração do que resta do desmonte secundário, com os hasteais a exporem o

enchimento dos desmontes primários adjacentes, sendo que esta exposição vai ter cerca de 20

metros de altura e comprimento variável, dependente da geometria do desmonte. Os desmontes

secundários são então preenchidos com enchimento, novamente até ao chão dos acessos de

furação. Como nos desmontes primários, existe a opção de encher os acessos que foram criados

para a furação.

2.4. Método Up-Hole & Fill

O método de desmonte Up-Hole & Fill é também um dos métodos em prática na mina de

Neves-Corvo sendo que é, entre todos os métodos mencionados, o de aplicação mais recente.

Este método é muito semelhante aos já mencionados Bench & Fill e Optimized Bench & Fill,

uma vez que consiste numa estratégia de desmonte em bancada. A particularidade deste método

passa pelo facto de todas as operações associadas ao ciclo produtivo serem realizadas a partir do

mesmo acesso que, naturalmente, é a galeria de acesso inferior. Deste modo, operações de

perfuração e carregamento de explosivos são realizadas ascendentemente. Apesar do principal

objetivo deste método ser a redução dos custos associados ao desmonte, uma vez que se torna

dispensável a criação de uma galeria superior à bancada, existem casos em que essa galeria existe

e mesmo assim as operações de produção são realizadas a partir do piso inferior. Esta metodologia

provém do facto de ser possível promover a continuidade da exploração de forma ascendente.

Uma vez encontrado o contacto entre o jazigo mineral e o teto de rocha encaixante, torna-se

desprezável a abertura de uma galeria de acesso superior ao desmonte que se vai traduzir numa

poupança de tempo, de investimento (sustimento, explosivos, aços, combustível, etc.) e de

recursos humanos/equipamentos. Graças a este método de exploração, muito utilizado devido aos

baixos custos associados, torna-se possível explorar zonas mineralizadas com teores de corte mais

reduzidos.

A sequência de aplicação deste método de exploração consiste na abertura de uma galeria de

acesso inferior à zona mineralizada com dimensões 5m x 5m. Esta galeria pode ter comprimentos

variáveis, uma vez que vai depender da dimensão e do teor de minério existente. Uma vez

determinado o contacto entre o minério e a rocha encaixante, realizam-se abatimentos nos hasteais

com 8 metros de comprimento e à largura da bancada. Estes abatimentos vão criar uma área maior

onde será executada a slot e o seu posterior alargamento. Estas duas furações devem ser o mais

verticais possível e respeitar o planeamento feito à priori no que diz respeito à localização dos

furos e à sua profundidade. Uma vez concluída esta furação, procede-se à realização das fiadas

em leque. Toda a furação deve ser realizada em retirada, ou seja, inicia-se a furação no ponto mais

longínquo da galeria e progride-se até à fiada mais próxima da galeria de acesso (Figura 6 e 7).

Isto evita a exposição de máquinas e operadores a espaços abertos.

10

Figura 6: Sequência de extração do método Up-Hole & Fill em planta.


A execução da slot é de extrema importância, uma vez que o disparo desta é responsável pela

criação do vazio para a saída da rocha nos restantes disparos. Assim, se o disparo da slot não

ocorrer da forma planeada, os restantes disparos irão sofrer repercussões associadas, podendo

haver perda de minério no teto da bancada. Para que o disparo da slot seja o mais favorável

possível a operação de furação deve ser cuidadosa e, após concluída, os furos devem ser alvo de

um levantamento topográfico. Este levantamento vai evidenciar desvios de furação que a olho nu

são difíceis de notar e vai servir para dar apoio ao planeamento do plano de carregamento de

explosivo e da temporização de cada furo.

Figura 7: Sequência de extração do método Up-Hole & Fill.


Após efetuada a abertura da slot, esta deve ser sujeita a um levantamento topográfico para

análise do vazio criado. Caso se considere que o vazio é suficiente, procede-se ao disparo do

alargamento e, no caso de ser insuficiente, e uma nova slot deve ser furada no canto oposto do

abatimento. Após a furação da slot, deve iniciar-se a furação do alargamento da slot. Esta deve

começar num dos cantos e da frente para trás, de forma a minimizar as deslocações do jumbo.

Posteriormente, o material é removido com pás carregadoras controladas remotamente (Figura

7). Isto é uma obrigatoriedade em todas as remoções de material em bancada, mas mais ainda em

bancadas ascendentes, uma vez que o teto originado pelo desmonte da rocha encontra-se sem

qualquer tipo de reforço estrutural. Uma vez removido o material resultante do disparo da slot,

realiza-se o disparo da bancada. Cada disparo consiste, normalmente, num conjunto de 3 leques

de furos.

11

Concluída a extração de todo o minério da bancada, esta fica disponível para enchimento. Na

situação em que existe galeria de acesso superior, o procedimento de enchimento é igual ao

mencionado no método Optimized Bench & Fill, em que este é realizado até à cota do piso da

galeria. No caso em que apenas existe uma galeria de acesso inferior, o enchimento necessita de

uma estratégia diferente. Para tal existem uma série de possibilidades, todas elas baseadas no

mesmo princípio, que é o enchimento através de furos de enchimento.

Este método e as principais operações que lhe estão associadas serão abordados mais

detalhadamente no capítulo 8. Caraterização do Ciclo de Produção do Método Up-Hole & Fill.

13

3. Perfuração de Maciços Rochosos

A perfuração é uma das primeiras atividades do ciclo de extração, que precede o ciclo de

transformação, tendo a particularidade de ser a atividade que se encontra no “topo da pirâmide”,

relativamente à cronologia de execução de todos os processos que culminam no produto final

(Figura 8).

Figura 8: Pirâmide de atividades do ciclo de extração de minérios.

Neste contexto, a perfuração assume um papel de extrema importância, tornando-se a

otimização desta atividade fundamental, pois tem consequência direta no seu resultado técnico-

económico e na interligação com as atividades subsequentes, nomeadamente carregamento de

explosivos e detonação, carga, transporte e britagem. Logo, o resultado destas está intimamente

ligado ao sucesso de uma boa perfuração do maciço. Esta operação terá que ter em conta três

grupos de parâmetros geológico-estruturais do maciço rochoso, nomeadamente, petrofísicos,

geotécnicos e geomecânicos, para além de ter que contemplar as ferramentas de execução

existentes na mina e respeitar a geometria do diagrama de fogo.

Perfuração

Carregamento e Detonação

Remoção e Transporte

Tratamento e Transformação

14

Todas as opções técnicas e económicas definem as tecnologias de perfuração, nomeadamente:

• Método de perfuração;

• Equipamento;

• Acessórios;

• Metodologias de trabalho.

A escolha do método de perfuração é influenciada pelas características e condicionalismos do

maciço rochoso e do dimensionamento da perfuração a executar, sendo fundamental para o seu

resultado final. A seleção do método de perfuração deverá assentar nos seguintes aspetos técnico‐

económicos:

• Investimento inicial;

• Taxa de penetração;

• Custo por metro linear de perfuração.

Os principais métodos de perfuração são a perfuração rotativa e o método rotopercussivo,

sendo que este método pode ser diferenciado consoante o posicionamento do martelo: martelo de

superfície (“Top Hammer”) ou martelo de fundo furo (“Down the Hole”).

3.1. Escavabilidade e Propriedades Geomecânicas da

Rocha

A otimização de qualquer operação de desmonte com explosivos requer o conhecimento

prévio do grau de fracturação natural do maciço rochoso no intuito de se definir a sua

compartimentação, ou seja, a caracterização geológico-estrutural e geomecânica do maciço.

O grau de fragmentação do material desmontado interfere na eficiência e no custo das

operações subsequentes, sendo, também, diretamente afetado pelo esquema de perfuração e pela

quantidade de explosivos consumidos. Um bom exemplo do exposto relaciona-se com o conceito

de escavabilidade de um dado maciço rochoso que irá depender maioritariamente de dois aspetos

principais: da resistência geomecânica do maciço rochoso e das características geotécnicas da

rocha intacta.

Para isso existe a abordagem desenvolvida, por exemplo, por Franklin et al. (1971) em termos

de classificação da escavabilidade e/ou ripabilidade de um dado maciço (Figura 9). Esta determina

quatro áreas evidenciadas no designado ábaco de Franklin et al. (1971), a que correspondem

diferentes métodos de desmonte da rocha, nomeadamente, a escavação mecânica, a escarificação

e a utilização de explosivos para desagregar o maciço.

15

Figura 9: Classificação da escavabilidade de Franklin.

Fonte: (Jimeno & Mendez, 1997)

O ábaco apresenta, genericamente, os seguintes parâmetros (obtidos através do estudo

geológico-geotécnico de testemunhos de sondagem ou, complementarmente, em afloramento):

índice de resistência à carga pontual e à compressão uniaxial, grau de fracturação em termos de

espaçamento médio entre descontinuidades, RQD (Rock Quality Designation), número de

Schmidt e grau de alteração.

3.2. Perfuração Rotopercussiva

A perfuração rotopercussiva assenta nos conceitos de rotação e percussão, sendo o sistema

escolhido por excelência para perfuração de rocha. Este método foi descoberto no século XIX,

utilizando a energia fornecida por uma máquina a vapor de Singer (1838) e Couch (1848)

(Carcedo, 1995).

Os equipamentos de perfuração rotopercussivo categorizam‐se em dois grupos, diferenciando‐

se pelo posicionamento do martelo gerador de percussão (Figura 10):

• Martelo de superfície (“Top Hammer”);

• Martelo de fundo de furo (“Down the Hole”).

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Figura 10: Método de perfuração rotopercussiva: martelo de superfície (esquerda) e martelo de fundo de

furo (direita).

Fonte: (Góis, et al., 2011)

Durante muitos anos, estes equipamentos tiveram como elemento principal de promoção da

perfuração martelos pneumáticos. Apesar do alto custo de capital dos equipamentos de perfuração

hidráulicos, que vieram substituir os equipamentos pneumáticos, este é equilibrado por um menor

custo operacional e maior produtividade, quando comparados com máquinas pneumáticas,

verificando-se assim a sua introdução no mercado durante os últimos 20 anos.

O método rotopercussivo com martelo de superfície representa a grande parte dos

equipamentos de perfuração existentes no nosso país. Estes equipamentos possuem os sistemas

de rotação e percussão que são desenvolvidos no martelo que se encontra no exterior do furo. A

energia é transmitida através do encabadouro para as varas de perfuração e consequentemente

para o bit (Figura 11). Este é o método de perfuração utilizado na Mina de Neves-Corvo e o

analisado neste estudo.

Figura 11: Esquema de transmissão de energia através dos acessórios de perfuração.

Fonte: (Galiza, 2013)

17

Segundo (Carcedo, 1995), os martelos de fundo de furo foram desenvolvidos em 1951 por

Stenuick, e surgiram pela necessidade de aumentar a taxa de penetração em rochas duras e muito

duras, assim como a necessidade de perfurar com maiores diâmetros e comprimentos.

Neste método a percussão trabalha sempre no fundo do furo, evitando assim a dissipação de

energia nos acoplamentos, sendo que a rotação é transmitida através de uma unidade à superfície

através da coluna de varas. O escape do martelo ao libertar o ar pelos orifícios do bit faz com que

esse fluido circule pelo furo e funcione como fluido de limpeza.

A perfuração rotopercussiva assenta na combinação das seguintes ações: percussão, rotação,

avanço e limpeza (Figura 12).

Figura 12: Ilustração das ações envolvidas no funcionamento de um martelo de superfície.

Fonte: (Lima, 2014)

A percussão ocorre devido à potência de impacto do pistão interno do martelo e pode ser

relacionada de diretamente com a frequência e energia desse.

Naturalmente, existe uma relação direta entre a velocidade de penetração instantânea na rocha

e a respetiva percussão. Para que a energia seja bem aproveitada, é necessário que o bit esteja em

contato direto com a rocha. Caso tal não aconteça, a energia não deixa os acessórios de perfuração

e ao chegar à extremidade do bit inverte a direção através das varas, criando-se uma tensão de

tração em vez de uma tensão de compressão. Como o aço resiste pior à tração do que à

compressão, esta tensão criada torna-se perigosa para a vida útil dos acessórios de perfuração.

A penetração inicia-se quando a força do bit ultrapassa a resistência da rocha. Em rochas

brandas, a energia de percussão deve reduzir‐se para evitar que o excesso de energia, ao refletir‐

se, cause tensões de tração que danifiquem prematuramente as varas (Figura 13).

18

Figura 13: Energia de percussão de acordo com a dureza da rocha.

Fonte: (Jimeno, Jimeno, & Bermudez, 2017)

A energia de percussão deve ainda ser adaptada ao diâmetro das varas. Utilizando a mesma

energia de percussão, quanto menor é o diâmetro da vara, maior serão as tensões exercidas no

aço.

A rotação relaciona‐se com o movimento que faz rodar o bit para uma nova posição para que

se produzam impactos sobre a rocha em diferentes posições (Figura 14). O efeito de rotação é o

de transportar o bit para um ponto adequando para o próximo impacto.

Para regular a rotação, o operador deverá começar por acertar a velocidade de penetração de

acordo com as características da rocha e em seguida regular a rotação de modo a que se mantenha

suave e constante.

Rotação exageradamente alta do bit irá provocar um maior avanço da coluna de perfuração,

no entanto vai também existir um elevado desgaste lateral do bit. Por outro lado, baixa rotação

implica menor avanço do bit de perfuração e aumenta o desgaste pontual do bit por elevada

fragmentação dos detritos de perfuração.

Figura 14: Ilustração de rotação do bit (esquerda) e relação entre o diâmetro de perfuração e a rotação do

bit (direita).

Fonte: (Lima, 2014)

A pressão de avanço sobre a ferramenta de corte é exercida para se manter um contacto

constante entre o bit e a rocha.

19

A pressão de avanço ideal a aplicar, depende da potência disponível, da fracturação e dureza

do maciço rochoso e da qualidade e afiação dos bits. Baixa pressão de avanço resulta numa menor

penetração, faz aumentar a temperatura nos acoplamentos das varas e aumenta o desgaste das

roscas e provoca um desgaste acentuado na zona central do bit. Elevada pressão de avanço resulta,

naturalmente, uma maior penetração (Figura 15).

Figura 15: Variação da velocidade de penetração consoante a pressão de avanço.

Fonte: (Jimeno, Jimeno, & Bermudez, 2017)

No entanto a probabilidade de encravamentos também é maior, tal como o desgaste lateral das

varas. Com pressão de avanço excessiva um dos maiores problemas é a existência de desvios de

perfuração.

O fluido de limpeza permite extrair os detritos de perfuração do fundo do furo. Para assegurar

uma boa perfuração é necessário que a superfície de contacto entre a ferramenta de corte e o

maciço rochoso esteja sempre limpa. Isso só é possível se houver uma constante limpeza do furo,

através de um fluido de limpeza (ar ou água) que é injetado sob pressão pelo interior da coluna

de perfuração.

A limpeza com água faz diminuir o avanço em cerca de 20%. Em situações em que a

perfuração seja ascendente, é necessário ter em atenção que por cada 10m de perfuração

executada, ocorre um aumento de pressão de 1 bar que deverá ser compensada (Figura 16).

Figura 16: Limpeza do furo em perfuração ascendente.

Fonte: (Lima, 2014)

20

A limpeza com ar pressupõe a existência de um sistema e captação de detritos e poeiras no

exterior do furo. A evacuação do material removido da rocha é conduzida entre a parede do furo

já realizado e a parede exterior das varas de perfuração.

A limpeza é influenciada por três fatores:

• Densidade das partículas – quanto maior a densidade das partículas maior deverá

ser a velocidade do fluido de limpeza;

• Tamanho das partículas – quanto maiores forem as partículas resultantes da

quebra da rocha, maior deverá ser a velocidade do fluido de limpeza;

• Forma das partículas – quanto mais equiláteras forem as partículas, maior deverá

ser a velocidade do fluido.

O processo de perfuração pelo método rotopercussivo é uma sequência de cinco ações

diferentes que se repetem, e que coincidem com a cadência da pancada do pistão sobre o sistema

de transmissão de energia até ao bit.

• Contacto do bit com a rocha;

• Formação de fraturas radiais a partir dos pontos de concentração de tensões;

• Pulverização da rocha por esmagamento;

• Formação de fragmentos maiores nas zonas adjacentes;

• Evacuação dos detritos pelo fluido de limpeza.

O rendimento deste processo aumenta proporcionalmente com o tamanho de fragmentos de

rocha libertados durante a perfuração, porém deve‐se respeitar o tamanho da área anelar entre as

paredes do furo e da vara. Um tamanho muito reduzido das partículas, poderá indicar rotação em

excesso no processo de perfuração, com consequências diretas na fadiga dos acessórios de

perfuração.

3.3. Equipamentos e Acessórios de Perfuração

Conforme o tipo de desmonte de rocha (céu aberto ou subterrâneo) em que se apliquem

explosivos, os equipamentos de perfuração são distintos. No entanto, de forma a ir ao encontro

dos objetivos desta dissertação, neste subcapítulo apenas serão abordados os tipos de

equipamentos de perfuração utilizados em operações subterrâneas - Jumbos.

3.3.1. Jumbos

Os jumbos podem estar equipados com um ou vários martelos e as principais aplicações em

trabalhos subterrâneos são as seguintes (Figura 17):

• Avanço de túneis e galerias;

• Bancadas com furos verticais ou em leque;

• Perfuração para sustimento para colocação de elementos de reforço, como cabos

e/ou parafusos.

21

Figura 17: Jumbo de bancada Simba M6 e jumbo de drift Boomer S2.

Fonte: (Epiroc, 2019)

Os componentes deste tipo de equipamentos seguem, geralmente, standards bem definidos,

sendo os principais componentes os seguintes:

• Sistema de movimentação e a estrutura;

• Sistema de acionamento;

• Cabine;

• Braços e martelos.

Devido ao design modular é possível distinguir os seguintes componentes:

• Sistema de perfuração (martelos e braços de perfuração);

• Veículo transportador (estrutura, sistema de movimentação, motor, transmissão

e cabine);

• Sistema Elétrico (motores, transformador, enrolador do cabo, bateria, controlos e

indicadores);

• Sistema Hidráulico (bombas, depósitos, refrigerador, filtros e mangueiras);

• Sistemas de ar e água;

• Sistema de controlo (painel de controlo, sensores e sistemas de diagnóstico);

• Software de gestão (controlo de processo de perfuração, registo de parâmetros de

perfuração e avaliação e sistema de informação e comunicação).

A escolha do equipamento deve ser criteriosa, uma vez que este deve ser capaz de executar de

forma eficiente as tarefas de perfuração e adaptar-se às condições das diferentes frentes, às

variações geológicas e aos diferentes comprimentos dos furos.

Na maioria dos casos, no mesmo projeto, é necessário realizar diferentes tipos de operações,

pelo que, durante a sua vida útil, um jumbo pode ter de desempenhar diversas tarefas diferentes.

22

As condições de trabalho podem variar nos seguintes aspetos:

• Seções diversas das galerias ou túneis a executar;

• Curvatura do traçado da galeria e intersecção com outras escavações;

• Gradientes do layout do túnel em termos de elevação;

• Comprimento do túnel e distâncias de deslocamento;

• Características dos maciços rochosos;

• Diâmetro e comprimento dos furos;

• Planeamento do ciclo de trabalho;

• Trabalhos auxiliares.

Em norma, as fontes de energia dos jumbos são de dois tipos, diesel e elétrica, sendo que a

maior parte dos equipamentos estão equipados com as duas. Os motores a diesel servem para

acionar o sistema de locomoção, mas também podem acionar todos os componentes de

perfuração, bombas hidráulicas, bombas de água e/ou compressores. Este sistema pode utilizar-

se em situações que não haja problemas de ventilação das frentes.

Na maioria dos casos o motor a diesel é utilizado apenas para deslocar os equipamentos das

oficinas ou do exterior até às frentes de trabalhos e para movimentações entre frentes, sendo o

motor elétrico utilizado no acionamento de todos os elementos do sistema de perfuração.

Como referido anteriormente, à exceção do deslocamento até às frentes de trabalho, o

acionamento dos jumbos é totalmente elétrico, logo é necessária a criação de infraestruturas

elétricas adequadas até uma certa distância das frentes de trabalho.

As cabinas de operação onde se encontram os painéis de controlo podem ser abertas ou

fechadas. Independentemente serem abertas ou fechadas, todas têm sistemas de proteção ROPS

(Roll Over Protective Structure) e FOPS (Falling Objects Protective Structure), que corresponde,

respetivamente, a proteção contra capotamento e contra queda de objetos.

Os jumbos mais modernos contam com cabines mais confortáveis. Para além de serem cada

vez mais seguras, contam um painel de controlo, sistema de insonorização e de climatização.

Os acessórios de perfuração permitem a transmissão de energia provenientes do martelo até à

rocha, provocando a sua fragmentação e por consequência a sua perfuração. Assim, a otimização

técnica e o bom desempenho da perfuração, passa inevitavelmente pelo desempenho dos

acessórios de perfuração, e desta forma, a interação do equipamento com o maciço rochoso requer

uma seleção e utilização adequadas. A gama de acessórios de perfuração utilizados na perfuração

rotopercussiva com martelo de superfície é constituída pelos seguintes elementos:

• Encabadouros;

• Varas;

• Bits.

23

3.3.2. Encabadouros

Os encabadouros são responsáveis pela transmissão de energia às varas, recebendo‐a

diretamente do pistão (Figura 18). A sua configuração é importante pois deles depende a

transmissão da energia aos restantes acessórios.

Figura 18: Encabadouros.

Fonte: (Sandvik Rock Technology, 2019)

3.3.3. Varas

A transmissão de energia é efetuada do encabadouro ao bit através das varas. Estas podem

dividir‐se em vários tipos, dependendo do método de perfuração executado e do tipo de

perfuração, tais como barrenas, destinadas a perfuração curta, e varas.

A eficiência na utilização deste acessório de perfuração está relacionada com a sua adequação

ao tipo de trabalho a executar e com a metodologia de trabalho aplicada que poderá otimizar o

seu desempenho.

As varas representam cerca de 50 a 55% do custo total da coluna de aço de perfuração. Na

execução de um furo, para atingir o comprimento desejável, será necessário haver um

acoplamento entre diversos destes elementos, sendo que o número dependerá da relação

comprimento do furo/comprimentos das varas (Figura 19).

Figura 19: Distribuição de custos associados aos elementos que compõem uma coluna de perfuração.

Fonte: (Galiza, 2013)

24

O desgaste destes acessórios é diretamente relacionável com os metros que perfuram e, por

isso, há desgastes diferenciados conforme a posição da vara na coluna de acessórios durante a

realização da perfuração, que induzirá uma menor eficiência energética e consequente redução do

tempo de vida útil dos acessórios.

A vida útil das varas é influenciada principalmente pela abrasividade da rocha e pelo método

de perfuração. Frequentemente, a vida destes acessórios expressa-se em metros por vara, devido

ao facto de o número de metros perfurados com uma vara ser função do comprimento da mesma

e da profundidade dos furos.

De forma a tornar o mais idêntica possível o desgaste das diferentes varas que constituem a

coluna de aço e consequentemente aumentar o tempo de vida útil destas, o operador do

equipamento deverá fazer a rotação das posições das varas. Este procedimento é habitual

acontecer em equipamentos de perfuração longa de desmonte subterrâneo, como é o caso em

estudo (Figura 20).

Figura 20: Cassete automatizada com varas de furação - Sandvik DL421.

3.3.4. Bits de Perfuração

Todos os acessórios de perfuração merecem uma criteriosa seleção na sua escolha, no entanto,

os bits merecem um particular destaque, pois é a ferramenta responsável pelo corte do maciço

rochoso. Por este motivo, a seleção deste acessório pode comprometer toda a eficiência do

resultado final da perfuração em termos técnico‐económicos. Por tudo isto, este acessório

merecerá uma exposição mais detalhada. Para a perfuração em bancada existem bits de botões e

bits balísticos (Figura 21). Os bits de botões representam praticamente a totalidade do consumo

no nosso país na perfuração de rocha com recurso ao método rotopercussivo de superfície.

O diâmetro do bit está diretamente relacionado com a velocidade de penetração, assim como

influencia diretamente a escolha de todos os outros acessórios de perfuração.

25

Figura 21: Exemplos de bits de botões e bits balísticos.

Fonte: (Sandvik Rock Tecnhology, 2019)

O desgaste das ferramentas de corte na perfuração de maciços rochosos sempre foi um fator

preponderante na escavação de rochas duras. Este fator não está apenas relacionado com os custos

de material e de pessoal decorrentes da manutenção do bit e da sua substituição, mas também no

do impacto direto e negativo no desempenho da perfuração aquando de bit desgastado. O desgaste

das ferramentas de corte na perfuração de maciços rochosos pode ser definido como um processo

contínuo de perda de material a partir da superfície dos botões, devido ao contacto mecânico e o

movimento relativo dos botões sobre a superfície da rocha na qual é determinado pelas

propriedades do tipo de material da ferramenta de corte, do maciço rochoso e as interações sobre

as superfícies de contato. Na perfuração o conhecimento do desgaste do aço de perfuração

permite‐nos estimar as melhores opções e os custos envolvidas nesta operação. Esta análise só é

possível, quando se compila dados e se pode tornar esses dados trabalháveis em base de

dados/aplicações informáticas. Para toda a coluna de aço é importante determinar o desgaste

provocado pela perfuração, sendo que a ferramenta que mais “sofre” com as diferenças da rocha,

será os bits.

Figura 22: Influência da forma e desgaste do botão na penetração da rocha.

Fonte: (Lima, 2014)

O desgaste da ferramenta de corte irá em qualquer caso influenciar a velocidade de perfuração

alcançada por um bit. O principal motivo é a mudança da geometria do botão que foi alterada pelo

desgaste, e por essa razão, a forma dos botões do bit é de uma importância crucial para a

penetração na rocha. Os botões balísticos irão proporcionar uma penetração adicional (e, por

conseguinte, uma taxa de perfuração superior) em relação ao botão esférico (Figura 22). Por

26

conseguinte, como se pode observar também na figura, a formação de um plano de desgaste na

parte da frente do botão, como resultado do desgaste irá resultar numa diminuição na penetração

e um aumento do risco de danos nos botões.

O desgaste adicional irá também afetar outras ferramentas, como por exemplo os furos do

fluido de limpeza.

O tipo de desgaste que o bit apresenta, pode ser utilizado como uma impressão digital de todo

o processo de desgaste. A partir da classificação do tipo de desgaste é possível obter informações

sobre os processos típicos que ocorrem para as formas de desgaste encontradas.

A grande maioria das falhas são o resultado direto de práticas de trabalho incorretas ou serviço

inadequado (Figura 23). Na grande maioria das vezes, são procedimentos de operacionalidade ou

condições de campo que estão causando a falha. Antes de considerar defeitos de fabrico dos bits

de perfuração, sugere‐se que os seguintes aspetos devem ser inspecionados: percussão, avanço,

rotação, fluido de limpeza, lubrificação, utilização dos acessórios de perfuração, assim como a

afiação adequada dos bits.

Figura 23: Principais fatores que influenciam o desgaste do bit.

Quando a rocha é muito abrasiva, produz-se facilmente o desgaste dos botões e a melhor forma

de impedir o desgaste prematuro é proceder à afiação periodicamente (Figura 24). A afiação dos

bits de perfuração é uma operação indispensável na perfuração de maciços rochosos, uma vez que

o desempenho obtido pelos bits afiados tem uma influência bastante significativa nos custos e

qualidade da perfuração. A afiação dos bits apresenta vantagens como o aumento da vida útil do

bit, maior velocidade de penetração média e minimiza os desvios de furação durante a furação.

Figura 24: Vantagens do processo de afiação dos bits.

Fonte: (Lima, 2014)

Equipamento e Ferramentas

Geologia e Mineralogia

Logística e Utilização Desgaste do Bit

27

4. Substâncias Explosivas na Escavação

de Maciços Rochosos

O objetivo deste capítulo é apresentar conceitos importantes em relação ao desmonte de rocha

com recurso a explosivos.

O desmonte de um maciço rochoso com recurso à aplicação de explosivos tem objetivo a sua

fragmentação e a movimentação da rocha de forma a criar uma pilha de material fragmentado. A

aplicação de explosivos para a fragmentação de rocha é praticada desde o século XVII, com a

introdução da pólvora na indústria extrativa. Rapidamente se tornou um dos métodos mais usados

para promover a fragmentação do material. Atualmente, a pólvora negra ainda conserva a mesma

composição da data em que começou a ser utilizada e que consiste numa mistura de carvão,

enxofre e nitrato de potássio (Bernardo, 2014).

Em 1846 deu-se uma revolução com a descoberta da nitroglicerina por parte de Sobrero. A

nitroglicerina consiste numa mistura de glicerina e glicol com uma mistura de ácidos, durante a

qual a temperatura deve ser minuciosamente controlada. Cerca de três décadas mais tarde, em

1875, Alfred Nobel desenvolveu a utilização da nitroglicerina num contexto comercial com a

criação da dinamite, que acabou por expandir a aplicação de explosivos (Bernardo, 2014). Desde

esse tempo até à atualidade, principalmente a partir de meados do século XX, os explosivos

industriais sofreram um grande desenvolvimento, inicialmente com o fabrico do ANFO e

posteriormente de hidrogéis. Mais recentemente iniciou-se o fabrico de emulsões explosivas que

permitiram desde então o desenvolvimento de máquinas de carregamento mecanizado (Góis, et

al., 2011).

28

4.1. Tipos de Explosivos Aplicados na Escavação de

Maciços Rochosos

Com o rápido crescimento tecnológico que se tem verificado nas últimas duas décadas, a

indústria dos explosivos também se adaptou de tal forma que atualmente existe uma grande

variedade de explosivos que permitem colmatar os vários problemas que existiam nos vários

setores da indústria extrativa, relativamente à seleção de explosivos.

Uma substância explosiva pode ser compreendida como uma substância sólida ou líquida e

consequente de uma mistura de substâncias químicas, constituída por substâncias combustíveis e

comburentes, que através de uma reação química de oxidação-redução, quando devidamente

iniciada por uma fonte externa de energia térmica ou mecânica, desenvolve uma rápida

decomposição, de modo a libertar um elevado volume de gases a temperaturas e pressões elevadas

(Hartman, 1992). Os explosivos podem ser classificados como deflagrantes (ex.: pólvora negra)

ou detonantes (ex.: ANFO e emulsões). Na atualidade, de maneira a garantir maior segurança e

menores impactes ambientais, a indústria mineira utilizam apenas substâncias detonantes, sendo

cada vez mais frequente o uso de emulsões (Góis, et al., 2011).

Os explosivos deflagrantes foram os primeiros as serem desenvolvidos. Estes explosivos

caraterizam-se pela detonação ocorrer por meio da combustão dos seus constituintes, produzindo

calor criado por uma onda que se propaga através da substância explosiva (Bernardo, 2014).

Os explosivos detonantes detonam a velocidades muito superiores comparativamente aos

explosivos deflagrantes (entre os 2000 e os 7000 m/s), gerando um grande volume de gases a

temperaturas e pressões elevadas. Estes podem ser divididos em primários ou secundários. Os

primários apresentam sensibilidade ao choque, chama ou faísca, podendo originar a sua

detonação. Os explosivos secundários apenas detonam quando submetidos a uma onda de choque,

geralmente causada pela detonação de um explosivo primário (Bernardo, 2014).

As substâncias explosivas podem também ser classificadas de acordo com a sua composição

química, sendo que se dividem em explosivos gelatinosos, granulados e emulsões.

Os explosivos gelatinosos têm como base, essencialmente, a nitroglicerina. Apresentam

elevadas velocidade de detonação, densidades e resistência à água e geram baixas quantidades de

volumes de gases. São explosivos sensíveis e tendem a tornar-se cada vez mais perigosos com o

tempo de armazenamento devido ao processo de exsudação, que é o termo usado para designar o

fenómeno migratório da água existente na substância explosiva (Bernardo, 2014).

Os explosivos granulados são predominantemente representados pelo ANFO, que consiste

numa mistura de nitrato de amónio e de gasóleo (AN – Ammonium Nitrate e FO – Fuel Oil). Este

explosivo já foi o mais comum, devido ao seu baixo custo. Eram, inicialmente, usados em

desmontes a céu aberto, mas rapidamente a sua aplicação se estendeu às minas subterrâneas. Este

tipo de explosivo tem a desvantagem de degradar a qualidade do ambiente subterrâneo e das águas

que o contactam (Bernardo, 2014).

29

O ANFO apresenta uma densidade de 0.8 g/cm3, aproximadamente, devido ao espaço de

vazios que existe entre os vários grãos que compõem o explosivo. A sua velocidade de detonação

pode ser superior a 3500 m/s dependendo do diâmetro do furo e do grau de confinamento da carga

explosiva. No que diz respeito à resistência à água, este explosivo não é nada eficaz, uma vez que

se desintegra completamente (Nobel, 2010). Uma solução para este problema é aplicá-lo em

cartuchos, fazendo com que o seu custo aumente.

Os explosivos granulados tendem a vir sendo substituídos por substâncias explosivas na forma

de emulsão. Estas, criadas no final da década de 70, têm-se desenvolvido significativamente no

que diz respeito à segurança, à energia específica e na resistência à água.

Este tipo de carga explosiva consiste também numa mistura de nitrato de amónio e gasóleo,

mas com a ação de agentes emulsionantes para os manter misturados. Uma boa mistura destes

elementos resulta numa melhor eficiência de reação (Dick, Fletcher, & D'Andrea, 1983).

As emulsões são substâncias que apresentam diversas vantagens, como por exemplo, a sua

excelente resistência à água, elevadas velocidades de detonação (4500 a 6000 m/s), elevada

segurança de manuseio e possibilidade de carregamento mecanizado.

4.2. Propriedades dos Explosivos

Os explosivos podem ser caraterizados consoante as diversas propriedades que apresentam e

que, consequentemente, determinam a sua aplicação. Torna-se assim essencial caraterizá-los

quantitativamente e qualitativamente para se realizar uma escavação adequada dos maciços

rochosos.

As propriedades mais importantes a ter em conta nas substâncias explosivas são (Bernardo,

2014):

• Energia específica;

• Velocidade de detonação (VOD);

• Densidade;

• Resistência à água;

• Tipo de explosivo;

• Pressão de detonação.

4.2.1. Energia Específica

Do ponto de vista de aplicação industrial, uma das propriedades mais importantes dos

explosivos é a energia disponível para quebrar a rocha. Esta energia pode ser dividida na

componente gerada pela onda de choque (fase dinâmica) e na componente ciada pelos gases em

expansão (fase quase-estática) (Bernardo, 2014).

30

A componente da onda de choque é produzida pela pressão da frente de detonação à medida

que esta avança ao longo da carga explosiva e passa para o maciço através das paredes do furo,

sendo a que primeiro contribui para a rotura do maciço rochoso. Esta componente está

intimamente ligada à densidade do explosivo e à sua velocidade de detonação, uma vez que são

proporcionais (Bernardo, 2014).

Os gases em expansão são outra componente energética, que se define como a energia a alta

pressão e temperatura existente após a passagem da onda de choque. A libertação desta energia

vai, igualmente, exercer uma elevada pressão nas paredes do furo já fraturado, originando o

deslocamento do maciço rochoso (Bernardo, 2014).

4.2.2. Velocidade de Detonação

A velocidade de detonação é a velocidade a que se propaga a reação química ao longo do

comprimento de uma carga explosiva e mede-se, geralmente, em metros por segundo (m/s) (Góis,

et al., 2011).

Existem diversos fatores que influenciam a velocidade de detonação da substância explosiva,

nomeadamente, a sua composição, densidade, da natureza do confinamento e do diâmetro da

carga. Com o aumento do diâmetro, aumenta também a velocidade de detonação, até que se atinge

um ponto de velocidade ideal. Os explosivos apresentam também um diâmetro crítico, que se

define como o diâmetro mínimo a partir do qual o processo de detonação se auto propaga

(Bernardo, 2014).

A velocidade de detonação dos explosivos comerciais varia entre os 2000 e os 7000 m/s. Tal

como foi dito anteriormente, todos os explosivos têm uma velocidade de detonação ideal, definida

como velocidade constante. Por norma quando mais elevada esta for, maior será o efeito de

impacto que o explosivo apresenta (Bernardo, 2014).

4.2.3. Densidade e Resistência à Água

A densidade de um explosivo, tal como a densidade de qualquer outro material, corresponde

à razão entre a massa de um determinado volume, comparativamente à da água. Normalmente, os

explosivos comerciais apresentam uma densidade entre 0.7 e 1.4.

A densidade de uma substância explosiva depende da granulometria dos seus componentes. A

variação desta afeta a velocidade de detonação, o diâmetro crítico e a capacidade de fragmentação

do explosivo.

Uma vez que a densidade dos explosivos se pode alterar consoante a forma como são

carregados, especialmente os explosivos granulados como é o caso do ANFO, esta é um fator

determinante para o desempenho dos mesmos.

31

A presença de água nos furos, algo que por vezes é inevitável, pode determinar a escolha de

um dado tipo de explosivos. Se estes tiverem uma densidade inferior a 1.0 não podem ser usados

pois iriam flutuar.

4.2.4. Pressão de Detonação

No momento de detonação de um explosivo é libertada, instantaneamente, uma intensa

pressão, na forma de onda de choque, que se propaga radialmente em relação ao eixo do furo.

Este parâmetro pode ser definido por uma das seguintes equações apresentadas por (Góis, et al.,

2011) e (Bernardo, 2014), respetivamente:

𝐏𝐃 = 𝟐. 𝟓 × 𝛒 × 𝐕𝐎𝐃𝟐 × 𝟏𝟎−𝟔 [Equação 1]

𝑃𝐷 – Pressão de detonação (kbar)

𝜌 – Densidade (g/cm3)

𝑉𝑂𝐷 – Velocidade de detonação (m/s)

𝐏𝐃 =𝛒 × 𝐕𝐎𝐃𝟐

𝟒⁄ [Equação 2]

𝑃𝐷 – Pressão de detonação (Pa)

𝜌 – Densidade (kg/m3)

𝑉𝑂𝐷 – Velocidade de detonação (m/s)

Para rochas mais duras é recomendado usar um explosivo com alta pressão de detonação,

enquanto que para rochas brandas se aconselha um explosivo com baixa pressão de detonação.

4.3. Seleção do Explosivo

Antigamente existia um número limitado de produtos explosivos e todos eles com

caraterísticas muito semelhantes entre si, para uso na indústria mineira. Atualmente, com a

crescente evolução dos produtos explosivos, evolução essa que está implicitamente ligada ao

crescimento tecnológico, existe uma diversidade tal de explosivos no mercado que é possível

combinar vários tipos no mesmo furo, variando assim as propriedades e os comportamentos ao

longo da coluna de carga explosiva de acordo com o desejado.

No momento de escolher qual explosivo usar para uma determinada rocha, muitas serão as

considerações que devem ser feitas, baseadas tanto nas propriedades que o maciço apresenta como

nas propriedades do explosivo a escolher, no sentido da sua aplicação ser a mais adequada.

Uma vez que existem diversos tipos de explosivos, é necessário fazer uma comparação entre

eles de forma a que a sua seleção, seja feita com base na sua eficiência para responder aos

objetivos pretendidos. Os explosivos são um fator que pode ser manipulado no dimensionamento

32

de um desmonte. Este pode definir a barreira entre o sucesso e o fracasso da operação. Os fatores

a considerar perante a escolha da substância explosiva adequada são os seguintes:

• Características do maciço rochoso;

• Resultados pretendidos;

• Fatores económicos;

• Condições existentes;

• Restrições.

O preço do explosivo é um parâmetro importante, sendo que se deve escolher o mais barato,

desde que este garanta a eficiência das operações de acordo com os resultados pretendidos e

cumpra as restrições aplicáveis do ponto de vista técnico e ambiental.

Do ponto de vista técnico, o explosivo mais adequado é o que apresenta uma impedância mais

próxima da impedância da rocha. Isto reduz a influência da interface que existe entre estas duas

estruturas, rentabilizando o máximo da energia do explosivo utilizado. A impedância de um

material é dada pelo produto da velocidade de detonação pela densidade.

A necessidade de proteger o meio ambiente por vezes sobrepõe-se às necessidades produtivas

delineadas para um desmonte. Este fator pode impedir a utilização de um determinado tipo de

explosivo, diminuído assim o leque de oferta existente. Segundo (Bernardo, 2014), apenas cerca

de 5 a 15% da energia libertada por uma detonação é efetivamente usada na fragmentação da

rocha, sobrando assim cerca de 85% de energia que é transferida para o meio circundante sob a

forma de calor, ruído e vibrações.

4.4. Sistemas de Iniciação

Os sistemas de iniciação, conhecidos como detonadores, têm como objetivo iniciar os

explosivos dentro do furo ou o multiplicador que desencadeia a detonação dentro do furo. A

escolha de cada tipo de detonadores será determinada pelas necessidades de sequenciamento,

características do meio ambiente e facilidade de conexão, entre outros fatores.

Estes sistemas de iniciação podem classificar-se: elétricos, não-elétricos e eletrónicos (Figura

25).

Os detonadores elétricos são, dos apresentados, os mais antigos, com a seu aparecimento a

acontecer no final do século XIX. Atualmente este tipo de detonadores está a cair em desuso,

sendo usados apenas como iniciadores de sistemas não-elétricos. Estes detonadores são ativados

por uma corrente elétrica para promover a detonação.

Os detonadores não-elétricos são, atualmente, a grande preferência do mercado (Bernardo,

2014). Os detonadores não-elétricos são caracterizados pelo fato de nenhum tipo de corrente

elétrica estar envolvida na sua iniciação. A parte explosiva é comum aos detonadores elétricos,

mas, em vez de uma ignição pirotécnica, a carga de retardo é iniciada por meio de uma onda de

choque de baixa energia que é transmitida através de um tubo de transmissão.

33

Os detonadores eletrónicos são a tecnologia mais recente neste mercado, com o seu

aparecimento a ocorrer já no século XXI. Estes detonadores funcionam apenas quando são

solicitados por um binómio: energia e informação, sendo a primeira baseada em energia elétrica

e a última baseada no número de série único de cada detonador ao qual é atribuída uma

temporização através de equipamentos específicos. Ao contrário dos sistemas anteriores, que são

apenas baseados na necessidade de energia para serem iniciados, este tipo de detonadores garante

mais segurança, garantindo que o detonador não se inicia espontaneamente (Bernardo, 2014).

A temporização dos detonadores eletrónicos é precisa. Estes podem ser programados com

incrementos tão baixos como 1 milissegundo. A garantia da temporização é dada por um chip que

armazena a informação atribuída. Ao contrário, todos os sistemas anteriores funcionam com base

em misturas pirotécnicas. Nos detonadores elétricos e não-elétricos, estas misturas são designadas

por “elementos de atraso” ou “pasta retardadora”. Verifica-se que tais misturas pirotécnicas não

são precisas, no que diz respeito à temporização que introduzem no sistema, devido às variações

que naturalmente ocorrem na velocidade de combustão destas misturas e às variações destas

velocidades entre detonadores da mesma pega, devido a fatores não controláveis.

Cumulativamente, tais variações introduzem desvios na temporização do desmonte que,

facilmente, podem facilmente atingir os 5%, nos sistemas de iniciação convencionais, quando os

detonadores eletrónicos já garantem uma precisão de aproximadamente 0,01% face à

temporização programada (Bernardo, 2014).

Note-se que os aparelhos de programação dos detonadores eletrónicos – logger – são

intrinsecamente seguros, pois trabalham abaixo das correntes mínimas de disparo, permitindo

interagir com o chip, ao ponto de recolher e confirmar a sua identificação única e recebendo

informação acerca da integridade da ligação, mas não possuindo a energia suficiente para o fazer

disparar (Bernardo, 2014).

Finalmente, há que salientar a possibilidade que estes sistemas eletrónicos trazem

relativamente à iniciação remota, quer a céu-aberto, quer em ambiente subterrâneo, o que permite

afastar o operador que promove o disparo para uma distância absolutamente segura (Bernardo,

2014).

Figura 25: Tipos de detonadores: elétrico (esquerda); não-elétrico (centro); eletrónico (direita).

Fonte: (Bernardo, 2014)

35

5. Análise Granulométrica

O principal objetivo do desmonte de rochas é atingir a fragmentação ideal. A classificação e a

distribuição granulométrica da pilha são componentes críticos no planeamento de qualquer

operação de desmonte. A fragmentação da rocha após o desmonte e a capacidade de a controlar

é um dos fatores mais importantes na minimização global dos custos de exploração. Resultado da

detonação, a granulometria do material quebrado vai afetar todas as operações posteriores,

incluindo a remoção e transporte do material e britagem, logo deve ser otimizado de forma a

diminuir esses custos (Figura 26).

Figura 26: Relação de custos e fragmentação obtida.

Fonte: (Floyd, 2000)

Existem diversos fatores que influenciam o grau de fragmentação do maciço desmontado

como:

• Estado de fraturação natural do maciço;

• Características geomecânicas do maciço rochoso;

• Diagrama de furação e carregamento de explosivos;

• Qualidade da furação (desvios);

• Dimensão do desmonte.

36

A fim de controlar e otimizar efetivamente o processo, é essencial que uma técnica rápida e

confiável para avaliar o grau de fragmentação seja adotada. Isso também é importante do ponto

de vista do projeto, onde vários tipos de explosivos e diagramas podem ser analisados com rapidez

e eficiência.

A avaliação confiável da fragmentação é um problema crítico e medidas rápidas e precisas da

distribuição de tamanho das partículas são essenciais, uma vez que pode ser usada para otimizar

todos os parâmetros de detonação e reduzir custos.

Existem vários métodos de medição de distribuição granulométrica que se enquadram em duas

grandes categorias: direto e indireto. A crivagem é um método direto e preciso de avaliação da

distribuição de tamanho de partículas e fragmentação. No entanto esse método é dispendioso,

demorado e inconveniente. Assim, métodos indiretos, que são métodos observacionais, empíricos

ou digitais, foram desenvolvidos. Os métodos de observação incluem a observação visual da pilha

imediatamente após a detonação. É amplamente utilizado por engenheiros para chegar a uma

aproximação. Em alguns modelos empíricos, como o modelo Kuz-Ram, etc., os parâmetros de

detonação são considerados para determinar a distribuição de tamanho da rocha detonada. Outra

técnica é o uso de programas de processamento de imagem que foram desenvolvidos e fazem uma

rápida e precisa avaliação de distribuição de fragmentação possível.

A medição da fragmentação de rochas usando técnicas de análise de imagens tornou-se um

campo de pesquisa ativo devido à sua utilidade. Esta tendência envolve um esforço para eliminar

a necessidade de análise por crivagem tradicional. A análise por crivagem pode ser usada para

examinar os resultados da análise de imagens devido a suas limitações. Entre essas limitações,

pequenas partículas representadas em imagens de rochas desmontadas têm sido um grande

obstáculo na determinação da distribuição do tamanho dos fragmentos por meio da análise de

imagens, especialmente em desmontes de grande escala. As pequenas partículas são geralmente

definidas apenas como finos.

Os softwares de análise de imagens não afetam o ciclo de produção e desmonte de material e

são a única ferramenta para avaliar os calibres de fragmentação do minério logo após o desmonte

ou em sistemas que se pretende uma análise continua. Estes programas informáticos realizam um

processamento de imagens digitais, estimando a delineação do contorno das partículas e realiza

uma análise estatística de forma a criar um histograma de distribuição de calibres e,

consequentemente, uma curva cumulante que carateriza a fragmentação do minério desmontado.

O software utilizado ao longo da elaboração desta dissertação foi o WipFrag. Este permite a

determinação das classes granulométricas do material quebrado e a obtenção da curva

granulométrica caraterizante do desmonte analisado para se obterem posteriores conclusões.

37

6. Enchimento

Neste capítulo são abordados aspetos teóricos e técnicos sobre enchimento de desmontes

subterrâneos, com maior enfoque sobre o enchimento com pasta (Pastefill). Este capítulo foi

desenvolvido, maioritariamente, tendo como base o livro “Handbook on Mine Fill” (2005) do

ACG (Australian Centre of Geomechanics) elaborado Yves Potvin, Ed Thomas e Andie Fourie.

Milhões de toneladas de minério são retiradas da crusta terrestre com o onjetivo de, no fim, se

extrair apenas uma pequena porção de metal com interesse económico nele contida, fazendo com

que haja uma grande quantidade de material excendentário. Além disso, a extração do minério

deixa como resultado grandes vazios que, em muitos casos, necessitam de ser cheios, de forma a

ser possível prosseguir com a extração de bancadas adjacentes e, futuramente, de níveis

superiores, bem como, muitas vezes, promover a estabilidade final do maciço explorado.

Assim, o enchimento dos vazios criados pela extração do minério assegura maior estabilidade

regional dos maciços, possibilita minimizar a diluição, garante uma superfície de trabalho para a

continuação da exploração, controla efeitos de subsidência e facilita escavações de jazigos

adjacentes. Além disso existem questões de estratégia e planeamento ambiental. É requerido que

no final da exploração estejam asseguradas boas condições de estabilidade da mina e usar os

rejeitados de forma a garantir essa exigência é uma estratégia mais benéfica para o ambiente

comparativamente à deposição da totalidade do material estéril em escombreiras e/ou barragens

de rejeitados.

Os rejeitados que possam ser aproveitados para enchimento são então preparados e

transportados por longas distâncias, até aos desmontes. Para facilidade de transporte, geralmente

são bombeados através de tubos e furos na forma de polpa. Na tentativa de descartar o máximo

possível de rejeitados, as minas tendem a aumentar a percentagem de sólidos até o valor máximo

possível, que atualmente é de 75 a 80% no caso de enchimentos com pasta e um pouco menos no

caso de enchimento hidráulico. Aqui, o conteúdo sólido é definido como a razão entre a massa de

sólidos e a massa total, expressa em percentagem. Aumentar o conteúdo sólido dificulta o fluxo

através do tubo, levando ao seu possível entupimento. Portanto, é necessário chegar ao conteúdo

38

sólido ideal que dará características de fluxo satisfatórias enquanto maximiza o descarte dos

rejeitados.

O material resultante de avanços em desenvolvimento, que é maioritariamente estéril, sendo

aproveitados para o enchimento, não necessita de ser transportado para a superfície, facilitando a

logística da extração de material para o exterior. Também os rejeitados das lavarias de

processamento e tratamento de minério podem ser reaproveitados para o enchimento, diminuindo

assim a sua deposição à superfície. Adicionalmente, o uso destes rejeitados permite estabilizar

fisicamente os maciços rochosos envolventes, prevenindo, em casos extremos, colapsos de

material para dentro das cavidades existentes que resultariam na interrupção da produção e

consequente perda de minério. O aumento da estabilidade do terreno aumenta a flexibilidade de

estratégias para a extração do minério, aumentando, deste modo, a sua recuperação.

Nos métodos de exploração com suporte artificial dos maciços encaixantes, o uso de

determinado tipo de enchimento como meio de suporte, as suas funções específicas e

requerimentos desejados estão intimamente ligados com os diferentes métodos de exploração

implementados e as suas estratégias de exploração.

À medida que a extração atinge níveis cada vez mais profundos, em geral, os vazios criados

pela extração do minério tornam-se menos estáveis, logo a dependência de um sistema de

enchimento é enfatizada. Naturalmente que haverá casos em que tal não acontece devido a um

aumento, em profundidade, da competência geomecânica dos maciços rochosos.

Uma das funções do enchimento em métodos artificialmente suportados é garantir estabilidade

regional dos maciços a longo prazo. A estabilidade dos volumes de escavações subterrâneas é

dependente de um conjunto de variáveis, tais como, condições geotécnicas do maciço, dimensões

das escavações e, naturalmente, do tempo. Assim sendo, escavações de maior dimensão que são

deixadas abertas indefinidamente têm um risco crescente de colapso com o avanço do tempo. Para

esta função o enchimento é responsável por ocupar o volume vazio que foi originado pela

escavação de forma a confinar o maciço envolvente.

Este aumento das forças de confinamento pode promover a estabilidade de duas maneiras.

Primeiramente, em maciços rochosos com presença de falhas ou fraturas, este confinamento

criado previne a o aumento da abertura das descontinuidades, tornando possível a mobilização do

atrito entre os dois planos associados a essas descontinuidades. Como resultado, a tensão de corte

do maciço rochoso é preservada. O enchimento também previne a dimensão da convergência do

maciço em direção ao vazio, melhorando a estabilidade geral desse mesmo maciço.

Dentro de determinadas condições, tanto relacionados com o maciço como relacionadas com

as operações, escavações menores que uma dimensão crítica, na teoria, permanecerão estáveis

durante os trabalhos de extração. Uma vez que é praticamente impossível realizar a extração de

um jazigo por completo (exceto em métodos como Block Caving), este pode ser dividido em

painéis, drifts e/ou bancadas e, assim, ser sequencialmente extraído e cheio. Esta sequenciação da

lavra permite que não se ultrapassem as dimensões críticas de estabilidade do maciço, sendo que

o enchimento também permitirá limitar a exposição dos hasteias e tetos dos desmontes. Para

39

sequências de extração que progridem em sentido ascendente, o enchimento acabará por ser o

piso de trabalho para operações de extração posteriores.

O uso de enchimento como meio de minimizar a exposição das escavações permite criar

sequências de extração mais flexíveis e mais produtivas, tendo em conta os teores de cada zona

do maciço mineralizado. Todo o jazigo pode ser dividido em painéis e posteriormente em

bancadas e, enquanto algumas dessas bancadas estão em fase de pré-produção (furação por

exemplo), outras podem estar em fase de produção, ou até mesmo em fase de pós-produção, que

corresponde à fase de enchimento. Esta prática é comum a todo o planeamento da atividade

mineira extrativa, sendo mesmo uma das estratégias mais seguida para garantir uma regularidade

das atividades subsequentes inerentes à produção, nomeadamente a da preparação e

concentrações dos minérios.

Uma consideração essencial relativamente ao material usado para o enchimento é a sua

capacidade de se auto portar em situações em que se encontra exposto, como por exemplo em

situações que assume funções de hasteal, para um vazio criado por desmontes adjacentes. Outra

questão que também deve ser considerada é a do tempo de cura do material usado para o

enchimento, uma vez que irá influenciar todo o ciclo de produção.

Em zonas de extração mais profundas, onde o estado de tensão in situ é maior, a sequência de

extração planeada apresenta-se como um dos pontos estratégicos de maior importância.

6.1. Tipos de Enchimento

Inicialmente, o enchimento artificial era utilizado, frequentemente, para preencher antigas

cavidades na iminência do encerramento de minas, de modo a prevenir quaisquer colapsos ou

danos futuros infligidos pela atividade mineira. Numa altura em que os preços dos metais são

relativamente elevados e a oferta não é muita, as explorações mineiras tendem a arranjar métodos

novos para otimizar os processos de extração e maximizar a quantidade de minério obtida, com

os menores custos económicos possíveis.

Como referido uma das práticas que se tornou usual em explorações em subterrâneo é a

utilização do enchimento artificial na recuperação de pilares rochosos antigos que suportavam as

cavidades, que contém minério com valor económico que justifica a sua extração, uma vez que a

galeria mineira se encontra estável, do ponto de vista estrutural, é possível proceder à extração do

material que constitui o pilar antigo. Assim, presentemente, o enchimento é também utilizado

quando a mina ainda se encontra a ser explorada, diminuindo os riscos e os impactes ambientais

associados e aumentando a produtividade.

É utilizado como um sistema de sustimento passivo, ou seja, depois do desmonte ser realizado

(havendo descompressão do maciço), ele é cheio com material que vai sofrer compressão devido

à contínua libertação de tensões do maciço envolvente, minimizando fenómenos de convergência

no maciço que possam vir a originar subsidência, permitindo a exploração contínua ao garantir o

acesso sequencial a novos desmontes e funcionando como uma plataforma de trabalho. Pode ser

40

executado de modo temporário ou definitivo, uma vez que o revestimento permanente supõe um

método mais seguro e estável, mas também mais rentável a nível da extração de minério. Contudo,

o enchimento pode ser objeto de ataques químicos nas superfícies de contacto com o maciço

encaixante, ou na sua superfície livre, pelo que podem ocorrer reações químicas do material com

o meio envolvente, sejam elas devidas à oxidação de sulfuretos, aos gases na atmosfera ou à

circulação de águas no interior do maciço.

O enchimento pode ser efetuado com diferentes técnicas e materiais, dependendo dos objetivos

a alcançar, do método de extração, das características do maciço rochoso e dos materiais

provenientes dos desmontes, entre outros. Ele pode ser aplicado dependendo do objetivo da

exploração e das diferentes geometrias da mesma, e adotando-se diferentes ciclos para o

enchimento - enchimento sucessivo, se a extração do minério está a ser executada no sentido

ascendente, descendente ou adjacente, ou ainda em sequências de extração, como no método por

desmonte e enchimento.

6.1.1. Enchimento com Pasta (Paste Fill)

O enchimento de pasta é composto por rejeitados finos. Tem baixo conteúdo de água, uma

percentagem de sólidos elevada (>80%) e é considerado um material não drenante usando a água

que vai na sua constituição para hidratar o cimento. O enchimento com pasta não cria exsudação

e quando existe tal fenómeno é mais correto classificar o enchimento como hidráulico de alta

densidade. Outra característica importante da pasta é o fluxo laminar. A pasta não segrega, nem

mesmo dentro das tubagens de transporte, inclusivamente quando o fluxo é interrompido por

várias horas. As pastas mostram comportamentos não Newtonianos e características de um fluido

plástico de Bingham (Potvin, Thomas, & Fourie, 2005). A presença de material fino é essencial

para manter as partículas grosseiras em suspensão e atingir teores de percentagens de sólidos

elevados. Além disso também atuam como agentes lubrificantes, reduzindo a fricção entre a pasta

e os tubos.

A pasta tem uma série de vantagens em comparação com outros tipos de enchimento. Tem o

conteúdo ideal de água para a hidratação do cimento, o que minimiza a quantidade de cimento

necessária para atingir a resistência alvo. A pasta cura geralmente mais rápido e não exerce

pressões tão elevadas nas portas de enchimento e o seu regime de transporte oferece um sistema

mais flexível para os enchimentos. Quanto às desvantagens, a reologia na pasta é mais difícil de

definir devido às maiores perdas de carga por metro de tubagem e tem um maior ângulo de

repouso quando colocado numa bancada devido à maior viscosidade. Geralmente o sistema de

transporte é mais caro que o sistema de transporte de outras opções de enchimento, contudo em

geral, os custos de operação são mais baratos (Potvin, Thomas, & Fourie, 2005).

Outra vantagem da aplicação da pasta é a redução da quantidade de água que sai dos

desmontes, uma vez que quase toda é utilizada para hidratar o cimento, ficando dentro do

desmonte. Isto permite que o material adquira uma melhor resistência e proporciona melhores

condições de higiene e segurança quando comparado com o enchimento hidráulico.

41

7. Mina de Neves Corvo

A mina de Neves-Corvo representa o maior e mais importante projeto da indústria mineira

nacional, destacando-se a nível mundial pela sua dimensão e inovação tecnológica, no que diz

respeito à sua conceção e operação.

Descoberto em 1977, este jazigo mineral de sulfuretos maciços é explorado pela empresa

SOMINCOR - Sociedade Mineira de Neves Corvo, fundada em 1980 e atualmente pertencente

ao grupo canadiano Lundin Mining Corporation.

A exploração do Complexo Mineiro de Neves-Corvo iniciou-se no final de 1988 com a

produção de concentrados de cobre e estanho, tendo a produção de estanho terminado em 2005

devido ao esgotamento das suas reservas. Em 2006 iniciou-se a produção de concentrados de

zinco com a consequente reconversão da lavaria de estanho em lavaria de zinco. Com o decorrer

da atual exploração, especialmente nos anos mais recentes e através de processos de prospeção

mais avançados, verificou-se que o recurso mineral é efetivamente maior do que o esperado,

permitindo agora um maior enfoque na exploração de cobre e de zinco (SOMINCOR, Projeto de

Execução da Expansão do Zinco - Lombador, 2017).

7.1. Enquadramento Geográfico

A mina de Neves-Corvo está localizada a aproximadamente 220 km a sudoeste da cidade de

Lisboa, na província do Alentejo no sul de Portugal. O Complexo Mineiro de Neves-Corvo situa-

se mais concretamente nos concelhos de Castro Verde e Almodôvar, respetivamente nas

freguesias de Santa Bárbara de Padrões e União das Freguesias de Almodôvar e Graça dos

Padrões. Esta área é limitada a norte pela povoação do Lombador e a sul pela povoação de

Semblana e ocupa parte das cartas militares 556, 557, 564 e 565 à escala 1/25.000, que compõem

a carta corográfica à escala 1/50.000 46-C (Batista, 2003).

42

7.2. Enquadramento Geológico

7.2.1. Faixa Piritosa Ibérica

A Faixa Piritosa Ibérica está localizada na zona sudoeste da Península Ibérica e compreende

grande parte do distrito de Beja e das províncias espanholas de Sevilha e Huelva.

A FPI constitui a principal fração da zona Sul Portuguesa, do segmento ibérico da cintura

Varisca. Localiza-se perto do contacto entre a zona de Ossa-Morena e a zona Sul-Portuguesa,

numa área geográfica com cerca de 300 Km de comprimento até próximo de Sevilha e 30 a 60

Km de largura. Existem várias minas onde, têm vindo a ser explorados, intensamente, os depósitos

maciços de sulfuretos, destacando-se pirites maciças associadas, em maior ou menor grau, a

sulfuretos de metais básicos.

A área correspondente à atual FPI fazia parte, durante o Devónico superior, de um mar

relativamente pouco profundo, algo semelhante ao atual Mar do Norte, com pelo menos 200 km

de largura. A partir do final do Devónico, a crusta continental, subjacente a este mar, começou a

sofrer distensão, o que provocou o aparecimento de falhas profundas, originando hosts

(elevações) e grabens (depressões). Ao longo destas falhas emergiram magmas de origem

mantélica e também, a fusão de materiais da crusta, o que veio a originar numerosos aparelhos

vulcânicos. As depressões formaram bacias no fundo do mar que foram sendo, sucessivamente,

preenchidos por sedimentos finos (predominantemente xistos negros) intercalados com os

produtos resultantes da atividade vulcânica (Batista, 2003).

Por volta do Viseano superior deu-se uma mudança nas condições geodinâmicas, tendo

passado de um regime de distensão para uma situação compressiva. Esta inversão tectónica

poderá ter sido induzida pela colisão entre as massas continentais da zona Sul Portuguesa, a sul,

e da zona Ossa Morena, a norte (Barriga, de Carvalho, & Ribeiro, 1997).

Daqui resultaram movimentos orogénicos que elevaram o fundo do mar, tendo provocado a

exposição aérea mais ou menos generalizada. Como consequência deu-se uma forte erosão das

terras emersas, cuja carga detrítica foi transportada para o fundo oceânico existente a sul, o que

veio a constituir os sedimentos do grupo do Flysch do Baixo Alentejo (Barriga, de Carvalho, &

Ribeiro, 1997).

Em resumo, a FPI consiste num domínio geológico constituído por rochas de origem vulcânica

e vulcano-sedimentar, de idades compreendidas entre o Devónico superior e o Carbónico (380 -

290 Ma), que forma uma cintura arqueada (300 km – 60 km) e se estende desde a zona a Oeste

de Sevilha, até à área Norte da zona Sul Portuguesa. Em ambos os extremos da FPI as rochas

paleozoicas estão cobertas por sedimentos, constituindo o soco das bacias terciárias de

Guadalquivir (Espanha) e Sado (Portugal). Em consequência dos fenómenos geológicos que

ocorreram na zona, a FPI acolhe alguns dos maiores depósitos maciços de sulfuretos de origem

vulcânica do mundo, cerca de 90, associados ao Complexo Vulcano-Silicioso, com idade

compreendida entre o Fameniano superior e o Viseano superior, o que lhe confere um estatuto de

província metalogenética de classe mundial (Matos & Martins, 2006).

43

Figura 27: Mapa geológico da Zona Sul Portuguesa com os principais jazigos.

Fonte: (Oliveira, et al., 2014)

44

A Faixa Piritosa Ibérica encontra-se subdividida em várias unidades tectonoestratigráficas

sendo, da mais antiga para a mais recente (Oliveira & Oliveira, 1996):

• O grupo Filito-Quartzítico é composto por uma sequência sedimentar

predominante, constituída por filitos, siltitos, quartzitos e quatzograuvaques e

aflora, principalmente, no interior de anticlinais. Todas as serras existentes entre

a mina de S. Domingos e Aljustrel, com exceção da serra Branca, estão

suportadas por rochas desta unidade.

• O complexo Vulcano-Sedimentar cobre, em conformidade, o Grupo Filito-

Quartzítico e consiste numa sequência vulcano-sedimentar, com rochas

vulcânicas félsicas, intermédias e máficas e sedimentos, como xistos negros,

xistos siliciosos, jaspes e chertes. A secção vulcânica bimodal é economicamente

importante devido a ser nestas unidades que se encontram os depósitos maciços

de sulfuretos polimetálicos, assim como as numerosas ocorrências de manganês.

• O grupo Flysch recobre, em conformidade, o Complexo Vulcano-Silicioso e não

é mais do que uma unidade muito espalhada na zona oriental da Faixa Piritosa

Ibérica. Neste grupo denota-se a alteração de vulcanismo para sedimentação,

associada ao colapso da bacia. As correlações entre as fácies vulcânica e

sedimentar sugerem que o vulcanismo migrou de sudoeste para nordeste,

enquanto que a subsidência da bacia se desenvolveu de nordeste para sudoeste.

As megaestruturas da faixa piritosa formam extensos anticlinais, cuja orientação

roda lentamente de W-E em Espanha para NW-SW em Portugal. As dobras

maiores são acompanhadas de dobras secundárias de todas as dimensões e

mergulhos variáveis, mas, sempre associadas a estas dobras, encontram-se as

falhas de cavalgamento. As estruturas anticlinais e sinclinais variam de dobras

apertadas a abertas, direitas, assimétricas, tombadas e são acompanhadas de

xistosidade de plano axial, bem desenvolvida. Estas dobras constituem as

estruturas dominantes da FPI.

7.2.2. Geologia e Mineralogia Local

A notável descoberta em 1977, do jazigo de Neves-Corvo, foi desde o início marcada pelo

conteúdo metálico das suas mineralizações, em especial os teores anormalmente elevados em

estanho, cobre e zinco e pela dimensão do vasto recurso geológico apresentado.

Foi neste enquadramento que se desenvolveram os programas de reconhecimento e avaliação

das sete massas mineralizadas que compõem o jazigo (Figura 28), nomeadamente Neves, Corvo,

Graça, Zambujal e Lombador durante o período que antecedeu a entrada em produção em finais

de 1988, e que hoje prossegue num esforço contínuo de aprofundar o modelo de distribuição

metálica e racional aproveitamento. Atualmente existem mais duas massas de minério

conhecidas, Semblana e Monte Branco.

45

Figura 28: Vista tridimensional dos jazigos da Mina de Neves-Corvo.

As massas mineralizadas (Figura 28), nomeadamente a Graça, Neves, Corvo, Zambujal,

Lombador, Semblana e Monte Branco, ocupam uma área, à exceção da Semblana, de cerca 9 km2

e estão compreendidas entre os 250 e os 1200 m de profundidade. Os nomes atribuídos a estas

massas são provenientes de aldeias existentes ao redor do couto mineiro.

A área do jazigo de Neves-Corvo é definida do ponto de vista geológico por um conjunto

formacional diferenciado que se desenvolve desde o Devónico Superior ao Carbónico Inferior,

segundo três grupos ou sequências geológicas principais, a partir da base (Carvalho & Ferreira):

• Grupo Filito-Quartzítico;

• Grupo Vulcano-Sedimentar;

• Grupo Flysch.

As massas mineralizadas conhecidas até ao momento possuem uma forma lenticular com

sulfuretos maciços polimetálicos de mineralogia composta por pirite, calcopirite, esfalerite,

galena, estanite, e até óxidos, de onde sobressai a cassiterite. Os minerais mencionados são apenas

os principais constituintes da paragénese dos sulfuretos, já que esta revela uma composição

complexa e muito variada.

A paragénese mencionada é responsável pela procura nos elementos metálicos em Neves-

Corvo, especialmente os principais como o Cu, Sn e Zn e os valorizantes (Pb e Ag), existindo

ainda os elementos penalizantes como o As, Sb, Hg e Bi.

Existem dois principais tipos de mineralização em Neves-Corvo: maciça, fissural. A

mineralização do tipo maciça constitui a maior parte do jazigo de Neves-Corvo. A mineralogia

apresenta uma granulometria fina e é composta essencialmente por pirite, esfalerite, calcopirite e

galena. Quando os teores são baixos estamos perante maciço estéril e a sua extração não é

economicamente viável devido aos baixos teores e aos elevados custos de produção (Costa, 2017).

Nos dias de hoje, as frentes que são rentáveis possuem teores de cobre superiores a 1%, mas,

nos primeiros anos da mina, existiram frentes de produção com teores de cobre acimas dos 20%,

o que faz de Neves-Corvo um caso único no mundo devido ao teor elevadíssimo de cobre.

46

A mineralização do tipo fissural localiza-se, em alguns locais, abaixo dos sulfuretos maciços

e é considerada como do tipo stockwork. Consiste numa rede de filonetes de sulfuretos com ou

sem ganga, hospedados numa matriz vulcânica ou de xistos negros. A pirite, a calcopirite, a

esfalerite e a cassiterite são os minerais predominantes nos veios quando estes se tratam de

sulfuretos, enquanto que, nos veios de ganga, os minerais predominantes são a pirite, o quartzo,

os carbonatos e a clorite (Costa, 2017).

7.3. Estrutura Atual da Mina de Neves-Corvo

O acesso à mina de Neves-Corvo para pessoal e equipamento é garantido por uma rampa

principal, chamada de Rampa de Castro. Esta rampa liga a superfície, que está a uma cota de

referência de 1200m até à cota 700. Existem também uma rampa secundária, de idêntica secção,

que dá acesso a partir da rampa principal, desde a cota 910 aproximadamente, ao jazigo de Neves,

e à extensão inferior da massa do Corvo (Corvo Inferior), denominada Rampa de Neves. Todas

as bolsas de minério conhecidas possuem rampas de acesso em espiral e que incluem os respetivos

acessos aos painéis de exploração. As principais rampas estão mencionadas na seguinte tabela

(Tabela 1).

Tabela 1: Localização das principais rampas de acesso na mina de Neves-Corvo.

A estrutura da mina compreende também dois níveis de rolagem, onde estão situadas as duas

estações de britagem. Nestes níveis encontram-se as bases das chaminés de minério que provém

dos desmontes. O acesso do minério e do escombro proveniente da mina às infraestruturas de

apoio à superfície é realizado por um poço principal – poço de Santa Bárbara (Figura 29).

47

Figura 29: Vista aérea do complexo mineiro com as principais infraestruturas identificadas.

O processamento do minério envolve um ciclo de produção que é composto por um conjunto

de operações, como por exemplo furação, carregamento, disparo, remoção, saneamento e

sustimento. Após um desmonte ter atingido as dimensões previstas é executado o enchimento do

mesmo, de modo a que o vazio fique novamente ocupado.

Das várias etapas do ciclo de produção destacam-se as seguintes (SOMINCOR, Projeto de

Execução da Expansão do Zinco - Lombador, 2017):

• O minério vindo dos desmontes é transportado por pás carregadoras que o

descarregam em chaminés de minério situadas a muro do jazigo. A partir da base

destas chaminés, situadas no nível de rolagem, o minério é transportado para as

britagens primárias existentes nesse nível, às cotas 700 e 550.

• Depois de britado o minério é depositado em silos, antes da sua extração para a

superfície. A flexibilidade proporcionada pelos silos é bastante importante para o

manuseamento e tratamento em separado dos diferentes tipos de minério

produzidos atualmente.

• Uma vez colocado nos silos o minério é extraído pelo poço de Santa Bárbara

através de dois skips de extração com uma capacidade de 17,5 Ton.

• Os minérios de cobre (MC e MH) e de zinco (MZ), provenientes do fundo da

mina, britados a granulometrias menores que 200 mm, são depositados no parque

de minérios.

• O minério explorado no couto mineiro é em seguida processado nas lavarias do

cobre e do zinco, sendo o concentrado final carregado diretamente para

contentores ou armazenado em pilha.

• O rejeitado resultante dos processos aí desenvolvidos é enviado para deposição

na Instalação de Resíduos do Cerro do Lobo ou, alternativamente, e sempre que

a mina tenha capacidade, os rejeitados são ciclonados, sendo o espessado enviado

para a unidade de pastefill (unidade de produção de enchimento para as zonas

desmontadas da mina).

48

Figura 30: Ciclo Produtivo no Complexo Mineiro de Neves-Corvo.

Fonte: (SOMINCOR, Projeto de Execução da Expansão do Zinco - Lombador, 2017)

Atualmente a mina é ventilada através de dezanove chaminés principais de ventilação (CPV),

sendo onze chaminés principais de entrada de ar (CPV1, CPV3, CPV6, CPV9, CPV12, CPV14,

CPV15, CPV16, CPV18, CPV20, CPV22) e oito chaminés principais de exaustão (CPV2, CPV4,

CPV5, CPV8, CPV11, CPV17, CPV19, CPV21). As chaminés principais de entrada de ar foram

desenvolvidas entre locais próximos das rampas dos jazigos de minério e a superfície. As

chaminés CPV7, CPV10 e CPV13 encontram-se desativadas em definitivo.

O circuito de ventilação de Neves-Corvo foi concebido de modo a incluir quatro circuitos de

ventilação primários, extraindo cada um deles o ar de um setor ou de um jazigo, com uma ou mais

chaminés de ventilação de exaustão. A infraestrutura principal de entrada de ar na mina

compreende a rampa principal de acesso à mina, o poço de Santa Bárbara e diversas chaminés

principais de ventilação de entrada de ar. A exaustão de cada área é efetuada por uma série de

aberturas de ar de retorno localizadas acima da área de exploração mineira e ligadas umas às

outras por meio de diversas chaminés secundárias.

As chaminés principais de exaustão foram desenvolvidas entre os coletores localizados acima

das áreas de exploração e a superfície. Das áreas de exploração foram desenvolvidas chaminés de

exaustão para os coletores. A ventilação principal é complementada nas galerias de

desenvolvimento e nos desmontes com ventiladores secundários e mangas de ventilação.

49

8. Caraterização do Ciclo de

Produção do Método Up-Hole & Fill

Neste capítulo pretende-se realizar uma caraterização das atividades do ciclo de produção

acompanhadas ao longo do estágio realizado na Mina de Neves-Corvo e que já foram

teoricamente introduzidas nos capítulos anteriores. Essas operações são, portanto, a perfuração, o

carregamento com explosivos, uma análise granulométrica e o enchimento final. São também

descritos ao longo deste capítulo os métodos aplicados e os instrumentos utilizados para a recolha

de dados e de informação relevante para a elaboração desta dissertação.

O ciclo produtivo, não só do método Up-Hole & Fill, mas também dos restantes métodos de

exploração, apresenta cinco etapas principais, sendo que a essas juntam-se mais cinco etapas

concomitantes. No entanto, é importante referir que essas operações consideradas como auxiliares

ao longo deste trabalho não apresentam menor importância que as restantes, sendo necessária e

exigida eficiência em todas elas. Assim, as cinco operações consideradas como principais são as

descritas na figura 31.

50

Figura 31: Etapas principais do ciclo produtivo de desmonte.

A topografia foi considerada como a primeira etapa de todo o ciclo de produção deste método

de desmonte aplicado na mina de Neves-Corvo. Esta é responsável por fazer os levantamentos

das galerias de acesso à bancada, galerias essas onde são realizadas as operações de perfuração,

carregamento de explosivos e remoção. Estes levantamentos, tridimensionais, são posteriormente

analisados e trabalhados pelo Departamento da Mecânica das Rochas para que seja feita a

elaboração dos planos de furação e de carregamento de explosivos. Uma vez realizados os planos,

a equipa da topografia entra novamente em foco, com a função de fazer as marcações dos furos

da slot e do seu alargamento no teto e dos offsets das fiadas em leque. Estas marcações facilitam

o posicionamento do Jumbo no momento de iniciar a furação.

Uma vez concluídas as marcações necessárias, pode-se dar início à furação. Esta inicia com a

furação da slot, que compreende a furação dos furos do alargamento e, de seguida, a furação dos

leques em retirada.

Tal como na furação, o carregamento dos explosivos na bancada segue a mesma sequência.

Primeiro a slot, em segundo lugar o alargamento e por último os leques. Por vezes, o alargamento

pode ser carregado e disparado em conjunto com a slot. Os leques são disparados em conjuntos

de 3, sendo que podem existir exceções e serem disparadas mais fiadas. Neste método, devido à

furação ser ascendente, o carregamento do explosivo é mecanizado.

A remoção do material quebrado é feita após realizados os disparos. O material é carregado

por pá carregadora até pontos de carregamento ou até chaminés de minério que encaminham o

material diretamente até aos níveis da rolagem/britagem. A retirada da rocha desmontada é feita

remotamente, uma vez que é proibido um operador estar numa zona sem sustimento, garantindo

assim a sua segurança.

Terminado o desmonte de toda a bancada esta é entregue ao Departamento do Enchimento de

Fundo. Aqui, toma-se a decisão do tipo de enchimento e a quantificação do volume de vazio que

é necessário encher. No caso de o desmonte não possuir a galeria de acesso superior, existe

também a planificação dos furos de enchimento e de respiro que são necessários realizar para

efetuar esta operação. Uma vez realizados os furos, a topografia faz o seu levantamento para se

verificar se estes cumprem as especificações pretendidas.

Como apoio às operações brevemente descritas anteriormente, existe também um conjunto de

operações que são necessárias para a concretização do desmonte da bancada.

51

A ventilação tem um papel importante no ciclo produtivo. É sempre necessária ventilação

adequada numa frente de trabalho para que os operadores consigam exercer a sua competência da

forma mais eficiente possível. A ventilação é responsável também pela exaustão dos gases tóxicos

gerados pelos disparos dos explosivos.

O saneamento corresponde à operação de remover qualquer rocha que esteja na iminência de

cair e que possa pôr em risco a segurança dos operadores que irão realizar trabalhos futuros. Esta

operação tem também um papel fundamental na operação de furação, uma vez que um hasteal ou

teto corretamente saneado minimiza o risco de problemas durante o emboquilhamento do furo e

diminui a magnitude dos desvios existentes durante a furação.

Após realizado o saneamento da galeria é aplicado o sustimento definido pelo Departamento

da Mecânica das Rochas. Este inclui vários tipos: parafusos swellex, parafusos de resina, cabos e

betão projetado. O sistema de suporte por cabos na mina Neves Corvo é utilizado como reforço

do maciço rochoso e é aplicado em situações mais críticas, onde os vãos se apresentam maiores,

como nos alargamentos, cruzamentos de galerias e galerias de acesso ao desmonte. Como

sustimento primário aplicam-se os parafusos swellex, nas frentes de produção, e parafusos de

resina em zonas de desenvolvimento e infraestrutura da mina. A escolha destes sustimentos é feita

com base em características como a resistência às condições de desgaste impostas pelo maciço e

a duração de suporte, sendo os parafusos resina mais resistentes e duradouros que os swellex.

Devido à sua elevada resistência e pouca ductilidade, observou-se que os cabos são aplicados em

zonas superiores das galerias, de maneira a prevenir danos nos veículos e equipamentos que se

deslocam no interior da mina. Deste modo, na maioria dos casos, são aplicados parafusos swellex

visto serem mais flexíveis (Gabriel, 2012).

A drenagem das águas subterrâneas existentes na mina é um processo constante. Para tal,

existem bombas colocadas em locais estratégicos que reencaminham a água para galerias

existentes nas rampas de acesso – albraques. A água existente em cada albraque é bombeada

constantemente para o albraque no nível superior até ser possível trazê-la para a superfície. Nas

frentes de produção são colocadas bombas de menor capacidade que efetuam a extração da água

originada principalmente pelos trabalhos de produção, como por exemplo a água libertada durante

a limpeza na furação.

A colocação de cabos elétricos e tubagem para o fornecimento de água é outra operação de

apoio às operações que compõem o ciclo produtivo. A instalação destes cabos, bem como a

montagem de um quadro de frente, é que permitem que as máquinas funcionem, uma vez que

estas apenas usam o motor diesel para se deslocarem e para trabalho possuem um motor elétrico.

A água é essencial sobretudo para os trabalhos de perfuração, pois é usada como fluído de limpeza

do furo.

8.1. Perfuração

8.1.1. Equipamentos e Acessórios de Perfuração

8.1.1.1. Jumbo

52

Na mina de Neves-Corvo existem três jumbos de furação longa para a execução da furação de

bancadas. Estes três equipamentos da marca sueca Sandvik, modelo DL421 são capazes de

realizar furação automática (Figura 32).

Figura 32: Jumbo Sandvik DL421.

Fonte: (Sandvik, 2018)

As fontes de energia destes jumbos são um motor a diesel para se deslocarem e um motor

electro-hidráulico para o sistema de perfuração. As cabines possuem os sistemas de segurança

ROPS e FOPS e nela encontram-se todos os comandos e mostradores necessários para a

realização da perfuração.

O avanço do martelo, a rotação, a percussão, o modo de limpeza, os movimentos da coluna de

perfuração, da cassete e das garras são todos controlados com os joysticks existentes na consola

do jumbo. Existe um ecrã que disponibiliza informação sobre os ângulos de rotação e inclinação

da coluna, do número de metros furados, da velocidade de penetração, das pressões de limpeza,

de rotação, entre outras. Além disso, também permite visualizar os planos de furação. A partir da

consola é possível definir os parâmetros e instruções para que o jumbo possa operar

autonomamente.

O braço do jumbo permite realizar perfuração a 360º, minimizando a necessidade de

movimentar o equipamento para a realização da furação. A rotação do braço do jumbo é definida

entre 0º e 360º, sendo que a posição 0º é na posição horizontal e com o bit direcionado para a

esquerda do equipamento (Figura 33).

Figura 33: Representação da rotação 360º da coluna de perfuração.

90º

180º

270º

0º

360º

53

Além de permitir rotação, a coluna também admite inclinação para a frente e para trás (em

direção à cabine), com os ângulos de 53º e 22º respetivamente (Figura 34). Na furação das fiadas

em leque a inclinação é constante e igual a 0º, o que significa que o braço se encontra sempre na

vertical, permitindo apenas movimentos de rotação.

Figura 34: Dimensões do equipamento e ângulos de rotação e inclinação da coluna de perfuração.

Fonte: (Sandvik, 2018)

Na coluna de perfuração existe uma cassete para o armazenamento das varas enquanto estas

não se encontram em uso. A cassete possui capacidade para 30 varas, mas não é recomendada a

colocação de um número tão significativo devido ao peso que estas criam na coluna.

8.1.1.2. Aço de Perfuração

O bit atualmente utilizado para a execução da perfuração em bancada é da marca Sandvik de

89 mm. Este é um bit de botões (oito botões na bordadura e seis no centro) e possui duas saídas

de 15 mm para o fluído de limpeza (Figura 35).

Figura 35: Caraterísticas técnicas do bit utilizado na perfuração.

Fonte: (Sandvik)

As varas utilizadas na perfuração de produção em bancada na mina de Neves-Corvo são,

igualmente, da marca Sandvik. O modelo é o representado na figura 36. Como se pode observar,

estas possuem um comprimento pouco superior a 1.80 m e um diâmetro de 76 mm, ou seja, menor

que o diâmetro do bit, de forma a permitir a passagem dos detritos da furação.

54

Figura 36: Caraterísticas técnicas das varas de perfuração utilizadas.

Fonte: (Sandvik)

8.1.2. Ciclo de Perfuração

A etapa de perfuração é ela própria um ciclo de operações que se encontra inserido no ciclo

de produção geral. O ciclo de perfuração pode ser então definido pelas seguintes etapas (Figura

37) e é precedido pela deslocação do equipamento e pelo seu posicionamento:

Figura 37: Ciclo de atividades de perfuração.

O posicionamento do equipamento não faz parte diretamente do ciclo indicado na figura

anterior pela simples razão de ser um procedimento único executado à priori do início da

perfuração. O operador, para executar a furação dos leques ascendentes, começa por alinhar o

jumbo com as marcações feitas nos hasteais pela topografia para que o varrimento a 360º da

coluna coincida com a localização planeada dos furos. As marcações nos hasteais são

denominadas por offsets. Para esse alinhamento ser bem conseguido, o operador tem o auxílio de

dois lasers colocados nas laterais do jumbo e que incidem nos hasteais (Figura 38).

55

Figura 38: Alinhamento do jumbo com os offsets.

Fonte: (SOMINCOR, Documento Interno, 2018)

Uma vez que os dois feixes laser estejam corretamente alinhados com as marcações, a coluna

de perfuração encontra-se no local correto para a execução da perfuração, sendo que

posteriormente ainda será necessário alinhá-la em relação ao eixo da galeria de acordo com o

designado no plano de furação (Figura 39). A distância entre os offsets e as respetivas fiadas é de

1.40 metros.

Figura 39: Alinhamento do jumbo com o eixo da galeria.


Com o alinhamento do jumbo concluído, o operador deve agora colocar a coluna de perfuração

alinhada com a marcação do eixo da galeria marcado no teto. Este alinhamento consiste na

colocação da coluna num ponto chamado “ponto pivot”. Este ponto é um ponto standard para

qualquer furação em leque na mina de Neves-Corvo com os equipamentos atuais e é,

naturalmente, definido por duas coordenadas: a primeira, horizontal, é o eixo da galeria, e a

segunda, vertical, são 2.20 metros de altura. Estes 2.20 metros de altura da coluna estão assim

definidos pois permitem o melhor aproveitamento da função de transladação (também

denominada por pêndulo) que a coluna apresenta. O pêndulo é definido pela capacidade da coluna

se deslocar lateralmente com o equipamento fixo. Com os 2.20 m definidos o pêndulo máximo

que o jumbo apresenta é de 1.5 m para a esquerda e para a direita, ou seja, com o jumbo fixo é

possível fazer furos, verticais, separados até 3 metros no máximo.

Existem algumas situações em que a galeria onde é realizada a furação é mais larga do que os

5 metros planeados à partida e, de maneira a ser possível o braço do jumbo conseguir percorrer

todo o seu contorno para a realização dos furos, é necessário usar dois ou até três pontos de rotação

para a realização de determinados furos, aproveitando assim a vantagem do efeito de pêndulo que

o equipamento apresenta.

56

8.1.3. Metodologia de Aquisição de Dados da Atividade de

Perfuração

A recolha de dados relativos ao ciclo de perfuração incidiu principalmente na etapa de furação

das fiadas em leque. Foram também acompanhadas furações de slots, uma vez que a furação

destas é uma etapa crítica para o bom desmonte da restante bancada, mas nestas ocasiões apenas

foi feito o acompanhamento, bem como uma reflexão crítica dos trabalhos observados, que será

exposta mais adiante no capítulo 8.

Assim, os dados recolhidos diretamente durante o acompanhamento da operação de perfuração

foram os seguintes:

• Tempo de alinhamento;

• Tempo de furação (inclui o emboquilhamento e os acoplamentos das varas);

• Tempo de desacoplamento das varas;

• Tempo de paragem (se aplicável);

• Comprimento furado.

O tempo de alinhamento consiste no tempo que o equipamento demora a colocar o braço na

posição correta para iniciar a furação. Esta contagem é iniciada no momento que o braço do jumbo

inicia a sua movimentação e termina no instante que o bit de perfuração entra em contacto com o

maciço rochoso.

O tempo de furação começa a ser contabilizado no instante que o bit, já encostado na rocha,

sofre o efeito de percussão provocado pelo martelo e termina quando o jumbo dá o furo por

terminado e inicia o desacoplamento das varas. A este tempo é subtraído o tempo total em que a

máquina, automaticamente, acopla varas para continuar a perfuração, sendo também calculado da

seguinte forma:

𝐭𝐚𝐜𝐨𝐩 𝐭𝐨𝐭𝐚𝐥 =𝐜𝐨𝐦𝐩 𝐟𝐮𝐫𝐨

𝐜𝐨𝐦𝐩 𝐯𝐚𝐫𝐚∗ 𝐭 𝐚𝐜𝐨𝐩 𝐯𝐚𝐫𝐚 [Equação 3]

sendo 𝑡𝑎𝑐𝑜𝑝 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 o tempo total de acoplamentos na furação completa de um furo, 𝑐𝑜𝑚𝑝 𝑓𝑢𝑟𝑜

𝑐𝑜𝑚𝑝 𝑣𝑎𝑟𝑎 a

razão entre o comprimento do furo e o comprimento de cada vara que nos indica o número de

varas necessárias para a realização do furo e 𝑡 𝑎𝑐𝑜𝑝 𝑣𝑎𝑟𝑎 o tempo médio de acoplamento de uma

vara. Para cada jumbo (JF-054, JF-055 e JF-056) foram recolhidos 25 tempos de acoplamento de

uma só vara, com o intuito de calcular o tempo médio de cada acoplamento para cada máquina

(Anexo I). Os tempos médios calculados encontram-se na tabela abaixo (Tabela 2).

Tabela 2: Tempo médio de acoplamento de uma vara para cada jumbo.

JF-054 JF-055 JF-056

Média (s) 51 43 48

57

O tempo de desacoplamento, como o próprio nome refere, é o tempo que a máquina leva a

retirar e guardar na cassete todas as varas usadas na realização do furo. Naturalmente, este inicia-

se quando o jumbo atinge o comprimento previsto e termina quando o bit sai do interior do furo

e o braço inicia um novo posicionamento. Incluído neste tempo está o tempo que o equipamento

demora a colocar uma nova vara para prosseguir a furação.

O comprimento real do furo é recolhido num dos ecrãs presente no jumbo, uma vez que estes

equipamentos possuem um sistema MWD (Measure While Drilling) ou seja, fazem a leitura e o

registo do comprimento real perfurado, entre outros parâmetros.

Após a recolha direta dos dados procedeu-se à sua análise. No caso do comprimento real do

furo fez-se a comparação com o comprimento planeado, sendo que quando o comprimento real

não coincide com o comprimento teórico são procuradas razões para que tal tenha acontecido.

Uma vez que na mina de Neves-Corvo cada diagrama de furação é específico para cada

bancada, não é possível apresentar resultados para um diagrama padrão. Assim, os resultados

enunciados serão valores médios de todos os dados recolhidos, sendo assim possível determinar

a taxa de penetração em metros por unidade de tempo e a velocidade de desacoplamento.

Os tempos foram recolhidos com recurso a um telemóvel que permite ter acesso a uma

aplicação “Relógio” e a folhas de cálculo Excel. Desta forma, é possível registar na folha de

cálculo a hora de início e fim de cada operação e, fazendo a subtração das horas registadas,

calcular o tempo que esta demorou. Em algumas ocasiões apenas foram registadas as horas de

início, uma vez que o fim de uma etapa corresponde ao início da etapa seguinte.

8.1.4. Resultados Obtidos

Inicialmente, são apresentados resultados globais dos dados recolhidos durante os períodos de

acompanhamento da etapa de furação de bancadas ascendentes. Uma vez que na mina cada

diagrama de furação é especialmente desenvolvido para cada desmonte, não existe um diagrama

com variáveis padrão, logo os resultados não podem ser apresentados em medidas temporais. De

forma a contornar esta situação, foi calculado o peso de cada etapa da operação de furação em

função do tempo total de observação e as velocidades médias de furação, furação efetiva (não

inclui acoplamentos de varas) e desacoplamentos.

No gráfico 1 encontra-se uma média de tempo consumido por cada etapa em função do tempo

total observado. A partir da interpretação do gráfico, verifica-se que o jumbo, por turno, passa

aproximadamente 53% do tempo total de operação a furar, sendo que desses 53%, apenas 35%

correspondem a furação efetiva e 18% correspondem ao tempo que o equipamento necessita para

acoplar varas na coluna de furação.

O tempo de movimentos do jumbo e alinhamento da coluna de furação com um novo furo

consome aproximadamente 13% do tempo de operação, de acordo com os dados recolhidos.

Depois de realizada a furação, o equipamento retira as varas do interior do furo, introduzindo-as

na cassete uma a uma. A esta etapa de desacoplamento está associada 21% do tempo total.

58

Finalmente, o tempo contabilizado por paragens corresponde a 13%. Este é um valor alto tendo

em conta que se se considerar um tempo total de operação de 6h por turno, o tempo de paragem

é superior a 45 minutos.

Gráfico 1: Resumo da distribuição de operações durante o acompanhamento da atividade de furação.

Os motivos que levam à paragem da furação são diversos e são indicados de seguida:

• Engenheiro ou supervisor no local;

• Más condições da frente de trabalho (ex. pressão de água, ventilação, etc.);

• Manutenção diária;

• Avarias mecânicas;

• Avarias elétricas;

• Troca de bit e/ou varas.

A percentagem de ocorrência de cada motivo de paragem e a sua duração em relação ao total

contabilizado de paragens encontram-se representadas nos gráficos 2 e 3.

Gráfico 2: Percentagem de ocorrência de cada motivo de paragem.

0%

5%

10%

15%

20%

25%

30%

avariaelétrica

avariamecânica

cimertex supervisão trocar bit condições dabancada

4%

17% 17%

29%

25%

8%

% de ocorrência de paragens

59

As paragens mais recorrentes devem-se à chegada de engenheiros ou supervisores ao local

para verificação da furação, seguidas pelas paragens para troca de bits. Durante o tempo de

recolha de dados desta atividade, as avarias mecânicas (ex.: compressor e/ou martelo) foram mais

recorrentes que as avarias a nível de sistema elétrico (Gráfico 2).

Gráfico 3: Percentagem do tempo médio de cada paragem em relação ao total.

A maior duração de paragem por más condições da frente devem-se a uma situação em que o

jumbo esteve parado durante aproximadamente 1 h e 45 m por existir um problema na tubaria de

fornecimento de água que causava perda de pressão durante a limpeza do furo (Gráfico 3).

Com a recolha dos tempos de furação, de desacoplamento e do registo do comprimento furado,

é possível calcular as velocidades médias para essas operações. No total foram observados 118

furos com a seguinte distribuição por jumbo.

Tabela 3: Número de dados recolhidos na operação de furação (não inclui paragens nem acoplamentos).

Com os tempos correspondentes ao número de dados acima apresentados, foi possível criar

relações destes com os comprimentos de furação registados. Dessa forma, obtêm-se gráficos de

distâncias por tempos, ou seja, velocidades de execução de cada operação. Nos gráficos 4, 5 e 6

estão representadas distribuições de velocidade de perfuração, velocidade de perfuração efetiva e

velocidade de desacoplamento para os três jumbos. Os tempos de alinhamento não foram

analisados, uma vez que não existe relação entre estes e o comprimento de furação.

0%

5%

10%

15%

20%

25%

30%

35%

40%

avariaelétrica

avariamecânica

cimertex supervisão trocar bit condições dabancada

22%

12% 13%

8%7%

37%

00:30:52

00:17:30 00:18:32

00:11:4400:09:16

00:52:30

duração média das paragens

60

Gráfico 4: Velocidade de perfuração média dos três jumbos.

A partir da análise do gráfico 4 pode-se observar a velocidade de perfuração, com os tempos

despendidos em acoplamentos de varas incluídos. Os dados recolhidos indicam que os três

equipamentos apresentaram uma velocidade média de 0,65 m/min (1,1 cm/s) durante o período

de observação. Também é possível observar que os dados apresentam boa correlação entre eles.

Na obtenção da equação de regressão dos dados recolhidos foi necessário “obrigar” a reta a

intersetar o gráfico na origem, uma vez que no limite, zero metros demoram zero segundos a

serem furados. Esta metodologia foi repetida para os gráficos seguintes.

Gráfico 5: Velocidade de perfuração efetiva média dos três jumbos.

Uma vez recolhidos os tempos totais de furação e os tempos de acoplamento médio para cada

equipamento, foi possível calcular uma estimativa de velocidade de perfuração efetiva, ou seja,

apenas quando existe percussão (Gráfico 5). A partir dos dados existentes, a velocidade de

perfuração efetiva é de 0,89 m/min (1,5 cm/s). Aqui, os dados apresentam menor correlação. Isto

deve-se ao efeito da unifromização dos tempos de acoplamento estarem uniformizados para todos

os furos, pois estes tempos são na realidade variáveis e dependem principalmente da maior ou

menor dificuldade que o encabadouro tem em desenroscar-se da última vara introduzida, de forma

a vir abaixo acoplar uma nova vara.

61

Gráfico 6: Velocidade de desacoplamento média dos três jumbos.

No gráfico 6 estão apresentados os pontos definidos por profundidade do furo e o tempo de

desacoplamento das varas. De acordo com os dados analisados, a etapa de desacoplamento tem

uma velocidade de execução média de 1,6 m/min (2,7 cm/s). Sabendo que uma vara tem

aproximadamente 1,8 metros, pode-se afirmar que o desacoplamento é caraterizado pela retirada

de uma vara por minuto. Também estes tempos são um pouco aleatórios, uma vez que dependem

da presa existente entre as ligações macho-fêmea das roscas das varas. Geralmente, quando estas

se encontram demasiado apertadas, o jumbo induz percussão produzida pelo martelo (sem

rotação) de forma a que as roscas fiquem mais libertas, facilitando o seu desacoplamento. Em

caso de dificuldade extrema em desacoplar as varas, o operador assume os controlos do

equipamento e induz uma percussão mais intensa até que estas apresentem uma folga suficiente

para o desacoplamento prosseguir automaticamente.

Os tempos de alinhamento foram registados de duas formas diferentes. Quando aplicável, após

a conclusão da furação de uma fiada, era registado o tempo de alinhamento do jumbo com a fiada

seguinte. Porém, este acontecimento só foi observado por três vezes com um tempo médio de

aproximadamente 21 minutos (tabela 4).

Tabela 4: Tempos de alinhamento com deslocação entre fiadas.

Após a conclusão de um furo e do desacoplamento das varas, o jumbo alinha automaticamente

a coluna de perfuração com a direção do próximo furo. Esses tempos de movimento da coluna de

perfuração foram registados para todos os furos observados e resultaram num tempo médio de

alinhamento de quase três minutos (Tabela 5).

62

Tabela 5: Tempos médios de alinhamento de furos no mesmo leque.

Relembrando a sequência de furação, em que a posição início da furação do leque é com o bit

a apontar para o lado esquerdo, os tempos de alinhamento são superiores quando o braço tem de

fazer a rotação entre o último e, geralmente, os dois primeiros furos do leque (Figura 40).

Figura 40: Representação do movimento mais longo de alinhamento durante a furação de um leque.

63

8.2. Carregamento de Explosivos e Detonação

8.2.1. Equipamentos, Explosivos e Detonadores Empregues

Nos desmontes em bancada, a energia necessária para que se promova a rotura da rocha não é

constante em toda a sua altura. A energia gerada pela detonação do explosivo deve ser superior à

resistência da rocha ao longo de toda a bancada, especialmente onde a rocha se encontra mais

confinada (Jimeno, 2003). Isto significa que se devem escolher substâncias explosivas de

densidade e velocidade de detonação elevada para as cargas de fundo, uma vez que o objetivo

destas é desmontar a zona do maciço mais confinada e iniciar a detonação da carga de coluna.

Substâncias explosivas de densidade e velocidade de detonação baixa devem ser as selecionadas

para a cargas de coluna, uma vez que são responsáveis apenas pelo prolongamento das fraturas

iniciadas e deslocamento da rocha.

Apresentam-se de seguida as vantagens do uso de explosivos diferenciados (Jimeno, 2003):

• O rendimento de perfuração aumenta como consequência de um esquema mais

amplo, e de um menor comprimento de subfuração;

• Melhora a rotura da zona mais confinada, favorecendo a recuperação de minério

e as operações de carga;

• Baixa o consumo específico do explosivo graças ao seu melhor aproveitamento;

• Diminui os custos de perfuração e desmonte

De forma a desmontar o minério, os furos são carregados com explosivos. A coluna de

explosivo é composta por um primer escorvado com um detonador eletrónico como carga de

fundo e por emulsão a granel como carga de coluna. As caraterísticas das duas substâncias

explosivas encontram-se nas tabelas 6 e 7.

Tabela 6: Caraterísticas do Subtek™ Eclipse™.

Subtek™ Eclipse™

Densidade (g/cm3) 1.20 ± 0.03

Diâmetro mínimo do furo (mm) 38

Comprimento máximo de

carregamento (m) 50

VOD caraterístico (km/s) 3.0 – 6.2

Força relativa em peso – RWS

(%) 101

Força relativa em volume –

RBS (%) 151

Produção de CO2 (kg/t) 241

Fonte: (Ficha Técnica Subtek™ Eclipse™,

2018)

Tabela 7: Caraterísticas do Pentex™ 500.

Pentex™ 500

Diâmetro do cartucho (mm) 52

Comprimento do cartucho (mm) 187

Massa do cartucho (g) 480

Densidade (g/cm3) 1.5 ± 0.1

VOD caraterística (m/s) > 6500

Energia de detonação (MJ/kg) 4850

Força relativa em peso – RWS

(%) 172

Força relativa em volume – RBS

(%) 322

Produção de CO2 (kg/t) 770

Fonte: (Ficha Técnica Pentex™, 2018)

64

Uma vez que o carregamento é ascendente, é usado um equipamento de carregamento

mecanizado e, neste caso, semiautomático, para o carregamento da emulsão explosiva. O

equipamento é classificado como semiautomático, uma vez que o carregamento da coluna de

emulsão é efetuado automaticamente, mediante as instruções inseridas no sistema de controlo da

máquina, mas os movimentos do braço do equipamento são controlados manualmente por um

operador qualificado (Figura 41).

Figura 41: Máquina de carregamento de explosivo ascendente (à esquerda) e consola de movimentos e

controlo (à direita).

Todos os detonadores utilizados em carregamentos ascendentes são eletrónicos. Como já foi

referido anteriormente, a temporização dos detonadores eletrónicos é precisa, podendo ser

programados com incrementos tão baixos como 1 milissegundo e a cada detonador é atribuída

uma temporização através de equipamentos específicos de programação, chamados loggers.

Importante é também a possibilidade de estes sistemas eletrónicos se iniciarem remotamente.

8.2.2. Ciclo de Carregamento de Explosivos

A operação de carregamento de explosivo pode ser entendida da mesma forma que a operação

de perfuração pois, tal como esta, possui um conjunto de etapas que agrupadas formam um ciclo

elementar e que, posteriormente, se insere num ciclo mais abrangente e constituído pelas restantes

operações.

O ciclo de carregamento de explosivo é mais sensível a fatores externos do que a atividade de

perfuração. Enquanto esta depende maioritariamente do estado em que se encontra a bancada

(drenagem, cabos e tubos, saneamento, …) e da condição do respetivo equipamento e acessórios

(bits, varas, …), o carregamento do explosivo depende, não só das condições previamente

mencionadas, como também da rapidez (ou demora) na entrega das substâncias explosivas por

parte dos operadores responsáveis por essa tarefa.

Antes de se dar início à operação de carregamento, a plataforma de carregamento deve ser

instalada de modo a garantir que se efetue o mínimo de deslocações do equipamento, sendo que

o posicionamento do mesmo deverá idealmente ter alcance para o carregamento de duas fiadas

completas.

65

O ciclo de carregamento de explosivos encontra-se descrito na figura seguinte (Figura 42):

Figura 42: Ciclo simplificado da operação de carregamento de explosivos.

Acessoriamente às atividades mencionadas na figura acima, existem também movimentos que

o braço necessita de fazer para a introdução da carga de fundo no furo e de seguida para o

tamponamento. Previamente ao carregamento propriamente dito, é necessária a montagem e

preparação da carga de fundo. Para tal, é colocada a cápsula do detonador eletrónico no interior

do primer e a este são acopladas uma cabeça cónica e uma base antirretorno (Figura 43). Estas

peças plásticas têm a função de facilitar a penetração da carga de fundo no furo e de permitir a

permanência desta no topo, respetivamente. Importante referir que o detonador deve apontar na

direção da coluna de explosivo de forma a que a onda de choque se propague nessa direção.

Figura 43: Primer escorvado com detonador eletrónico e com peça antirretorno colocada.

O primer é levado até ao fim do furo com o auxílio da mangueira do equipamento de

carregamento e, uma vez lá posicionado, dá-se início ao bombeamento de emulsão para preencher

o restante do furo com explosivo. À medida que é introduzida emulsão ao longo do furo, a

mangueira vai sendo recolhida automaticamente, de forma a que a emulsão seja introduzida

homogeneamente, e assim, não existam espaços vazios na coluna de explosivo. Após carregado

o furo com a quantidade de explosivo indicada no plano, efetua-se o tamponamento. Este é

realizado com peças plásticas moldadas em forma de para-quedas, que têm como principal função

a retenção da emulsão no interior do furo.

Todo este mecanismo de carregamento com emulsão é automatizado. A primeira etapa de levar

a carga de fundo até ao topo do furo é realizada manualmente pelo operador. Este leva a

mangueira, com o primer na ponta, até atingir a profundidade máxima indicada em plano ou, caso

66

o furo esteja entupido, até à profundidade máxima possível. Quando é atingida a profundidade

máxima, inserem-se as seguintes instruções no sistema de controlo de carregamento:

• Profundidade teórica;

• Profundidade real;

• Diâmetro do furo;

• Tamponamento teórico;

• Tamponamento real.

Com esta informação, o equipamento procede ao carregamento automático do furo, sabendo

que deve efetuar carregamento na distância que resulta da subtração da profundidade real e do

tamponamento desejado. Estando também corretamente inserido o diâmetro do furo, o

equipamento realiza a contagem do somatório da massa de explosivo a ser carregada, permitindo

saber o total de explosivo gasto e a quantidade de explosivo por furo ou por metro linear de

carregamento.

No momento de efetuar o tamponamento, o operador deve observar o ecrã do painel de

controlo do equipamento para saber quando chega à profundidade desejada para a colocação da

peça responsável por reter a emulsão.

Uma vez concluído o carregamento dos furos com explosivo, procede-se à conexão e

programação dos detonadores seguindo a temporização indicada no plano de carregamento e à

ligação da máquina de disparo à rede rádio para que seja possível realizar a detonação desde a

superfície (Figura 44).

Figura 44: Carregamento mecanizado (à esquerda), temporização dos detonadores eletrónicos (no

centro) e ligação da máquina de disparo (à direita).

8.2.3. Metodologia de Aquisição de Dados da Atividade de

Carregamento de Explosivos

A recolha de dados relativos à atividade de carregamento de explosivos, ao contrário do ciclo

de perfuração, não foi temporal. A razão para não ser adotada a mesma metodologia é o facto de

ser um processo mais irregular e geralmente com dois operadores a realizarem diferentes tarefas,

como por exemplo preparar as cargas de fundo enquanto alguns furos já estão a ser carregados.

67

Assim, os dados recolhidos diretamente durante o acompanhamento da operação de perfuração

foram os seguintes:

• Identificação da fiada e do furo;

• Comprimento real do furo (vs. comprimento teórico);

• Tamponamento real (vs. tamponamento teórico);

• Tamponamento prático (distância a que é colocada a peça de tamponamento);

• Carga de coluna (em metros e em kg).

O tamponamento real e o tamponamento prático aparentam ser medidas bastante parecidas, no

entanto, a primeira corresponde à distância tamponamento que é instruída à máquina, fazendo

com que esta pare de encher o furo de emulsão quando a mangueira atinge essa posição. O

tamponamento prático por sua vez é a medida da distância entre a boca do furo e a profundidade

a que foi aplicado o tampão. Acontece muitas vezes a distância de tamponamento ser bem

inserida, de acordo com o plano, mas posteriormente o tampão não é empurrado até essa

profundidade, que resulta na existência de um volume de ar entre a emulsão e o tampão.

Uma vez que os furos são ascendentes, pode acontecer a situação em que a emulsão vai

escorregando pelo furo até ficar retida na peça tampão, fazendo com que, no topo do furo, a

quantidade de emulsão seja inferior ao projetado, podendo isso ter repercussões na recuperação

do minério presente naquela zona (Figura 45) ou, na pior das hipóteses, a emulsão ao escorregar

pelo furo deixa de estar em contacto com a carga de fundo, podendo não haver a ativação da

coluna de explosivo.

Figura 45: Corte de bancada ascendente com perda de minério no teto.



Neste subcapítulo faz-se uma apresentação dos dados obtidos durante o período de

acompanhamento da operação de carregamento de explosivos em bancadas ascendentes. Com

base nos dados recolhidos, foi realizado um estudo estatístico e uma análise crítica da operação.

O tratamento dos dados foi efetuado com recurso ao Excel, tendo sido utilizadas ferramentas de

construção de gráficos e de análise estatística.

Durante o acompanhamento desta etapa do ciclo de produção, foram recolhidos diretamente

2250 dados reais que possibilitaram a comparação com 1852 dados teóricos (Tabela 8). Assim,

68

de acordo com a tabela, nos turnos de carregamento de explosivos acompanhados existiam, no

total, 463 furos de produção, sendo que na realidade foram carregados e observados 459. Esta

diferença de 4 furos existe devido a furos bloqueados onde não foi possível efetuar o seu

carregamento, sendo que um deles se encontrava bloqueado por um parafuso de sustimento e os

restantes três estavam entupidos devido a disparos anteriores ou devido à atividade de remoção.

Tabela 8: Quantidade de dados teóricos existentes e dados reais recolhidos.

Relativamente ao tamponamento dos furos, como já foi mencionado previamente, na realidade

são recolhidas duas medidas – real e prática – daí a existência de uma quantidade superior de

dados. No total foram registados 459 medidas de tamponamento real e 414 medidas de

tamponamento prático. Assim, devido a esta diferença, é possível perceber que existem furos por

tamponar (com o uso da peça de retenção).

Tabela 9: Tabela resumo da operação de carregamento de explosivos.

Na tabela 9 é possível observar os valores que resumem todos os turnos de carregamento de

explosivos acompanhados, bem como uma comparação inicial dos valores recolhidos com os

69

valores teóricos. Os valores foram agrupados de acordo com o tipo de medidas definidas

anteriormente no subcapítulo da metodologia de aquisição de dados – comprimento do furo,

tamponamento, carga de coluna (em metros e em quilogramas). Posteriormente, foi calculada a

razão de carga que consiste na razão entre massa de emulsão por metros de emulsão que permite

visualizar se está a ser consumido mais explosivo que o planeado, e saber se isso acontece em

furos de menor ou maior comprimento.

No entanto, antes de se analisar os consumos de explosivo e a eficiência do tamponamento, é

feita uma análise relativamente ao comprimento real do furo. O gráfico 7 permite ver o desvio

existente entre os comprimentos reais e teóricos dos furos.

É possível reparar que é nos furos de menor comprimento que existe maior quantidade de

desvios, mas é nos furos mais compridos que os desvios têm maior amplitude.

Gráfico 7: Comparação entre comprimento real e comprimento teórico.

De forma a visualizar se este problema tem mais repercussões nos furos menores ou maiores,

o gráfico 8 mostra o desvio entre o comprimento real e teórico do furo para cada furo, em função

do seu comprimento teórico.

Gráfico 8: Desvio entre comprimento real e comprimento teórico.

70

Verifica-se que em furos mais pequenos, geralmente nos hasteais, os desvios ocorrem com

mais frequência. Tal acontece, devido ao entupimento de parte do comprimento destes furos, uma

vez que estes se encontram localizados nos hasteais e em zonas próximas do piso de trabalhos.

Nos furos de maior comprimento também existem entupimentos, mas por razões diferentes como

por exemplo, por descompressão das paredes do furo caso este esteja aberto há demasiado tempo,

falhas geológicas no terreno ou entupimentos com pedras do furo muitas vezes originados pelas

vibrações de trabalhos que ocorrem nos pisos superiores ou adjacentes. No entanto, são escassos

os entupimentos em furos de maior comprimento, uma vez que estes apresentam direção

maioritariamente vertical e sub-vertical.

No gráfico 9 é possível visualizar a distribuição da razão de carga teórica e real.

Gráfico 9: Distribuição da razão de carga teórica (à esquerda) e real (à direita) por comprimento do furo.

Esta também pode ser obtida segundo a seguinte equação:

𝐑𝐂 = 𝛑∗ 𝐃𝟐∗𝛒𝐞𝐱𝐩

𝟒∗ 𝟏𝟎𝟑 [Equação 4]

onde, D é o diâmetro do furo em mm e ρexp é a densidade do explosivo em kg/dm3.

Gráfico 10: Quantidade de explosivo teórica (à esquerda) e real (à direita) por metro carregado.

A partir da análise do gráfico 9, imediatamente se verifica que, na realidade, a distribuição é

muito dispersa, principalmente nos furos de menor profundidade onde a média de explosivo

consumido por metro linear de emulsão é ligeiramente superior (Gráfico10).

71

A razão do consumo de explosivo mais alto que o planeado depende de cada situação

específica. Nos furos localizados no início e no fim do leque, ou seja, realizados na zona mais

próxima do chão, existe uma maior probabilidade de existirem entupimentos. O facto de o furo

ser tão curto leva a que alguns operadores efetuem o carregamento manualmente, em vez de

introduzirem os valores no painel de controlo do equipamento. Uma vez que a máquina tem

calibrado o número de ciclos de bombagem de emulsão e a velocidade de retorno da mangueira

consoante a distância a carregar, o facto destes furos serem carregados de forma manual leva a

que no mesmo comprimento exista mais explosivo do que a quantidade supostamente carregada

de forma semiautomática. Isso faz com que, num furo que na prática é mais curto do que o teórico,

exista praticamente a mesma quantidade de explosivo que a quantidade planeada.

Em furos de maior comprimento, o maior consumo de explosivo é originado pela queda de

alguma emulsão do furo. Uma vez que estes furos são maioritariamente sub-verticais, a

probabilidade de o explosivo cair é maior. Isto não deveria acontecer, uma vez que a emulsão

aplicada é particularmente desenvolvida para furos ascendentes, graças à sua elevada viscosidade.

No entanto, em furos com maior humidade, a emulsão não adere tão bem às paredes do furo e

acaba por escorregar. Devido à queda de emulsão, por vezes recarrega-se parte do furo com mais

explosivo, fazendo com que o consumo de emulsão no furo aumente.

Após o carregamento do furo com a emulsão, procede-se ao seu tamponamento. Para este

estudo tomaram-se duas medidas de tamponamento por furo, como já foi explicado. A primeira

medida é o comprimento não carregado do furo (tamponamento real) e a segunda medida é a

distância a que foi colocado o tampão (tamponamento prático). Na teoria, estas medidas deviam

ter o mesmo valor que o tamponamento teórico. Os gráficos 11 e 12 permitem comparar

respetivamente, o desvio existente entre o tamponamento real com a medida de tamponamento

planeada, em função do comprimento do furo e as medidas de tamponamento real e prático.

Gráfico 11: Desvio entre tamponamento real e tamponamento teórico em função do comprimento do furo.

É possível notar que os desvios existentes são pontuais, ou seja, os operadores cumprem com

as medidas de tamponamento teóricas. Estas apenas não são cumpridas quando realmente existe

essa impossibilidade. O caso mais comum é existirem furos entupidos e o comprimento real do

72

furo é menor que o tamponamento calculado com base na profundidade teórica. Esta justificação

é apoiada pela visualização do gráfico, onde se vê que é em furos mais pequenos (próximos do

piso) que existe mais densidade de valores anómalos de tamponamento real.

Gráfico 12: Desvio entre tamponamento prático e tamponamento real em função do comprimento do furo.

No gráfico 12, é possível observar a comparação entre os valores reais de tamponamento e a

profundidade a que foi colocada a peça responsável por tamponar o furo e reter a emulsão. No

gráfico está representada também uma linha central de desvio igual a 0%. A partir da análise do

gráfico imediatamente se chega à conclusão de que a peça raramente é colocada à profundidade

devida.

É importante agora interpretar esta informação de acordo com as funções desempenhadas pelo

tampão colocado. Primeiramente, do ponto de vista de retenção de emulsão no interior do furo, a

análise deve incidir maioritariamente nos furos de maior comprimento, devido à sua maior

verticalidade e maior probabilidade de queda da emulsão. O resultado da colocação da peça

abaixo da profundidade desejada já foi explicado no subcapítulo 8.2.3, onde se descreve a

metodologia utilizada para a recolha dos dados e as razões que a motivaram.

Se se analisar esta comparação do ponto de vista de tamponamento para retenção de gases de

detonação, esta análise incide mais nos furos de menor comprimento (furos nos hasteais com

direção normalmente sub-horizontais ou sub-vertical descendente), uma vez que estes não são

efetivamente tamponados – desvio negativo de 100% (Gráfico 12).

8.3. Análise Granulométrica

8.3.1. Metodologia Adotada

Numa tentativa de perceber a influência dos parâmetros do diagrama de fogo na granulometria

do material, foi realizado um estudo granulométrico do material quebrado nos desmontes. Esta

73

análise incidiu apenas numa bancada, tomando como plausível assumir que as caraterísticas

geológicas e geomecânicas da rocha são constantes ao longo de todo o seu comprimento.

A bancada escolhida para a realização deste estudo está inserida no jazigo do Zambujal e tem

a particularidade de se dividir em dois tramos, esquerdo e direito, tendo uma extensão total de 84

metros (Figura 46). Outro detalhe importante é o facto de o lado direito ser um desmonte

secundário e o lado esquerdo ser um desmonte primário, ou seja, a parte direita apresenta, além

das fraturas geológicas, fraturas induzidas pelos desmontes adjacentes.

Figura 46: Levantamento topográfico 2D (em planta) da bancada Z720B103.


A estratégia adotada para este estudo é baseada na análise e na obtenção de curvas

granulométricas através de imagens da pilha de minério. Assim, à medida que foram sendo

efetuados os vários disparos da bancada foram tiradas fotografias das pilhas resultantes. De

seguida, estas fotografias foram analisadas com um software destinado a este tipo de análise

(WipFrag) de forma a se obterem curvas granulométricas médias dos diferentes disparos.

Após a aquisição das imagens, a análise da fragmentação proveniente do desmonte é realizada

em cinco etapas:

1. Abertura das imagens pelo programa;

2. Determinação da escala das imagens;

3. Delineação das imagens;

4. Edição manual da delineação para minimizar os erros;

5. Análise da granulometria de cada imagem e do desmonte.

As imagens são analisadas de modo automático e manual. Para minimizar o tempo gasto pelo

programa, a delineação automática procura diminuir o número de fragmentos delineados,

74

enquanto que a edição manual evita grande parte dos erros cometidos pela delineação automática

como fragmentos subdivididos e edição das superfícies ocupadas por finos.

Para minimizar os erros, foram realizados os dois processos em simultâneo, automático e

manual. Primeiramente, a delineação automática e posteriormente edição delineação anterior, de

forma a corrigir fragmentos subdivididos e superfícies ocupadas por finos, através das ferramentas

do próprio programa.

Na delineação é necessário que as partículas estejam totalmente rodeadas por uma linha pois,

por qualquer interrupção desta, o programa calculará os dois fragmentos como apenas um.

Durante delineação pode haver materiais sobrepostos e desta forma algumas partículas podem ser

diminuídas ou até mesmo divididas. Em algumas imagens, dependendo do tamanho das partículas

finas, existirá um calibre a partir do qual a resolução da imagem não permitirá diferenciar os

fragmentos, sendo assim estimada uma quantidade de finos que dependerá principalmente das

condições em que foi tirada a fotografia (resolução, luz, distância à pilha, ângulo da câmara, etc.).


Uma vez concluída a análise das fotografias das pilhas de minério com o auxílio do software

tem-se como resultado final um gráfico em que estão representadas diversas informações. Neste

é possível observar uma curva cumulante representativa do material analisado, um histograma de

classes, a indicação da percentagem de material passante para uma escala de calibres e os calibres

correspondentes ao D01, D20, D50, D80, D99. Estes calibres são o calibre de corte para a

respetiva percentagem de material passante (1, 20, 50, 80, 99 %).

Inicialmente procedeu-se à análise dos disparos para a abertura da slot e do seu alargamento

(Figura 47 e 48). Estes disparos são planeados à partida com um consumo especifico de explosivo

mais alto para promover uma boa quebra e saída do material, uma vez que é um disparo em que

a único espaço livre existente para a saída da rocha é o volume criado pelos furos largos da

caldeira.

Figura 47: Curva granulométrica do disparo de slot e alargamento de slot na bancada Z720A103_E.

75

Figura 48: Curva granulométrica do disparo de slot e alargamento de slot na bancada Z720A103_D.

Pela comparação das duas curvas granulométricas é possível observar que não existem grandes

diferenças nas duas pilhas de minério. A curva granulométrica representativa do disparo da parte

direita da bancada (Figura 48) apresenta uma percentagem de finos um pouco maior do que o

disparo da slot do lado esquerdo (Figura 47). Esta diferença, apesar de ser muito pouco acentuada,

pode ser justificada com o facto de o lado direito da bancada ser um desmonte secundário e o lado

esquerdo ser um desmonte primário, como já foi referido previamente. Espera-se assim que a

mesma diferença se note também nos restantes disparos.

Nos seguintes gráficos estão representadas as curvas granulométricas médias de todos os

disparos efetuados em cada troço da bancada. Estas curvas são resultado de uma fusão de um

conjunto de imagens recolhidas ao longo dos vários disparos em leque.

Figura 49: Curva granulométrica média dos disparos em leque na bancada Z720A103_E.

76

Figura 50: Curva granulométrica média dos disparos em leque na bancada Z720A103_D.

Comparativamente com as curvas granulométricas resultantes dos disparos da slot, os disparos

seguintes (disparos em leque) apresentam granulometrias maiores e distribuições menos

uniformes. Entre o disparo da slot e os disparos em leque é possível observar que os calibres da

pilha de minério são praticamente o dobro em termos de dimensão.

No entanto, tal como na comparação entre os dois disparos das slots, voltam a não existir

grandes diferenças nas duas pilhas de minério, sendo que as diferenças residuais observadas

podem ser mais uma vez explicadas pela existência de fraturas induzidas por disparos adjacentes

na parte direita da bancada.

Em conclusão, através dos resultados acima, é possível afirmar que o explosivo teve

praticamente o mesmo comportamento em ambos os lados da bancada, uma vez que as diferenças

das curvas granulométricas analisadas são residuais, sendo que estas são originadas pela

existência de fraturas induzidas por desmontes primários existentes à direita do acesso à bancada.

8.4. Enchimento

O enchimento com pasta é a técnica de enchimento mais recente. O principal objetivo da sua

implementação na SOMINCOR é reduzir os custos do enchimento hidráulico, uma vez que

permite eliminar o consumo de areia e os custos associados ao seu transporte (Gráfico 13). No

entanto, para além desta vantagem, o enchimento com pasta permite melhorar os custos da gestão

de deposição de resíduos e reduzir os custos de reabilitação no fim da vida na mina. A utilização

de rejeitados para a produção de pasta permite que estes não sejam totalmente enviados para a

barragem do Cerro do Lobo, permitindo um melhor aproveitamento do reservatório de rejeitados

já existente.

77

Gráfico 13: Produção de enchimento utilizado na Mina de Neves-Corvo entre 1990 e 2018.


A pasta atualmente produzida para enchimento dos desmontes na mina de Neves-Corvo

consiste numa mistura homogénea composta por uma percentagem entre 95 e 97,5% de rejeitados

e uma percentagem de cimento entre 2,5 e 5%. Os rejeitados, provenientes das lavarias de cobre

e zinco, passam por um processo de separação por ciclonagem cujo overflow tem uma

granulometria inferior a 20 µm e chega à central de pastefill com uma percentagem de sólidos de

cerca de 60%. Para além dos rejeitados e do cimento, é ainda adicionada água para que a pasta

adquira consistência mínima necessária para fluir nas linhas de tubos de enchimento e uma

quantidade de aditivo (depende das condições do desmonte e da distância que a pasta tem de

percorrer na rede de enchimento) que permite não só uma melhor fluidez da pasta como também

que a mesma adquira valores de resistência mais elevados, diminuído o tempo de cura.

8.4.1. Procedimento de Enchimento de Bancadas Ascendentes

Como já foi referido anteriormente na descrição do método de desmonte ascendente, uma vez

terminada a extração de todo o minério da bancada, esta está disponível para enchimento. Nestes

desmontes ascendentes, em que apenas existe a galeria inferior, o enchimento requer um método

operacional diferente, sendo efetuado através de furos de enchimento.

Esta estratégia aplicada consiste na realização de um furo que intersete o desmonte já

explorado e que sirva para encaminhar a pasta de enchimento para o seu interior através de tubos.

Com a aplicação desta metodologia, são necessários também furos de respiro, para que o ar possa

escapar à medida que enchimento entra no desmonte. O objetivo é realizar estes furos de forma a

atingir a zona mais alta do teto ou do hasteal do desmonte, dependendo de caso para caso. Isto vai

garantir que o volume fica completamente preenchido até cima (tightfill). Caso os furos não

tenham intersetado a zona mais alta do desmonte, ao realizar-se o enchimento, a pasta não vai

entrar em contato com o teto, significando que podem vir a existir problemas de instabilidade

global do maciço rochoso, principalmente na zona superior, devido à descompressão do terreno.

O planeamento dos furos de enchimento e de respiro deve ser realizado caso a caso ainda antes

do início da produção no desmonte. Após terminada a produção, este planeamento deve ser revisto

tendo como base informação recolhida no terreno e o modelo 3D do desmonte. Após realizada a

furação, é feito um levantamento topográfico dos respetivos furos (ver anexo IV). Caso os furos

78

satisfaçam as condições planeadas, devem ser entubados de forma a garantir um enchimento mais

eficaz e aumentar a probabilidade de tightfill do desmonte. Todos os furos deverão ser realizados

com 200 mm de diâmetro, exatamente para garantir que se conseguem colocar tubos de 6

polegadas (152 mm) de diâmetro.

Na galeria de acesso ao desmonte é construída uma estrutura de retenção de betão com a

finalidade de impedir que o material de enchimento escape do volume previamente desmontado.

Esta tem de possuir características tais que lhe permita reter todo o enchimento no interior do

desmonte.

79

9. Discussão e Conclusões

Com base na caraterização, nas observações e resultados apresentados no capítulo anterior

serão analisadas, numa primeira fase, algumas alterações de otimização implementadas durante o

período de estágio e serão apresentadas novas possibilidades de otimização e respetiva discussão.

Em seguida, encontram-se as conclusões desta dissertação e, por fim, são apresentadas propostas

de estudos futuros.

9.1. Propostas de Melhoria

Neste subcapítulo faz-se uma apresentação das alterações efetuadas ao longo da duração do

estágio que tiveram como objetivo proporcionar uma melhoria nas operações observadas. Além

dessa apresentação, é referida a justificação que deu aso a tais alterações e uma análise crítica do

antes e depois. Juntamente, são também apresentadas mais algumas propostas de melhoria que,

na opinião do autor, merecem ser testadas em ambiente prático, de forma a aferir a sua viabilidade

operacional.

9.1.1. Alteração do Diagrama da Slot

Inicialmente, a furação da slot seguia um diagrama standard existente na empresa, de 1 m2,

composto por 5 furos alargados a 200 mm e 4 furos de 89 mm, sendo que estes últimos seriam os

carregados com explosivo. Os furos de 200 mm eram primeiramente realizados com 89

milímetros de diâmetro, seguindo-se um alargamento a 115 mm, 170 mm e finalmente 200 mm,

criando o diâmetro final (Figura 51).

80

Figura 51: Diagrama de furação da slot antiga.

No entanto, ao longo do período inicial do estágio verificou-se que este diagrama era pouco

eficaz, sendo recorrente a necessidade de furação adicional que servisse de apoio à própria slot.

Devido ao pouco rendimento que este diagrama estava a apresentar, este deixou de ser

implementado. O novo diagrama consiste num conjunto de 23 furos que totalizam uma área de

9m2, sendo que desses 23 furos, 6 são alargados a 170 mm e os restantes 17 possuem 89 mm de

diâmetro (Figura 52).

Figura 52: Diagrama de furação da slot atual.

Fonte: (MATSA, 2012)

O número de furos aumentou consideravelmente em relação ao diagrama usado anteriormente.

No entanto este aumento não é um aspeto negativo, uma vez que a área desmontada no disparo é

9 vezes superior. Outro aspeto importante é o diâmetro de alargamento dos chamados furos de

caldeira. Atualmente, estes são apenas alargados duas vezes e não três como anteriormente. O

primeiro alargamento faz-se a partir do furo piloto de 89 mm até aos 115 mm, procedendo-se ao

alargamento seguinte até 170 mm.

Na tabela 10 encontra-se sumarizado o efeito da alteração do diagrama de furação da slot em

termos produtivos. Verifica-se que, apesar de o tempo de furação, os metros furados e o consumo

de explosivo aumentar, os valores dessas variáveis, por tonelada (ou m3) de rocha desmontada,

são mais baixos.

81

Os valores usados como inputs são baseados na recolha de dados efetuada ao longo do estágio.

Para tal, admitiu-se que as furações com os bits de 115mm, 170mm e 200mm têm rendimentos

de 90, 75 e 60% em relação à velocidade de furação com um bit de 89mm. Para esta simulação

não foram admitidos tempos de alinhamento da coluna de furação nem possíveis paragens.

Tabela 10: Comparação dos diagramas da slot para um desmonte de 10 m.

altura slot 10 m vel fur 89 0,65 m/min

densidade 4 ton/m3 vel fur 115 0,59 m/min

razão carga 7,99 kg/m vel fur 170 0,49 m/min

vel desacop 1,60 m/min vel fur 200 0,39 m/min

área 1 m2 tempo fur 89 138,5 min

volume 10 m3 tempo desacop 56,3 min

tonelagem 40 ton tempo fur 115 85,5 min

n furos 89 9 uni tempo desacop 31,3 min

ɸ 89 0,089 m tempo fur 170 102,6 min


ɸ 115 0,115 m tempo fur 200 128,2 min


ɸ 170 0,170 m tempo fur total 604,7 min

n furos 200 5 uni 60,5 min/m3

ɸ 200 0,200 m 15,1 min/ton

área largos 0,157 m2

área furos 89 0,025 m2 metros fur 89 90 m

% área largos 15,7% % metros fur 115 50 m

% área furos 89 2,5% % metros fur 170 50 m

metros fur 200 50 m

metros fur total 240 m

24 m/m3

6 m/ton

kg explosivo 287,6 kg

28,8 kg/m3

7,2 kg/ton

área 9 m2 tempo fur 89 353,8 min

volume 90 m3 tempo desacop 143,8 min

tonelagem 360 ton tempo fur 115 102,6 min


ɸ 89 0,089 m tempo fur 170 123,1 min


ɸ 115 0,115 m tempo fur total 798,2 min

n furos 170 6 uni 8,9 min/m3

ɸ 170 0,170 m 2,2 min/ton

área largos 0,136 m2

área furos 89 0,106 m2 metros fur 89 230 m

% área largos 1,5% % metros fur 115 60 m

% área furos 89 1,2% % metros fur 170 60 m

metros fur total 350 m

3,9 m/m3

1 m/ton

kg explosivo 1222,5 kg

13,6 kg/m3

3,4 kg/ton

Dad

os

[In

pu

ts]

Slo

t A

nti

ga [

Ou

tpu

ts]

Slo

t A

tual

[Ou

tpu

ts]

- 85%

- 86%

- 53%

82

Apesar da alteração efetuada no diagrama, na opinião do autor ainda pode haver lugar para

mais mudanças. Atualmente, com a furação dos furos largos a 170 mm, verifica-se que estes se

encontram muito próximos uns dos outros, sendo alta a probabilidade de os furos se intersetarem

durante a furação devido aos desvios resultantes do processo. Uma sugestão é a realização dos

furos largos até um diâmetro máximo de 152 mm (Figura 53).

Figura 53: Bit de 152 mm sugerido para alargar furos da slot .

Fonte: (Sandvik)

Esta alteração iria diminuir a probabilidade de os furos se intersetarem, tornando o processo

de alargamento dos furos de caldeira menos demorado, sendo que seria apenas necessária a

realização de um alargamento por furo (Tabela 11).

Tabela 11: Quantidade de alargamentos de furos entre a slot atual, a slot antiga e a nova proposta.

Slot Atual Slot Antiga Slot Proposta

Furo 1 89 mm 115 mm 89 mm 115 mm 89 mm 152 mm

170 mm - 170 mm 200 mm - -


170 mm - 170 mm 200 mm - -


170 mm - 170 mm 200 mm - -


170 mm - 170 mm 200 mm - -


170 mm - 170 mm 200 mm - -

Furo 6 89 mm 115 mm - - 89 mm 152 mm

170 mm - - - - -

Total 18 furos 20 furos 12 furos

Esta proposta deve ser testada antes de aplicada em definitivo, uma vez que é necessário

acompanhar os efeitos que esta alteração pode provocar nos equipamentos de perfuração e nos

consumos de aço (encabadouros, varas e bits). É notório que um alargamento do diâmetro do furo

tão repentino (aumento de aproximadamente 70%) como este pode não ser viável devido à

exigência e desgaste provocado no martelo e no aço de perfuração. No entanto, em termos de

produtividade, esta sugestão resultaria numa melhoria.

83

9.1.2. Marcação de Offsets de Apoio para a Furação da Slot

Esta melhoria foi implementada um pouco depois de ser adotado o novo diagrama para a

furação das slots, devido à maior quantidade de furos e à sua maior complexidade. Estes offsets,

tais como os que são marcados nas fiadas em leque, são marcações nos hasteais da projeção de

uma linha que interseta um conjunto de furos que é possível realizar sem movimentar a máquina,

se esta se encontrar bem alinhada, diminuindo o tempo despendido para o alinhamento dos furos.

Este alinhamento é facilitado e conseguido com o apoio dos offsets e com marcações no teto do

local do furo (Figura 54).

Figura 54: Offsets para apoio da furação da slot.

9.1.3. Medição, Controlo e Minimização de Desvios de Furação

A perfuração continua a ser um dos elementos críticos no processo de desmonte de rochas. A

localização, comprimento, orientação, quantidade de explosivos e sequência de detonação são

estrategicamente selecionados para produzir a fragmentação da rocha da forma mais eficiente.

As consequências do desvio nas trajetórias dos furos a partir do padrão projetado incluem

fragmentação pobre ou excessiva e, normalmente, poderão conduzir a perfuração extra, diluição

de minério, perda de minério, aumento do consumo explosivo, desperdício de tempo e,

consequentemente, atrasos na cadeia de operações de produção. Assim, o impacto dos desvios

dos furos pode ser sentido em todo o ciclo de produção. Sabe-se que o desvio é causado por vários

fatores, tais como: diâmetro da coluna de perfuração, taxa de penetração do bit, experiência do

operador e, naturalmente, geologia. Em muitos casos, os resultados após a análise de desempenho

do desmonte, como por exemplo, recuperação de minério, diluição e geometria da bancada, só

pode ser explicado pelo efeito do desvio do furo em relação ao planeado.

Pelas razões já mencionadas anteriormente, o disparo da slot é uma das etapas mais críticas de

toda a cadeia de desmonte de uma bancada. Para tal, a medição destes furos é de extrema

importância para que se possa planear uma sequenciação correta do disparo, pois com a existência

84

de desvios, o final do furo não vai estar na sua posição teórica final. No caso de existirem desvios

e estes serem todos na mesma direção e com a mesma amplitude, o problema existente é

facilmente contornável, uma vez que se pode manter a sequência de detonação. No entanto, na

situação em que existem furos mais desviados do seu trajeto planeado que outros, a temporização

inicialmente planeada deixa de fazer sentido, sendo necessária refazê-la. Daí a importância da

medição dos furos das slots.

Nos furos de enchimento, o levantamento dos furos é igualmente de extrema importância, uma

vez que é necessário que estes atinjam uma determinada localização da coroa ou do hasteal do

desmonte, de modo a que a operação de enchimento seja realizada eficientemente (aumentando a

probabilidade de tightfill).

Na furação em leque os levantamentos raramente são efetuados, no entanto, neste tipo de

furação, os desvios tem uma grande influência na geometria do desmonte, na diluição, na

recuperação do minério e também na fragmentação do material, devido à criação de zonas com

deficiente concentração de carga explosiva (Figura 55).

Figura 55: Resultados da existência de desvios de furação na recuperação do minério.

Fonte: (Orive, 2017)

No entanto, embora o valor económico das perdas produzidas por esse efeito possa ser muito

alto, é difícil encontrar métodos de investigação adaptados às necessidades de uma mina

subterrânea, particularmente aqueles que avaliam os furos ascendentes.

Atualmente, a medição dos desvios de furação é apenas qualitativa, ou seja, não é feita uma

quantificação da percentagem de desvio em relação ao comprimento total do furo. O método

utilizado para a recolha do perfil do furo consiste na introdução de uma sonda que posteriormente

é empurrada pelo seu interior com o auxílio de um conjunto de barras interligadas (Figura 56).

Durante o estágio foi realizada uma demonstração de um aparelho de medição de desvios de

furação por parte de uma empresa estrangeira. Este sistema de medição é mais ágil e “amigo” do

operador que o método atualmente utilizado, devido ao seu sistema de introdução da sonda ao

longo do interior do furo. Este sistema é composto pela sonda de medição, um rolo de fibra de

vidro que permite empurrar o aparelho no interior do furo, e um tablet com o software específico

para a recolha e visualização das medições (Figura 56). O rolo de fibra de vidro é a grande

vantagem pois, graças à sua resistência, permite empurrar a sonda pelo furo acima com maior

facilidade. Este equipamento também possui a vantagem de ser insensível ao magnetismo. Como

85

desvantagem, este método necessita de uma plataforma elevatória para trabalhos em altura e de

mais operadores que o método aplicado.

Figura 56: Equipamento de medição de desvios de furação testado.

9.1.4. Alteração da Carga de Fundo

De forma a iniciar a coluna de explosivo composta por emulsão, é usado um primer e um

detonador eletrónico. Inicialmente, a carga explosiva responsável pela iniciação da emulsão era

um cartucho com aproximadamente 500 g de massa explosiva e com as caraterísticas apresentadas

na tabela à esquerda. No entanto, posteriormente, testou-se a aplicação do mesmo tipo de carga

de fundo, mas com metade da massa explosiva (Figura 57).

Figura 57: Comparação entre Pentex™ 500 e Pentex™ 250.

Fonte: (Ficha Técnica Pentex™, 2018)

Os disparos que se realizaram até à data nunca demonstraram que esta alteração causasse

problemas na ativação da emulsão, permitindo assim uma poupança económica ao nível do

consumo de explosivo.

Esta alteração trouxe aliada a si outra melhoria. Com o uso do primer Pentex™ 250 alterou-

se também a forma como estes são preparados para a sua introdução e permanência no interior do

86

furo de forma a reduzir o seu tempo de preparação, bastando escorvar o primer com o detonador

eletrónico e de seguida coloca-lo no molde apresentado na figura 58.

Figura 58: Preparação dos primers Pentex™ 250.

No entanto, apesar desta alteração ter como finalidade facilitar e acelerar a preparação da carga

de fundo, os moldes utilizados para a colocação do primer estão dimensionados para furos de 76

mm e não para os 89 mm utilizados na mina. Desse modo, a carga de fundo apresenta alguma

folga quando colocada no interior do furo, podendo mover-se da sua posição e criar uma zona no

topo em que não existe nenhuma carga explosiva. Esta ocorrência pode originar desmontes menos

eficientes, principalmente na recuperação do minério existente nas zonas mais altas. De forma a

evitar tal problema recomenda-se a criação/compra de moldes com dimensões adequadas ao

diâmetro dos furos de produção da mina de Neves Corvo.

9.1.5. Alteração do Tamponamento

O comprimento de tamponamento corresponde ao comprimento do furo que não contém carga

explosiva. Esta medida e o material utilizado para criar uma superfície de separação com a

substância explosiva são definidos consoante o diagrama de perfuração executado e com os

resultados pretendidos do desmonte.

O tamponamento é necessário para evitar a fuga dos gases da explosão da carga explosiva pela

abertura do furo, promovendo o total aproveitamento daqueles gases na ação mecânica de

fraturação e desmonte da rocha ou minério, conduzindo a um aumento de produção de rocha

desmontada por unidade de peso de explosivo utilizado, proporcionando assim uma apreciável

diminuição do custo da operação desmonte.

Um correto tamponamento resulta em diversas vantagens, entre as quais se destacam:

• Redução da perda de energia resultante da detonação pela boca do furo;

• Aumento da densidade de fraturas no maciço, originando melhor fragmentação;

• Prevenção da queda de explosivo em furos ascendentes.

No instante em que se dá a detonação do explosivo presente no interior do furo, uma onda de

energia é libertada. Essa onda, ao atingir a interface entre a substância explosiva e o material

usado no tamponamento, é parcialmente transmitida para esse material e parte refletida para o

interior do furo. Quando a onda transmitida atinge o tamponamento, a reflexão parcial da onda

87

também acontece e é nesse momento que o material de tamponamento começa a ser ejetado do

interior do furo. Após um período curto de tempo, quando a onda previamente refletida volta a

atingir a interface de tamponamento, todo esse material é expelido da sua posição original. Assim,

com a aplicação desta técnica, o comprimento de furo que é efetivamente afetado pela onda

originada pela detonação do explosivo é superior ao comprimento que seria exposto a essa mesma

onda caso não fosse aplicado qualquer tipo de tamponamento.

De acordo com (Zhang, 2016) o tempo total da onda de detonação no furo pode ser aumentada

em 𝑇𝑖𝑛,

𝐓𝐢𝐧 =𝟐 𝐋𝐬𝐭

𝐜𝐬𝐭 [Equação 5]

onde 𝐿𝑠𝑡 é o comprimento de tamponamento e cst é a velocidade da onda no material de

tamponamento. A equação 5 pode ser usada para determinar o incremento de tempo causado na

onda de choque com o uso de tamponamento, comparativamente à detonação da coluna de

explosivo sem a aplicação deste.

Um exemplo dado por (Zhang, 2016) é a aplicação de um tampão plástico de 30 cm (Figura

59). Aplicando a equação 5, obtém-se um incremento 𝑇𝑖𝑛 = 0.39 ms (com 𝑐𝑠𝑡 = 150 m/s para o

tampão plástico). De notar que 0.39 ms como incremento na onda de detonação contém uma

grande quantidade de energia associada. Assim, conclui-se que pouco tamponamento é

definitivamente melhor que nenhum tamponamento, se o objetivo da detonação for fraturar a

rocha eficientemente.

Figura 59: Diferentes tipos de tampões para furos ascendentes.

Em furos ascendentes, tipicamente comuns em determinados métodos de desmonte

subterrâneo, o tamponamento também apresenta a função de retenção do explosivo no interior do

furo. Algumas emulsões explosivas, após serem bombeadas para o interior dos furos apresentam

viscosidade suficiente que lhes permite permanecer no seu interior, especialmente quando estes

se encontram secos. Devido a este facto, verifica-se que os operadores não fazem o tamponamento

em certos furos, negligenciando completamente a sua importância, descrita anteriormente. No

instante da detonação, na situação em que não foi aplicado qualquer tipo de tamponamento, parte

do explosivo será expulso pela boca do furo em vez de atuar como promotor da fragmentação do

maciço rochoso.

De forma a melhorar o tamponamento efetuado nos carregamentos de explosivo, propõe-se o

uso de argila juntamente com dois tampões plásticos (Figura 60). Os dois tampões têm a função

de guia no interior do furo e facilitam o encaixe na ponta da mangueira da máquina de

88

carregamento, de forma a que esta empurre o material de tamponamento até à profundidade

desejada.

Figura 60: Proposta de tamponamento com argila.

Este conjunto, ao ser inserido no furo, vai ser empurrado contra a emulsão previamente

carregada, até ao ponto em que esta atinge o nível de compressão máximo e começa a oferecer

resistência à pressão exercida pelo empurrar da mangueira. Uma vez atingido esse ponto, a argila,

graças à sua moldabilidade, é comprimida entre os dois tampões, expandindo-se radialmente no

interior do furo e aderindo às suas paredes. Assim, no momento da detonação da coluna de

explosivo, a resistência oferecida pelo tampnamento contra a onda de detonação criada irá ser

maior, privilegiando um maior aproveitamento do explosivo e, naturalmente, mais fragmentação.

Do ponto de vista operacional, este método é facilmente aplicável, uma vez que a mina já

dispõe de cilindros de argila para o tamponamento de pegas em drift. No entanto, de forma a

agilizar o processo, é recomendável que estas “peças” sejam preparadas à priori por operadores

do centro de preparação e de transferência de explosivos da mina, e não pelos operadores de

carregamento à medida que vão efetuando o seu trabalho.

Esta proposta deve ser alvo de um estudo mais aprofundado, tanto do ponto de vista da sua

aplicação operacional como dos resultados obtidos após a sua aplicação, nomeadamente,

alterações dos resultados granulométricos do minério desmontado, geometria do desmonte e

consumo específico de explosivo.

9.1.6. Proteção dos Furos para Prevenir Entupimentos

Devido à elevada quantidade de furos que se verificavam entupidos no momento do

carregamento com explosivo, adotou-se uma medida preventiva para a sua proteção. O

procedimento adotado consiste na aplicação de cubos de esponja no interior do furo (perto da

boca do furo) atados com uma corda que, posteriormente, permite que seja possível extraí-los

(Figura 61). Este procedimento apresenta diversas vantagens, uma vez que é barato, expedito e a

sua aplicação demonstra-se eficaz. No entanto, esta medida apenas permite “proteger” os furos

localizados nos hasteais que são os que apresentaram piores resultados ao longo da recolha dos

dados. Os furos realizados na coroa da galeria não justificam a aplicação desta medida, uma vez

que são ascendentes e os entupimentos verificados não se devem à entrada de material para o seu

interior.

89

Figura 61: Espoja colocada no interior do furo para evitar entrada de material.

9.1.7. Alteração do Nicho de Abastecimento de Emulsão

Ao longo do tempo, a mina de Neves-Corvo vai focar a sua exploração em cotas mais

profundas. Isto implica, inevitavelmente, maiores distâncias desde o ponto de abastecimento de

emulsão atual, que se situa no nível 850, até às bancadas de trabalho. Uma proposta de otimização

será a colocação de um ponto de abastecimento num nível que permitisse tornar as distâncias às

diferentes áreas mais ou menos equivalentes. Esta medida permite diminuir os tempos de

transporte da entre o local de trabalho e o nicho de emulsão. A colocação de um local de

armazenamento e abastecimento de emulsão na rolagem do nível 700 e do nível 550 foi estudada

e comparada com a localização atual, permitindo tirar conclusões sobre qual a localização mais

adequada para a estrutura atual da mina. Desse modo, foram realizadas contagens de tempos de

deslocação entre o local atual e o início dos acessos a cada jazigo (Tabela 12).

Tabela 12: Comparação dos tempos de viagem até aos vários jazigos da mina entre o nicho de emulsão

atual e os locais sugeridos para a nova localização.

850 700 550

Ida 00:07:32 00:08:22 N/A

Volta 00:06:14 00:07:56 N/A

Ida 00:13:24 00:06:29 -52% 00:11:46 -12%

Volta 00:17:30 00:06:48 -61% 00:11:14 -36%

Ida 00:13:24 00:04:21 -68% 00:12:32 -6%

Volta 00:14:16 00:04:11 -71% 00:12:25 -13%

Ida 00:12:46 00:05:48 -55% 00:11:05 -13%

Volta 00:12:35 00:06:11 -51% 00:10:24 -17%

Ida 00:24:41 00:15:27 -37% 00:05:36 -77%

Volta 00:29:12 00:17:36 -40% 00:06:48 -77%

Ida 00:34:46 00:16:49 -52% 00:07:58 -77%

Volta 00:41:27 00:18:14 -56% 00:09:24 -77%

Ida 00:19:13 00:07:03 -63% 00:10:22 -46%

Volta 00:12:02 00:06:39 -45% 00:10:04 -16%

Ida 00:13:15 00:06:34 -50% N/A

Volta 00:13:36 00:06:07 -55% N/A

Ida 00:13:32 00:06:49 -50% N/A

Volta 00:13:51 00:06:21 -54% N/A

Ida 00:16:57 00:08:38 -49% 00:09:53 -42%

Volta 00:17:51 00:08:54 -50% 00:10:03 -44%

Z0RAM02

Zambujal

Média

C0RAM11

C0RAM10

LS0RAM01

LS0RAM02

Lombador

Z0RAM01

N0RAM06

Rampa de Neves

Neves

C0RAM03

Corvo

90

Através da análise da tabela anterior é possível tecer algumas conclusões importantes que

refletem a vantagem da alteração do local onde é armazenado e efetuado o abastecimento do

explosivo. Ao criar uma infraestrutura regulamentada para esse efeito no nível 700 da mina, os

tempos de deslocamento para grande parte dos locais atualmente em exploração sofrem um

decréscimo acentuado. No entanto, para as zonas mais profundas da atualidade (C0RAM11 e

LS0RAM01) o local ideal para a localização do ponto de abastecimento seria no nível 550. Apesar

disso, com o nicho localizado à cota 700 os tempos de deslocação serão também diminuídos

relativamente ao percurso atual. O ideal seria a existência de dois pontos de stock de explosivo,

em ambas as cotas de rolagem da mina. Isto tornaria as deslocações menos demoradas para

qualquer ponto. Outro aspeto importante é que, com as duas localizações ativas, sempre que a

máquina tivesse de ser deslocada com o depósito cheio de explosivo para uma bancada, faria o

percurso a descer. Por ordem inversa, o regresso ao ponto de abastecimento era realizado a subir,

momento em que o depósito de emulsão não se encontra atestado. Isto diminuiria o desgaste a

que o equipamento é exposto durante as deslocações.

9.2. Conclusões

Uma vez terminada esta dissertação e o estágio na mina, é possível tecer algumas conclusões

finais relativamente às observações recolhidas e aos trabalhos acompanhados durante este período

de tempo. A proposta inicial de realizar uma caraterização do método Up-Hole & Fill foi

respeitada e executada com sucesso, com principal foco em três operações: furação, carregamento

de explosivos e enchimento. Nas duas primeiras operações foi realizada uma recolha temporal e

quantitativa das variáveis intervenientes. Relativamente à operação de enchimento, apenas foi

realizado um acompanhamento geral.

A caraterização das operações de furação e carregamento de explosivos permitiu identificar

problemas e constrições no ciclo produtivo que posteriormente resultaram na formulação de

propostas potencialmente optimizadoras das operações referidas. Foi também realizado um

acompanhamento e caraterização das alterações existentes nas operações produtivas deste método

de desmonte.

Relativamente à operação de furação, verifica-se que existe um número elevado de paragens.

Estas podem acontecer por falta de preparação do local onde se vai realizar a furação, atrasando

assim a operação, como podem ser devido a avarias dos equipamentos. Relativamente à furação

e à existência de desvios nos furos, além dos levantamentos realizados, seria interessante testar

novas soluções, como por exemplo, bits diferentes dos utilizados atualmente (ex.: bits com botões

balísticos).

A metodologia adotada para o acompanhamento das operações referidas foi bem definida.

Porém, esta podia ser alterada e otimizada. O acompanhamento da operação de carregamento foi

realizado em disparos descontínuos, ou seja, não foi estudado o desmonte de uma bancada

completa. Isto implica que não existam valores reais de volume de minério desmontado, uma vez

que o levantamento topográfico do desmonte nem sempre é realizado disparo a disparo. A não

existência de valores reais de volumes ou tonelagens faz com que não seja possível comparar

91

consumos específicos de explosivo por disparo. Da mesma forma, o acompanhamento das

operações de carregamento devia ter sido efetuado nas mesmas bancadas em que foi acompanhada

a furação, de forma a caraterizar a ligação entre estas duas operações. Estas dificuldades foram

encontradas, uma vez que a mina opera em laboração contínua e apenas era possível recolher

dados num turno por dia de trabalho. Este fator tornou a recolha de dados mais aleatória do que o

esperado.

A análise granulométrica do minério desmontado, pelo facto de ter sido realizada apenas numa

bancada da mina, não permite extrapolar os resultados de forma geral, dado que existem diferentes

tipos de maciços e de minérios a serem explorados em Neves Corvo que possuem diferentes

comportamentos perante a ação do explosivo. Esta análise permitiu visualizar que nos disparos

de slots a granulometria é efetivamente menor que nos restantes disparos, uma vez que para o

desmonte da slot o consumo específico de explosivo é bastante maior, de forma a garantir que

esta é “bem desmontada” e não se compromete o desmonte da restante bancada. Nos disparos de

slot analisados o material apresentou um D80 de aproximadamente 150 mm, enquanto que nos

disparos em leque o D80 da pilha analisada subiu para perto dos 300 mm. Tendo em conta a gama

de relação de redução em que um britador de maxilas opera (4:1 a 6:1) e sabendo que após britado

o minério tem um D80 de sensivelmente 150 mm, verifica-se que o sistema “desmonte –

britagem” não está a operar de forma otimizada. Uma possível causa para a sobre fraturação do

minério é o excesso de consumo específico de explosivo no desmonte ou a fraca competência do

maciço observado. Este estudo, no entanto, não é representativo de toda a mina, uma vez que se

incidiu apenas numa bancada.

O acompanhamento da operação de enchimento de desmontes ascendentes permitiu perceber

a sua dificuldade, uma vez que é impossível saber se o desmonte está cheio até ao ponto mais alto

quando a pasta de enchimento começa a sair pelo furo de respiro. Neste momento, a melhor opção

continua a ser, sempre que possível, a realização dos furos de enchimento a partir de um nível de

cota superior e os furos devem continuar a ser alvo de levantamento topográfico, de modo a

avaliar a posição destes em relação ao desmonte. Um próximo passo pode ser a aplicação de um

método de furação diferente e que garante menores desvios de furação (ex.: furação com martelo

fundo de furo).

9.3. Trabalhos Futuros

• Desenvolvimento de uma metodologia de aquisição de imagens do minério

quebrado para análise de curvas granulométricas dos desmontes;

• Estudo da eficiência dos processos conjuntos de perfuração e carregamento com

explosivos em função da geometria final do desmonte e da análise granulométrica

do material desmontado;

• Relacionar dados geomecânicos com a fragmentação obtida e com os dados reais

de carregamento de explosivos, tendo como objetivo a otimização dos diagramas

de fogo;

• Estudo do desempenho e desgaste dos bits de furação ao longo da sua vida útil,

com vista em definir intervalos de afiação ótimos;

92

• Comparação entre abertura de slots com recurso a explosivos ou com raise borer,

de um ponto de vista técnico-económico;

• Estudo comparativo entre furação ascendente e furação descendente.

Comparação da produtividade de cada tipo de furação, como parte de um ciclo

completo de produção e dos consumos de aço associados;

• Caracterização das avarias mecânicas dos equipamentos de perfuração longa,

assim como a contabilização dos tempos mortos originados pelas mesmas e de

que forma afetam o ciclo de produção, de maneira a definir uma metodologia de

manutenção preventiva a ser implementada.

93

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95

Anexos

97

Anexo I. Dados Recolhidos na Operação de Perfuração

Tabela 13 : Dados recolhidos na bancada D498A166 no dia 04/04/2019.

Tabela 14: Dados recolhidos na bancada D498A162 no dia 23/04/2019.

Teórico Real

11 paragem 00:06:09 00:06:09 retirar as varas partidas da frente

alinhamento 00:01:38 00:01:38

furação 00:12:16 9,5 9,5 6 00:12:16

desacoplamento 00:07:35 00:07:35

12 alinhamento 00:02:26 00:02:26

paragem 00:00:52 00:00:52

furação 00:07:16 5,7 5,7 4 00:07:16


13 alinhamento 00:02:03 00:02:03

furação 00:06:15 4,4 4,4 3 00:06:15


14 alinhamento 00:01:45 00:01:45

8 furação 00:05:29 3,7 3,8 3 00:05:29


15 alinhamento 00:02:12 00:02:12

furação 00:05:43 4,0 4,0 3 00:05:43


16 alinhamento 00:02:11 00:02:11

furação 00:02:50 2,1 2,1 2 00:02:50


2 alinhamento 00:04:18 00:04:18

furação 00:04:51 4,6 3,5 2 00:04:51 varou em pasta aos 3,50


1 alinhamento 00:02:32 00:02:32

furação 00:01:32 2,1 0,8 1 00:01:32 varou em pasta aos 0,80


Observações

Bancada: D498A166 54 Dia: 04/04/2019JF -

Fiada Furo OperaçãoComprimento

Tempo EfetivoNº VarasTempo

Teórico Real

10 alinhamento 00:04:09 00:04:09

furação 00:12:28 8,4 8,4 5 00:12:28


paragem 00:14:35 00:14:35 avaria num flexível

11 alinhamento 00:08:12 00:08:12

furação 00:13:43 8,4 8,4 5 00:13:43


Alarg. 17 alinhamento 00:06:07 00:06:07

Slot furação 00:13:52 8,4 8,4 5 00:13:52


16 alinhamento 00:05:11 00:05:11

furação 00:14:17 8,4 8,4 5 00:14:17


15 alinhamento 00:04:12 00:04:12

paragem 01:46:23 01:46:23 pressão da água baixa

furação 00:15:02 8,4 8,4 5 00:15:02


23/04/2019

Fiada Furo Operação TempoComprimento

Nº Varas Tempo Efetivo Observações

Bancada: D498A162 JF - 54 Dia:

98

Tabela 15: Dados recolhidos na bancada B755S293 no dia 08/05/2019.


Teórico Real

7 alinhamento 00:01:26 00:01:26

furação 00:12:07 5,6 5,6 4 00:12:07


8 alinhamento 00:01:45 00:01:45

furação 00:09:43 5,6 5,6 4 00:09:43


24 9 alinhamento 00:01:29 00:01:29

furação 00:11:43 6,5 6,5 4 00:11:43


paragem 00:38:54 00:38:54 avaria no compressor

10 alinhamento 00:02:14 00:02:14

furação 00:10:51 6,5 6,5 4 00:10:51


11 alinhamento 00:02:06 00:02:06

furação 00:09:22 5,2 5,2 3 00:09:22


B755S293 54 Dia: 08/05/2019

OperaçãoComprimento

Bancada:

Fiada Furo Tempo Nº Varas

JF -

Tempo Efetivo Observações

Teórico Real

2 alinhamento 00:02:14 00:02:14

furação 00:05:23 4,3 4,3 3 00:05:23


3 alinhamento 00:01:43 00:01:43

furação 00:07:03 4,5 4,5 3 00:07:03


4 alinhamento 00:01:38 00:01:38

furação 00:09:22 5,9 5,9 4 00:09:22


5 alinhamento 00:02:02 00:02:02

furação 00:14:25 9,4 9,4 6 00:14:25


6 alinhamento 00:02:11 00:02:11

furação 00:23:27 16,7 16,7 10 00:23:27


7 alinhamento 00:01:58 00:01:58

furação 00:27:13 20,7 20,7 12 00:27:13


8 alinhamento 00:03:02 00:03:02

4 paragem 00:04:32 00:04:32 engenheiro no local

furação 00:20:13 15,5 14,5 9 00:20:13 menos 1m para nao varar


9 alinhamento 00:01:23 00:01:23

furação 00:20:37 15,6 14,6 9 00:20:37 menos 1m para nao varar


10 alinhamento 00:01:41 00:01:41

furação 00:30:14 21,0 21,0 12 00:30:14


11 alinhamento 00:02:11 00:02:11

furação 00:17:17 12,5 12,5 7 00:17:17


Nº Varas Tempo Efetivo ObservaçõesFiada Furo Operação TempoComprimento

Bancada: B755S268 JF - 54 Dia: 27/05/2019

99

Tabela 17: Dados recolhidos na bancada Z665A055 no dia 15/02/2019.

12 alinhamento 00:01:43 00:01:43

furação 00:10:15 6,5 6,5 4 00:10:15


13 alinhamento 00:04:38 00:04:38

paragem 00:06:12 00:06:12 engenheiro no local

furação 00:05:24 3,3 3,3 2 00:05:24


14 alinhamento 00:01:48 00:01:48

furação 00:04:26 1,9 1,9 2 00:04:26


1 alinhamento 00:05:09 00:05:09

furação 00:04:08 1,9 1,9 2 00:04:08


Teórico Real

16 alinhamento 00:03:06 00:03:06

furação 00:13:05 9,5 9,5 6 00:13:05


5 alinhamento 00:03:55 00:03:55

furação 00:15:20 9,5 9,5 6 00:15:20


15 alinhamento 00:03:02 00:03:02

furação 00:12:42 9,5 9,5 6 00:12:42


9 alinhamento 00:04:06 00:04:06

furação 00:13:08 9,5 9,5 6 00:13:08


21 alinhamento 00:11:52 00:11:52

paragem 00:38:22 00:38:22

furação 00:13:22 9,0 9,0 5 00:13:22

Alarg desacoplamento 00:05:26 00:05:26

Slot 14 alinhamento 00:02:06 00:02:06

furação 00:12:41 9,5 9,5 6 00:12:41


20 alinhamento 00:02:24 00:02:24

furação 00:13:14 9,5 9,5 6 00:13:14


26 alinhamento 00:02:08 00:02:08

furação 00:13:01 9,0 9,0 5 00:13:01


13 alinhamento 00:02:58 00:02:58

paragem 00:13:02 00:13:02

furação 00:14:41 9,5 9,5 6 00:14:41


4 alinhamento 00:03:17 00:03:17

furação 00:12:49 9,5 9,5 00:12:49


8 alinhamento 00:03:39 00:03:39

furação 00:12:26 9,5 9,5 6 00:12:26


3 alinhamento 00:03:20 00:03:20

furação 00:12:36 9,5 9,5 6 00:12:36

desacoplamento aut 00:00:00

15/02/2019Bancada: Z665A055 JF - 55 Dia:

Tempo Efetivo ObservaçõesFiada Furo Operação TempoComprimento

Nº Varas

100


Teórico Real

8 furação 00:09:14 7,6 7,6 5,0 00:09:14


9 alinhamento 00:00:57 00:00:57

furação 00:07:16 7,8 7,8 5,0 00:07:16


10 alinhamento 00:02:09 00:02:09

furação 00:11:27 8,1 8,1 5,0 00:11:27


11 alinhamento 00:02:24 00:02:24

5 furação 00:08:03 6,1 6,1 4,0 00:08:03


12 alinhamento 00:01:47 00:01:47

furação 00:04:20 3,7 3,7 3,0 00:04:20


2 alinhamento 00:03:46 00:03:46

furação 00:04:58 4,4 4,4 3,0 00:04:58


1 alinhamento 00:01:16 00:01:16

furação 00:03:48 2,4 2,4 2,0 00:03:48


3 alinhamento 00:23:01 00:23:01

paragem 00:02:31 00:02:31

furação 00:04:55 4 4 3,0 00:04:55


4 alinhamento 00:01:28 00:01:28

furação 00:05:28 4,4 4,4 3,0 00:05:28


5 alinhamento 00:02:10 00:02:10

furação 00:09:22 6,7 6,7 4,0 00:09:22


6 alinhamento 00:01:34 00:01:34


furação 00:09:32 8,7 8,7 5,0 00:09:32


7 alinhamento 00:01:25 00:01:25

6 furação 00:08:13 7,8 7,8 5,0 00:08:13


paragem 00:04:46 00:04:46 cimertex

8 alinhamento 00:01:50 00:01:50

furação 00:09:00 7,7 7,7 5,0 00:09:00


9 alinhamento 00:03:06 00:03:06

furação 00:11:40 8 8 5,0 00:11:40


10 alinhamento 00:01:13 00:01:13

furação 00:10:01 8,4 8,4 5,0 00:10:01


11 alinhamento 00:01:32 00:01:32

furação 00:08:14 6,4 6,4 4,0 00:08:14


12 alinhamento 00:01:51 00:01:51

furação 00:03:16 3,5 3,5 2,0 00:03:16


2 alinhamento 00:04:04 00:04:04

furação 00:06:28 4,6 4,6 3,0 00:06:28


1 alinhamento 00:01:34 00:01:34

furação 00:03:00 2,5 2,5 2,0 00:03:00



Nº Varas

Bancada: Z665A055 JF - 55 Dia: 18/02/2019


101

Tabela 19: Dados recolhidos na bancada LS380B069 no dia 27/03/2019.

Tabela 20: Dados recolhidos na bancada CS627B015 no dia 09/05/2019.


paragem 00:08:29 00:08:29adicionar 2 barras na

cassete

7 3 alinhamento 00:20:06 00:20:06

furação 00:03:46 4 4 3,0 00:03:46


Teórico Real

11 alinhamento 00:02:01 00:02:01

furação 00:09:33 7,1 7,1 4 00:09:33


12 alinhamento 00:02:21 00:02:21

furação 00:08:32 6,5 6,5 4 00:08:32


13 alinhamento 00:03:13 00:03:13

paragem 00:07:33 00:07:33 troca de bit

alinhamento 00:03:36 00:03:36

furação 00:08:40 5,7 5,7 4 00:08:40

15 desacoplamento 00:02:39 00:02:39

14 alinhamento 00:01:45 00:01:45

paragem 00:06:15 00:06:15

furação 00:05:22 5,4 5,4 3 00:05:22


15 alinhamento 00:01:45 00:01:45

furação 00:02:46 2,4 2,4 2 00:02:46


2 alinhamento 00:02:51 00:02:51

furação 00:06:20 00:06:20

paragem 00:00:00 encabadouro partiu

55 Dia: 27/03/2019

Fiada

Bancada: LS380B069 JF -

ObservaçõesFuro Operação TempoComprimento

Nº Varas Tempo Efetivo

Teórico Real

6 alinhamento 00:01:51 00:01:51

furação 00:13:15 11,5 11,5 7 00:13:15


7 alinhamento 00:02:21 00:02:21

furação 00:09:27 7,1 7,1 4 00:09:27


8 alinhamento 00:02:16 00:02:16

furação 00:07:26 5,8 5,8 4 00:07:26


9 alinhamento 00:02:10 00:02:10

furação 00:06:17 5,2 5,2 3 00:06:17

desacoplamento aut

Bancada: CS627B015 JF - 55 Dia: 09/05/2019


Nº Varas

Teórico Real

2 alinhamento 00:04:12 00:04:12

furação 00:08:32 5,5 5,5 4 00:08:32


3 alinhamento 00:02:26 00:02:26

furação 00:20:31 11,5 11,5 7 00:20:31


4 alinhamento 00:01:46 00:01:46

paragem 00:03:29 00:03:29 trocar o bit

furação 00:27:23 18,5 18,5 11 00:27:23


7 5 alinhamento 00:02:49 00:02:49

furação 00:48:03 25,6 25,6 15 00:48:03


6 alinhamento 00:01:02 00:01:02

furação 00:34:13 20,1 20,1 12 00:34:13



7 alinhamento 00:01:24 00:01:24

furação 00:32:38 19,8 19,8 11 00:32:38


8 alinhamento 00:02:01 00:02:01

furação 00:44:57 25,4 25,4 15 00:44:57


Observações

Bancada: B755S261 JF - 55 Dia: 25/06/2019



102


Tabela 23: Dados recolhidos na bancada CS627B011 no dia 01/04/2019.

Teórico Real

2 alinhamento 00:04:12 00:04:12

furação 00:08:32 5,5 5,5 4 00:08:32


3 alinhamento 00:02:26 00:02:26

furação 00:20:31 11,5 11,5 7 00:20:31


4 alinhamento 00:01:46 00:01:46


furação 00:27:23 18,5 18,5 11 00:27:23


7 5 alinhamento 00:02:49 00:02:49

furação 00:48:03 25,6 25,6 15 00:48:03


6 alinhamento 00:01:02 00:01:02

furação 00:34:13 20,1 20,1 12 00:34:13



7 alinhamento 00:01:24 00:01:24

furação 00:32:38 19,8 19,8 11 00:32:38


8 alinhamento 00:02:01 00:02:01

furação 00:44:57 25,4 25,4 15 00:44:57


Observações

Bancada: B755S261 JF - 55 Dia: 25/06/2019



Teórico Real

5 alinhamento 00:02:13 00:02:13

furação 00:40:27 25,4 25,3 15 00:40:27


6 alinhamento 00:01:26 00:01:26

8 furação 00:29:48 19,5 18,5 11 00:29:48 menos 1 metro para não varar


7 alinhamento 00:01:35 00:01:35

furação 00:34:33 19,5 18,5 11 00:34:33 menos 1 metro para não varar


5 paragem 00:08:21 00:08:21 trocar bit + eng. no local

alinhamento 00:19:02 00:19:02

furação 00:05:52 2,5 2,5 2 00:05:52


6 alinhamento 00:02:14 00:02:14

furação 00:09:39 5,5 5,5 4 00:09:39


7 alinhamento 00:02:06 00:02:06

furação 00:18:27 11,4 11,4 7 00:18:27


8 alinhamento 00:02:25 00:02:25

furação 00:35:23 18,4 18,4 11 00:35:23


Nº Varas

Bancada: B755S261 JF - 55 Dia: 26/06/2019


Teórico Real

1 alinhamento 00:02:09 00:02:09

furação 00:11:21 9,6 9,6 6 00:11:21

paragem 00:05:21 00:05:21 inspeção da bancada


2 alinhamento 00:04:11 00:04:11

furação 00:11:52 9,3 9,3 6 00:11:52


3 alinhamento 00:01:32 00:01:32

paragem 00:03:28 00:03:28 avaria no martelo

furação 00:12:17 9,2 9,2 6 00:12:17


4 alinhamento 00:01:31 00:01:31

furação 00:12:51 9,2 8,5 5 00:12:51 varou em pasta aos 8,5 mts


5 alinhamento 00:02:34 00:02:34

furação 00:18:35 4,2 4,2 3 00:18:35 encontrou falha aos 3 mts

desacoplamento 00:08:21 00:08:21 dificuldade ao tirar as varas

6 alinhamento 00:03:36 00:03:36

furação 00:08:01 6,4 6,4 4 00:08:01


7 alinhamento 00:01:27 00:01:27

furação 00:16:53 7,1 7,1 4 00:16:53 falha no hasteal direito


8 alinhamento 00:01:36 00:01:36

furação 00:08:46 6,5 6,5 4 00:08:46


9 alinhamento 00:02:07 00:02:07

furação 00:08:32 7,3 7,3 5 00:08:32


10 alinhamento 00:02:24 00:02:24

furação 00:06:43 5,5 5,5 4 00:06:43


Operação TempoComprimento

Nº Varas

01/04/2019Bancada: CS627A011 JF - 56 Dia:

Tempo Efetivo ObservaçõesFiada Furo

103



Teórico Real

1 alinhamento 00:02:09 00:02:09

furação 00:11:21 9,6 9,6 6 00:11:21

paragem 00:05:21 00:05:21 inspeção da bancada


2 alinhamento 00:04:11 00:04:11

furação 00:11:52 9,3 9,3 6 00:11:52


3 alinhamento 00:01:32 00:01:32

paragem 00:03:28 00:03:28 avaria no martelo

furação 00:12:17 9,2 9,2 6 00:12:17


4 alinhamento 00:01:31 00:01:31

furação 00:12:51 9,2 8,5 5 00:12:51 varou em pasta aos 8,5 mts


5 alinhamento 00:02:34 00:02:34

furação 00:18:35 4,2 4,2 3 00:18:35 encontrou falha aos 3 mts

desacoplamento 00:08:21 00:08:21 dificuldade ao tirar as varas

6 alinhamento 00:03:36 00:03:36

furação 00:08:01 6,4 6,4 4 00:08:01


7 alinhamento 00:01:27 00:01:27

furação 00:16:53 7,1 7,1 4 00:16:53 falha no hasteal direito


8 alinhamento 00:01:36 00:01:36

furação 00:08:46 6,5 6,5 4 00:08:46


9 alinhamento 00:02:07 00:02:07

furação 00:08:32 7,3 7,3 5 00:08:32


10 alinhamento 00:02:24 00:02:24

furação 00:06:43 5,5 5,5 4 00:06:43


Operação TempoComprimento

Nº Varas

01/04/2019Bancada: CS627A011 JF - 56 Dia:

Tempo Efetivo ObservaçõesFiada Furo

Teórico Real

3 alinhamento 00:06:24 00:06:24

furação 00:04:37 2,9 2,9 2 00:04:37



4 alinhamento 00:01:39 00:01:39


furação 00:06:45 5,5 5,5 4 00:06:45



5 alinhamento 00:01:15 00:01:15

furação 00:13:05 10,5 10,5 6 00:13:05


6 alinhamento 00:03:14 00:03:14

furação 00:24:14 16,7 16,7 10 00:24:14


Bancada: B755S270 JF - 56 Dia: 05/04/2019


Nº Varas Tempo Efetivo Observações

Teórico Real

3 alinhamento 00:02:03 00:02:03

paragem 00:07:23 00:07:23 fuga de óleo no martelo

furação 00:07:51 5,8 5,8 4 00:07:51


4 alinhamento 00:01:54 00:01:54

furação 00:08:49 7,2 7,2 4 00:08:49


paragem 00:08:14 00:08:14 desviar bomba de água

11 5 alinhamento 00:02:11 00:02:11

furação 00:14:38 11,0 11,0 7 00:14:38


6 alinhamento 00:01:42 00:01:42


alinhamento 00:02:33 00:02:33

furação 00:23:12 16,7 16,7 10 00:23:12


7 alinhamento 00:02:21 00:02:21

furação 00:19:54 15,2 15,2 9 00:19:54



Nº Varas

Bancada: B755S293 JF - 56 Dia: 08/05/2019


104


Teórico Real

3 alinhamento 00:02:03 00:02:03

paragem 00:07:23 00:07:23 fuga de óleo no martelo

furação 00:07:51 5,8 5,8 4 00:07:51


4 alinhamento 00:01:54 00:01:54

furação 00:08:49 7,2 7,2 4 00:08:49


paragem 00:08:14 00:08:14 desviar bomba de água

11 5 alinhamento 00:02:11 00:02:11

furação 00:14:38 11,0 11,0 7 00:14:38


6 alinhamento 00:01:42 00:01:42


alinhamento 00:02:33 00:02:33

furação 00:23:12 16,7 16,7 10 00:23:12


7 alinhamento 00:02:21 00:02:21

furação 00:19:54 15,2 15,2 9 00:19:54



Nº Varas

Bancada: B755S293 JF - 56 Dia: 08/05/2019


Teórico Real

3 alinhamento 00:01:54 00:01:54

furação 00:04:42 3,9 4,0 3 00:02:18


4 alinhamento 00:02:03 00:02:03

furação 00:09:11 6,6 6,6 4 00:05:59


5 alinhamento 00:02:26 00:02:26

furação 00:15:48 9,1 9,2 6 00:11:00


6 alinhamento 00:03:14 00:03:14

furação 00:11:26 8,1 8,2 5 00:07:26


7 alinhamento 00:01:58 00:01:58

furação 00:11:09 8,0 8,1 5 00:07:09


8 alinhamento 00:02:21 00:02:21

20 furação 00:12:15 8,4 8,5 5 00:08:15


9 alinhamento 00:02:14 00:02:14

furação 00:12:35 9,7 9,5 6 00:07:47


10 alinhamento 00:03:14 00:03:14

furação 00:09:36 7,0 7,0 4 00:06:24


11 alinhamento 00:02:24 00:02:24

furação 00:05:31 4,4 4,4 3 00:03:07


12 alinhamento 00:01:54 00:01:54

furação 00:04:46 3,0 3,0 2 00:03:10


13 alinhamento 00:02:11 00:02:11

furação 00:03:44 2,3 2,3 2 00:02:08


1 alinhamento 00:04:16 00:04:16

furação 00:05:08 3,1 3,2 2 00:03:32


Tempo

EfetivoObservaçõesFiada Furo Operação Tempo

ComprimentoNº Varas

04/06/2019Bancada: D498A162 JF - 56 Dia:

105

Gráfico 14: Velocidade de perfuração do JF-054.

Gráfico 15: Velocidade de perfuração efetiva do JF-054.

Gráfico 16: Velocidade de desacoplamento do JF-054.

y = 0,7142xR² = 0,9843

0

2

4

6

8

10

12

14

16

18

20

22

24

pro

fundid

ade (

m)

tempo (min)

JF-54 _ velocidade de perfuração (m/min)

y = 1,1135xR² = 0,9665

0

2

4

6

8

10

12

14

16

18

20

22

24

pro

fundid

ade (

m)

tempo (min)

JF-54 _ velocidade de perfuração efetiva (m/min)

y = 1,5986xR² = 0,9185

0

2

4

6

8

10

12

14

16

18

20

22

24

pro

fundid

ade (

m)

tempo (min)

JF-54 _ velocidade de desacoplamento (m/min)

106




y = 0,6164xR² = 0,9204

02468

101214161820222426283032

pro

fundid

ade (

m)

tempo (min)


y = 0,8241xR² = 0,8433

02468

10121416182022242628303234

pro

fundid

ade (

m)

tempo (min)


y = 1,5888xR² = 0,8355

02468

1012141618202224262830

pro

fundid

ade (

m)

tempo (min)


107




y = 0,6653xR² = 0,7915

0123456789

101112131415161718

pro

fundid

ade (

m)

tempo (min)


y = 0,9881xR² = 0,5521

0123456789

101112131415161718

pro

fundid

ade (

m)

tempo (min)


y = 1,7296xR² = 0,1994

0

1

2

3

4

5

6

7

8

9

10

11

12

pro

fundid

ade (

m)

tempo (min)


108

Gráfico 23: Distribuição de operações durante o acompanhamento do JF-054.



109

Tabela 27: Tempos recolhidos de acoplamento de uma vara e respetiva média por equipamento.

Tempo de Acoplamento (s) Tempo de Acoplamento (s) Tempo de Acoplamento (s)

52 47 42

52 45 51

47 39 46

55 43 48

49 47 44

50 40 51

53 39 45

52 44 49

48 40 43

48 42 48

47 48 44

49 39 47

55 46 53

51 43 50

53 41 49

48 42 49

49 48 44

54 43 50

49 43 49

49 40 53

49 45 46

54 47 43

53 40 46

48 48 49

53 40 50

Média 51 Média 43 Média 48

dados recolhidos no dia 04

de abril de 2019 na

bancada D498C166


de março de 2019 na

bancada LS380B069


de abril de 2019 na

bancada D498C162

JF

-054

JF

-055

JF

-056

111

Anexo II. Dados Recolhidos na Operação de Carregamento

de Explosivos



Teórico Real Teórico Real Prático Teórico Real Teórico Real Teórico Real

1 3,5 2,5 1 1 2,5 1,5 19 12 8 8

2 3,5 2,5 1 1 0,4 2,5 1,5 19 12 8 8

3 3,5 2,5 1 1 1,2 2,5 1,5 19 11 8 7

4 3,5 2,6 1 1 0,8 2,5 1,6 19 13 8 8

5 3,5 2,7 1 1 0,4 2,5 1,7 19 13 8 8

6 3,5 2,3 1 1 2,5 1,3 19 11 8 8

7 3,5 3 1 1 2,5 2 19 14 8 7

8 3,5 3 1 1 2,5 2 19 15 8 8

1 4,5 3,9 1 1 3,5 2,9 27 24 8 8

2 4,5 4 1 1 1,1 3,5 3 27 23 8 8

3 4,5 3,7 1 1 0,6 3,5 2,7 27 21 8 8

4 4,5 3,7 1 1 0,9 3,5 2,7 27 20 8 7

5 4,5 4 1 1 1,2 3,5 3 27 24 8 8

6 4,5 3,7 1 1 1,3 3,5 2,7 27 21 8 8

7 4,5 4,3 1 1 3,5 3,3 27 26 8 8

8 4,5 3,8 1 1 3,5 2,8 27 22 8 8

1 3,4 3,3 1 1 1,1 2,4 2,3 19 19 8 8

2 5,8 5,6 3 3 3,2 2,8 2,6 22 20 8 8

3 5,6 5,3 1 1 0,6 4,6 4,3 35 33 8 8

4 5,2 5 1 1 2 4,2 4 32 32 8 8

5 5,1 5 1 1 0,7 4,1 4 32 31 8 8

6 5,2 5,4 1 1 1,2 4,2 4,4 32 34 8 8

7 5,6 5,6 1 1 1,4 4,6 4,6 35 35 8 8

8 5,8 5,6 3 3 3,2 2,8 2,6 22 20 8 8

9 3,4 3,5 1 1 1,1 2,4 2,5 19 19 8 8

1 3,4 3,3 1 1 2,4 2,3 19 16 8 7

2 5,8 5,5 3 3 2,8 2,5 22 20 8 8

3 5,8 5,2 1 1 4,8 4,2 37 33 8 8

4 5,5 4,9 1 1 0,5 4,5 3,9 35 30 8 8

5 5,5 5,2 1 1 0,8 4,5 4,2 35 33 8 8

6 5,5 5,2 1 1 1,3 4,5 4,2 35 33 8 8

7 5,8 5,4 1 1 1 4,8 4,4 37 34 8 8

8 5,8 5,5 3 3 3 2,8 2,5 22 18 8 7

9 3,4 2,9 1 1 0,9 2,4 1,9 19 15 8 8

1 3,4 2,6 1 1 2,4 1,6 19 12 8 8

2 5,8 5,5 3 3 3,5 2,8 2,5 22 19 8 8

3 6 5,5 1 1 1,2 5 4,5 39 35 8 8

4 6 5,2 1 1 0,6 5 4,2 39 32 8 8

5 5,8 5,3 1 1 1,2 4,8 4,3 37 33 8 8

6 6 5,2 1 1 0,8 5 4,2 39 32 8 8

7 6 5,5 1 1 1,4 5 4,5 39 35 8 8

8 5,8 5,6 3 3 2,9 2,8 2,6 22 20 8 8

9 3,4 3 1 1 1,1 2,4 2 19 15 8 8

Total 203,8 183,0 55,0 55,0 42,6 148,8 128,0 1152 990

Contagem 43 43 43 43 43 32 43 43 43 43 43 43

Média 4,74 4,26 1,28 1,28 1,33 3,46 2,98 26,79 23,02 7,75 7,73

Desvio Padrão 1,01 1,15 0,69 0,69 0,86 0,95 1,04 7,34 8,13 0,11 0,29

Variância 1,02 1,3 0,5 0,5 0,7 0,9 1,1 53,8 66,1 0,0 0,1

Mínimo 3,4 2,3 1 1 0,4 2,4 1,3 19 11 8 7

Máximo 6 5,6 3 3 3,5 5 4,6 39 35 8 8

Eficácia 100,00% 55,50%

Desvio 0,00% 44,50%

2

3

4

5

89

LS380B069_22MARÇO

Fiada Furo Diâmetro (mm)

1

Ton2500

11,55%

96,90%88,45% 84,00%84,16%

3,10%16,00%15,84%

Tamponamento (m) Carga de Coluna (m) Carga de Coluna (Kg) Razão de Carga (Kg/m)Comprimento (m)


1 12,3 12,1 1 1 0,5 11,3 11,1 87 82 8 7

2 12,3 12,1 1 1 0,5 11,3 11,1 87 82 8 7

3 12,3 10,9 1 1 1,6 11,3 9,9 87 72 8 7

4 12,2 11,8 1 1 0,5 11,2 10,8 86 131 8 12

5 12,2 12,1 1 1 0,8 11,2 11,1 86 82 8 7

6 12,2 11,2 1 1 1,5 11,2 10,2 86 75 8 7

7 12 11,4 1 1 0,2 11 10,4 86 77 8 7

8 12 11,6 1 1 0,5 11 10,6 85 77 8 7

9 12 11 1 1 1,5 11 10 85 74 8 7

10 12,1 4,3 1 1 0,1 11,1 3,3 85 21 8 6

11 12,1 0,6 1 0,1 0,2 11,1 0,5 85 5 8 10

12 12,2 11,7 1 1 1,2 11,2 10,7 86 79 8 7

13 12,2 11,8 1 1 1 11,2 10,8 85 79 8 7

14 12,2 11,7 1 1 1 11,2 10,7 86 79 8 7

15 12,2 11,5 1 1 0,5 11,2 10,5 86 77 8 7

Total 182,5 155,8 15,0 14,1 11,6 167,5 141,7 1288 1092

Contagem 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15 15

Média 12,17 10,39 1,00 0,94 0,77 11,17 9,45 85,87 72,80 8 7,78

Desvio Padrão 0,10 3,21 0,00 0,22 0,48 0,10 3,02 0,72 27,20 0,05 1,37

Variância 0,01 10,27 0,00 0,05 0,23 0,01 9,15 0,52 739,76 0,00 1,87

Mínimo 12 0,6 1 0,1 0,1 11 0,5 85 5 8 6

Máximo 12,3 12,1 1 1 1,6 11,3 11,1 87 131 8 12

Eficácia 94,00% 52,00%

Desvio 6,00% 48,00%14,69% 15,47% 22,30% 10,56%

3600 Ton

85,31% 84,53% 77,70% 89,44%

Razão de Carga (Kg/m)

Z798A032_29ABRIL

Carga de Coluna (m) Carga de Coluna (Kg)

89

Ala

rgam

ento

Slo

t

Fiada FuroDiâmetro

(mm)

Comprimento (m) Tamponamento (m)

112



1


1 7,9 7,6 1 1 1,1 6,9 6,6 53 46 8 7

2 10,6 10,5 1 1 1,2 9,6 9,5 74 61 8 6

3 15,6 15,3 10 10 8,5 5,6 5,3 43 41 8 8

4 15,1 15 1 1 1,6 14,1 14 109 96 8 7

5 13,8 13,6 10 10 9,5 3,8 3,6 29 29 8 8

6 13,8 13,5 4 4 5,3 9,8 9,5 76 61 8 6

7 14,6 13,8 1 1 1,5 13,6 12,8 105 93 8 7

8 15,5 15,3 10 10 9,3 5,5 5,3 42 46 8 9

9 6,4 6 1 1 0,9 5,4 5 42 39 8 8

10 3,6 3,5 1 1 0,6 2,6 2,5 20 15 8 6

11 3 0,7 1 0,1 0,1 2 0,6 15 7 8 12

12 4,2 2,2 1 1 0,4 3,2 1,2 25 9 8 8

13 2,2 0,6 1 0,1 1,2 0,5 9 7 8 14

1 7,4 7,1 1 1 1,6 6,4 6,1 49 37 8 6

2 10,6 2,7 1 1 0,6 9,6 1,7 74 14 8 8

3 15,7 10,1 10 5 0,3 5,7 5,1 44 62 8 12

4 14,6 14,3 1 1 1,4 13,6 13,3 105 96 8 7

5 13,5 13 10 10 8,5 3,5 3 27 32 8 11

6 13,6 12,6 4 4 3,7 9,6 8,6 74 66 8 8

7 14,6 13,5 1 1 1,1 13,6 12,5 105 88 8 7

8 15,5 15 10 10 8 5,5 5 42 47 8 9

9 6,6 6,3 1 1 1,1 5,6 5,3 43 40 8 8

10 3,8 3,7 1 1 0,8 2,8 2,7 22 21 8 8

11 3,3 3,3 1 1 0,7 2,3 2,3 18 18 8 8

12 4,8 4,5 1 1 0,5 3,8 3,5 29 27 8 8

13 2,7 1 1 0,5 0,5 1,7 0,5 13 6 8 12

Total 253,0 224,7 86,0 78,7 68,8 167,0 146,0 1287 1104

Contagem 26 26 26 26 26 25 26 26 26 26 26 26

Média 9,73 8,64 3,31 3,03 2,75 6,42 5,62 49,50 42,46 8 8,33

Desvio Padrão 5,00 5,25 3,75 3,58 3,20 3,95 4,05 30,58 27,87 0,08 2,03

Variância 25,02 27,52 14,06 12,85 10,22 15,64 16,42 934,94 776,79 0,01 4,13

Mínimo 2,2 0,6 1 0,1 0,1 1,2 0,5 9 6 8 6

Máximo 15,7 15,3 10 10 9,5 14,1 14 109 96 8 14

Eficácia 89,23% 69,00%

Desvio 10,77% 31,00%16,86% 17,71% 20,94% 18,15%

7000 Ton

83,14% 82,29% 79,06% 81,85%

LS495B113_7MAIO


89

Comprimento (m) Tamponamento (m) Carga de Coluna (m) Carga de Coluna (Kg)

9

10

Fiada FuroDiâmetro

(mm)


1 3,8 2,8 1 1 0,5 2,8 1,8 22 17 8 9

2 4,9 4,4 0,5 0,5 0,5 4,4 3,9 34 30 8 8

3 5,3 5,1 1 1 0,5 4,3 4,1 33 33 8 8

4 6,6 6,2 1 1 0,6 5,6 5,2 43 42 8 8

5 7,3 7 3 3 0,3 4,3 4 33 50 8 13

6 7,7 7,4 1 1 0,4 6,7 6,4 52 52 8 8

7 9,7 7,6 3 3 0,5 6,7 4,6 52 55 8 12

8 9,7 2,9 1 0,5 0,5 8,7 2,4 67 15 8 6

9 7,8 6,8 3 1,5 0,5 4,8 5,3 37 49 8 9

10 7,1 6,5 1 1 0,5 6,1 5,5 47 46 8 8

11 6,9 0,4 3 0,1 0,1 3,9 0,3 30 2 8 7

12 6,6 0,6 1 0,1 0,1 5,6 0,5 43 5 8 10

13 5,6 4,3 1 1 0,5 4,6 3,3 35 30 8 9

14 5,5 0,6 1 0,1 0,1 4,5 0,5 35 4 8 8

15 2,9 1,8 1 0,5 0,5 1,9 1,3 15 13 8 10

1 3 3,2 1 1 2 2,2 15 21 8 10

2 4,4 4,4 0,5 0,5 0,5 3,9 3,9 30 30 8 8

3 4,9 4,6 1 1 0,5 3,9 3,6 30 32 8 9

4 6,2 5,9 1 1 0,5 5,2 4,9 40 41 8 8

5 7,4 7,3 3 3 0,6 4,4 4,3 34 49 8 11

6 7,8 7,5 1 1 0,5 6,8 6,5 52 50 8 8

7 9,5 8,9 3 3 0,5 6,5 5,9 50 61 8 10

8 9,3 8,4 1 1 0,5 8,3 7,4 64 57 8 8

9 7,7 7,3 3 3 0,3 4,7 4,3 36 53 8 12

10 7 1 6 46 8

11 7,2 4,1 3 1 0,5 4,2 3,1 32 28 8 9

12 6,8 2,6 1 0,5 0,3 5,8 2,1 45 16 8 8

13 5,7 1,5 1 0,5 0,3 4,7 1 36 9 8 9

14 5,6 1,3 1 0,5 0,4 4,6 0,8 35 6 8 8

15 2,9 2,2 1 0,5 0,3 1,9 1,7 15 13 8 8

1 3,1 2,8 1 1 0,3 2,1 1,8 16 18 8 10

2 4,5 4,2 0,5 0,5 4 3,7 31 29 8 8

3 5,1 4,9 1 1 0,1 4,1 3,9 32 33 8 8

4 6,8 6,3 1 1 0,5 5,8 5,3 45 45 8 8

5 7,5 7,3 3 3 0,4 4,5 4,3 35 51 8 12

6 7,7 7,4 1 1 0,5 6,7 6,4 52 51 8 8

7 9,6 9,2 3 3 0,5 6,6 6,2 51 66 8 11

8 9,2 8,5 1 1 0,3 8,2 7,5 63 54 8 7

9 7,8 6 3 3 0,3 4,8 3 37 42 8 14

10 7,3 2,8 1 0,5 0,4 6,3 2,3 49 19 8 8

11 7,5 6,2 3 1 0,5 4,5 5,2 35 44 8 8

12 7,4 6,6 1 1 0,1 6,4 5,6 49 48 8 9

13 6,3 5,8 1 1 0,6 5,3 4,8 41 36 8 8

14 6 5,5 1 1 0,5 5 4,5 39 37 8 8

15 2,9 2,7 1 1 1,9 1,7 15 17 8 10

Total 291,5 219,8 67,5 52,8 16,8 224,0 167,0 1728 1499

Contagem 45 45 44 45 44 41 45 44 45 44 45 44

Média 6,48 5,00 1,50 1,20 0,41 4,98 3,80 38,40 34,07 7,72 8,99

Desvio Padrão 1,89 2,41 0,91 0,90 0,14 1,63 1,92 12,55 17,31 0,08 1,65

Variância 3,57 5,83 0,83 0,81 0,02 2,66 3,67 157,48 299,61 0,01 2,73

Mínimo 2,9 0,4 0,5 0,1 0,1 1,9 0,3 15 2 8 6

Máximo 9,7 9,2 3 3 0,6 8,7 7,5 67 66 8 14

Eficácia 81,59% 47,20%

Desvio 18,41% 52,80%22,91% 24,20% 26,73% 18,70%

5000 Ton

77,09% 75,80% 73,27% 81,30%

Razão de Carga (Kg/m)Comprimento (m) Tamponamento (m) Carga de Coluna (m) Carga de Coluna (Kg)

LS380B069_24ABRIL

89

Diâmetro

(mm)

11

12

10

Fiada Furo

113

Tabela 32: Dados recolhidos na bancada Z7504B07 no dia 15/04/2019.



1 4,7 4,6 1 1 0,9 3,7 3,6 29 23 8 6

2 4,7 4,4 1 1 0,9 3,7 3,4 29 22 8 6

3 4,7 4,4 1 1 0,6 3,7 3,4 29 23 8 7

1 4,2 4,1 3 3 2,6 1,2 1,1 9 7 8 6

2 4,2 4,2 3 3 0,5 1,2 1,2 9 17 8 14

3 4,2 3,9 3 3 2,3 1,2 0,9 9 7 8 8

S1 4 3,6 1 1 0,2 3 2,6 23 20 8 8

S2 4 3,7 1 1 0,6 3 2,7 23 21 8 8

S3 4 3,7 1 1 0,7 3 2,7 23 21 8 8

S4 4 3,9 1 1 1,1 3 2,9 23 23 8 8

S5 4 3,7 1 1 1,1 3 2,7 23 21 8 8

S6 3,9 3,5 1 1 0,7 2,9 2,5 22 19 8 8

S9 3,9 3,6 1 1 0,5 2,9 2,6 22 19 8 7

S10 3,9 4 1 1 1 2,9 3 22 23 8 8

S12 3,9 3,7 1 1 1 2,9 2,7 22 21 8 8

S14 3,9 3,5 1 1 1,3 2,9 2,5 22 18 8 7

S15 3,9 3,7 1 1 0,8 2,9 2,7 22 20 8 7

S18 3,7 3,2 1 1 0,8 2,7 2,2 21 17 8 8

S19 3,7 3,5 1 1 0,5 2,7 2,5 21 18 8 7

S20 3,7 3,6 1 1 1,1 2,7 2,6 21 19 8 7

S21 3,7 3,6 1 1 0,9 2,7 2,6 21 19 8 7

S22 3,7 3,5 1 1 1 2,7 2,5 21 19 8 8

S23 3,7 3,1 1 1 0,7 2,7 2,1 21 17 8 8

Total 92,3 86,7 29,0 29,0 21,8 63,3 57,7 487 434

Contagem 23 23 23 23 23 23 23 23 23 23 23 23

Média 4,01 3,77 1,26 1,26 0,95 2,75 2,51 21,17 18,87 8 7,70

Desvio Padrão 0,31 0,37 0,67 0,67 0,53 0,67 0,66 5,31 4,13 0,11 1,46

Variância 0,10 0,13 0,45 0,45 0,28 0,45 0,43 28,23 17,07 0,01 2,13

Mínimo 3,7 3,1 1 1 0,2 1,2 0,9 9 7 8 6

Máximo 4,7 4,6 3 3 2,6 3,7 3,6 29 23 8 14

Eficácia 100,00% 73,91%

Desvio 0,00% 26,09%

89

Razão de Carga

93,64% 90,56% 91,00%

6,36% 9,44% 16,63% 9,00%

83,37%

Tamponamento (m) Carga de Coluna Carga de Coluna Diâmetro

(mm)

Comprimento (m)

Ton

2

Slot

800Z7504B07_15ABRIL

1

Fiada Furo


1 12,5 12,3 1 1 1 11,5 11,3 89 91 8 8

2 12,2 11,8 5 5 7,2 6,8 56 87 8 13

3 12,1 12 1 1 0,3 11,1 11 86 89 8 8

4 12,5 12,1 6 6 3,8 6,5 6,1 50 62 8 10

5 13,6 13,3 1 1 1 12,6 12,3 97 95 8 8

6 13,3 3,4 6 1 0,5 7,3 2,4 56 22 8 9

7 10,1 10,1 1 1 0,6 9,1 9,1 70 71 8 8

8 8,3 4,9 3,5 1 0,1 4,8 3,9 37 36 8 9

9 7,3 1,3 1 0,5 0,2 6,3 0,8 49 11 8 14

10 6,8 1 0,5 0,5 0,2 6,3 0,5 49 7 8 14

11 6,4 5,8 1 0,5 0,5 5,4 5,3 42 41 8 8

12 2,6 1,9 0,5 0,5 0,5 2,1 1,4 16 11 8 8

1 11,7 11,3 1 1 2,5 10,7 10,3 83 75 8 7

2 11,3 10,8 5 5 3,9 6,3 5,8 49 53 8 9

3 11,5 11 1 1 1,1 10,5 10 81 77 8 8

4 12,4 12,2 6 6 4,9 6,4 6,2 49 56 8 9

5 13,6 13,5 1 1 0,5 12,6 12,5 97 96 8 8

6 13,8 13,5 6 6 2 7,8 7,5 60 70 8 9

7 10,5 10 1 1 0,8 9,5 9 73 69 8 8

8 8,2 8,1 3,5 3,5 0,3 4,7 4,6 36 59 8 13

9 7,4 1,1 1 0,5 0,4 6,4 0,6 49 7 8 12

10 6 1,6 0,5 0,5 0,2 5,5 1,1 42 9 8 8

11 6 6,3 1 1 0,1 5 5,3 39 45 8 8

12 2,9 1,5 0,5 0,5 0,5 2,4 1 19 8 8 8

1 11,2 10,7 1 1 1,3 10,2 9,7 79 60 8 6

2 10,9 10 5 5 3 5,9 5 46 46 8 9

3 11,3 10,8 1 1 2,7 10,3 9,8 79 76 8 8

4 12,1 9 6 3 2,9 6,1 6 47 50 8 8

5 13,7 13,9 1 1 1,4 12,7 12,9 98 100 8 8

6 13,9 13,7 6 6 4,2 7,9 7,7 61 72 8 9

7 10,5 10,3 1 1 0,9 9,5 9,3 73 71 8 8

8 8,5 7,2 3,5 3 0,3 5 4,2 39 37 8 9

9 7,5 7,4 1 1 0,2 6,5 6,4 50 53 8 8

10 5,5 5,4 0,5 0,5 0,2 5 4,9 39 38 8 8

11 5,4 5,2 1 1 0,2 4,4 4,2 34 36 8 9

12 3,1 2,7 0,5 0,5 0,5 2,6 2,2 20 17 8 8

Total 346,6 297,1 82,5 70,0 43,7 264,1 227,1 2039 1903

Contagem 36 36 36 36 36 35 36 36 36 36 36 36

Média 9,63 8,25 2,29 1,94 1,25 7,34 6,31 56,64 52,86 8 8,91

Desvio Padrão 3,32 4,23 2,10 1,92 1,34 2,87 3,64 22,11 28,06 0,06 1,83

Variância 11,01 17,85 4,39 3,68 1,79 8,24 13,26 488,73 787,18 0,00 3,34

Mínimo 2,6 1 0,5 0,5 0,1 2,1 0,5 16 7 8 6

Máximo 13,9 13,9 6 6 4,9 12,7 12,9 98 100 8 14

Eficácia 89,75% 51,71%

Desvio 10,25% 48,29%17,98% 18,22% 22,28% 16,92%

6000 Ton

82,02% 81,78% 77,72% 83,08%

Razão de Carga (Kg/m)Carga de Coluna (m) Carga de Coluna (Kg)Comprimento (m) Tamponamento (m)

9

10

Z798A032_15MAIO

89

11

Fiada FuroDiâmetro

(mm)

114

Tabela 34: Dados recolhidos na bancada B846S318 no dia 30//2019.



1 3 1,1 1 0,5 0,4 2 0,6 15 5 8 8

2 7,2 4 3,2 0 25 8

3 15,9 1 1 0,5 0,6 14,9 0,5 115 3 8 6

4 9,7 1 1 0,5 0,5 8,7 0,5 67 4 8 8

5 9,5 8,3 4 2 2 5,5 6,3 42 65 8 10

6 9,9 8,9 1 1 0,5 8,9 7,9 69 69 8 9

7 16,2 15,3 1 1 1,2 15,2 14,3 117 92 8 6

8 11,4 10,4 4 4 2,8 7,4 6,4 57 69 8 11

9 6,2 5,5 1 1 1,1 5,2 4,5 40 29 8 6

10 3 1 2 0 15 8

1 2,2 1,5 1 1 0,8 1,2 0,5 9 5 8 10

2 3,7 3,3 1 2 0,9 2,7 1,3 21 21 8 16

3 3,2 3,1 1 2 1,1 2,2 1,1 17 20 8 18

4 2,7 0,4 1 0,1 1,7 0,3 13 3 8 10

5 3,6 2,5 1 1 1,1 2,6 1,5 20 17 8 11

6 6,8 6,5 4 4 3,5 2,8 2,5 22 38 8 15

7 16,1 9,4 1 1 1 15,1 8,4 116 61 8 7

8 9,6 9,5 1 1 0,8 8,6 8,5 66 99 8 12

9 9,4 9,3 4 4 4,2 5,4 5,3 42 60 8 11

10 9,8 6 1 1 0,7 8,8 5 68 35 8 7

11 15,9 15,4 6 6 4,8 9,9 9,4 76 88 8 9

12 10,5 10,2 1 1 1,2 9,5 9,2 73 68 8 7

13 6 5,9 1 1 1,2 5 4,9 39 37 8 8

14 3,6 3,5 1 1 1,2 2,6 2,5 22 20 8 8

15 3,4 3,2 1 1 1 2,4 2,2 19 17 8 8

16 3,8 3,8 1 1 1,1 2,8 2,8 22 22 8 8

17 2 1,8 1 1 0,8 1 0,8 8 13 8 16

1 2,2 2 1 1 1,1 1,2 1 9 4 8 4

2 4,3 2,4 1 1 1,1 3,3 1,4 25 6 8 4

3 3,9 2,6 1 1 0,7 2,9 1,6 22 13 8 8

4 4,4 3,4 1 1 0,8 3,4 2,4 26 32 8 13

5 5,7 4,9 1 1 0,8 4,7 3,9 36 30 8 8

6 11,6 8,2 1 1 0,7 10,6 7,2 82 45 8 6

7 15,8 15,3 6 6 3,5 9,8 9,3 76 111 8 12

8 9,4 9,1 1 1 1 8,4 8,1 65 59 8 7

9 9,4 4,6 3 3 3,2 6,4 1,6 49 28 8 18

10 16 1,5 1 0,5 0,5 15 1 116 8 8 8

11 11,3 11,4 5 5 3,8 6,3 6,4 49 76 8 12

12 6,4 1,6 1 1 0,8 5,4 0,6 42 5 8 8

13 4,5 4,3 1 1 1,1 3,5 3,3 27 25 8 8

14 3,6 3,4 1 1 1,1 2,6 2,4 20 18 8 8

15 4 3,7 1 1 1 3 2,7 23 21 8 8

16 2,1 0,5 1 0,1 1,1 0,4 8 7 7 18

Total 318,9 225,7 74,0 65,2 55,7 244,9 160,5 1890 1448

Contagem 43 43 41 43 41 39 43 41 43 41 43 41

Média 7,42 5,50 1,72 1,59 1,43 5,70 3,91 43,95 35,32 8 9,66

Desvio Padrão 4,51 4,15 1,47 1,47 1,12 4,08 3,39 31,44 29,66 0,17 3,56

Variância 20,31 17,22 2,15 2,15 1,26 16,63 11,47 988,23 879,44 0,03 12,69

Mínimo 2 0,4 1 0,1 0,4 1 0 8 3 7 4

Máximo 16,2 15,4 6 6 4,8 15,2 14,3 117 111 8 18

Eficácia 84,63% 78,30%

Desvio 15,37% 21,70%25,37% 31,71% 37,53% 35,29%

8000 Ton

74,63% 68,29% 62,47% 64,71%

Comprimento (m) Tamponamento (m) Carga de Coluna (m) Carga de Coluna (Kg) Razão de Carga (Kg/m)

B846S318_30ABRIL

5

6

7

89

Fiada FuroDiâmetro

(mm)


1 12,5 12,2 1 1 1,6 11,5 11,2 89 107 8 10

2 12,8 12,6 6 6 2 6,8 6,6 52 85 8 13

3 12,9 12,9 1 1 1,1 11,9 11,9 92 125 8 11

4 13,5 13,5 6 6 5,6 7,5 7,5 58 66 8 9

5 14,4 14,5 1 1 1,2 13,4 13,5 103 116 8 9

6 14,3 14,3 6,5 6,5 5 7,8 7,8 60 67 8 9

7 10,1 9,6 1 1 0,9 9,1 8,6 70 67 8 8

8 8,1 7,5 3,5 3,5 3,5 4,6 4 35 34 8 9

9 7,2 6,5 1 1 1 6,2 5,5 48 25 8 5

10 3,4 3,8 0,5 0,5 2,9 3,3 22 25 8 8

11 3,1 3,2 1 1 2,1 2,2 16 15 8 7

1 13 12,9 1 1 2,5 12 11,9 93 98 8 8

2 13,1 12,8 6 6 5,8 7,1 6,8 55 50 8 7

3 13,3 13,3 1 1 1,2 12,3 12,3 95 97 8 8

4 13,9 13,9 6 6 5,7 7,9 7,9 61 83 8 11

5 14,8 15,1 1 1 1,7 13,8 14,1 106 109 8 8

6 14,5 14,6 6 6 5,8 8,5 8,6 66 66 8 8

7 10,5 10,6 1 1 0,8 9,5 9,6 73 76 8 8

8 7,7 6,5 3,5 3,5 3 4,2 3 32 28 8 9

9 6,5 6,7 1 1 1 5,5 5,7 42 43 8 8

10 6,4 6,4 0,5 0,5 0,5 5,9 5,9 46 46 8 8

11 4,1 4,3 1 1 3,1 3,3 24 25 8 8

12 2,2 1,9 0,5 0,5 1,7 1,4 13 11 8 8

Total 232,3 229,6 57,0 57,0 49,9 175,3 172,6 1351 1464

Contagem 23 23 23 23 23 19 23 23 23 23 23 23

Média 10,10 9,98 2,48 2,48 2,63 7,62 7,50 58,74 63,65 8 8,33

Desvio Padrão 4,11 4,16 2,27 2,27 1,92 3,56 3,65 27,56 33,91 0,06 1,54

Variância 16,93 17,32 5,14 5,14 3,67 12,70 13,32 759,32 1149,71 0,00 2,36

Mínimo 2,2 1,9 0,5 0,5 0,5 1,7 1,4 13 11 8 5

Máximo 14,8 15,1 6,5 6,5 5,8 13,8 14,1 106 125 8 13

Eficácia 100,00% 61,64%

Desvio 0,00% 38,36%3,72% 5,24% 14,20% 13,60%

6000 Ton

96,28% 94,76% 85,80% 86,40%

Carga de Coluna (Kg) Razão de Carga (Kg/m)Comprimento (m) Tamponamento (m) Carga de Coluna (m)

Z798A032_6JUNHO

16

17

Fiada Furo

89

Diâmetro

(mm)

115




1 3,2 2,8 1 1 2,2 1,8 17 13 8 7

2 4,9 4,9 0,5 0,5 4,4 4,4 34 32 8 7

3 5,1 0,2 1 0,1 4,1 0,1 32 1 8 10

4 5,4 3,9 0,5 0,5 4,9 3,4 38 27 8 8

5 6,3 0,2 1 0,1 5,3 0,1 41 2 8 20

6 7,6 7,1 3 3 3,5 4,6 4,1 35 23 8 6

7 8,4 8 1 1 0,9 7,4 7 57 54 8 8

8 9,4 9 4 4 4,1 5,4 5 42 38 8 8

9 9,2 8,8 1 1 1,1 8,2 7,8 63 61 8 8

10 9,3 8,9 4 4 4,2 5,3 4,9 41 37 8 8

11 8,2 7,9 1 1 1 7,2 6,9 56 54 8 8

12 7,7 7,4 3 3 3,1 4,7 4,4 36 33 8 8

13 7 6,2 1 1 0,8 6 5,2 46 41 8 8

14 5,5 4,9 0,5 0,5 5 4,4 39 34 8 8

15 5,5 4,6 1 1 4,5 3,6 35 27 8 8

16 5,5 4,2 0,5 0,5 5 3,7 39 29 8 8

17 3,1 1,9 1 1 2,1 0,9 16 11 8 12

1 3,5 3,1 1 1 2,5 2,1 19 16 8 8

2 5 4,6 0,5 0,5 4,5 4,1 35 31 8 8

3 5,2 5,1 1 1 4,2 4,1 32 32 8 8

4 5,6 5,4 0,5 0,5 5,1 4,9 39 37 8 8

5 7 6,8 1 1 6 5,8 46 45 8 8

6 7,8 7,7 3 3 2,9 4,8 4,7 37 36 8 8

7 8,2 7,7 1 1 0,5 7,2 6,7 56 52 8 8

8 9 8,5 4 4 3,6 5 4,5 39 35 8 8

9 8,6 8,5 1 1 0,8 7,6 7,5 59 57 8 8

10 8,3 8,1 4 4 4,1 4,3 4,1 33 32 8 8

11 7,3 7 1 1 1 6,3 6 49 46 8 8

12 7,3 7,4 3 3 3,4 4,3 4,4 33 34 8 8

13 6,5 6,3 1 1 0,9 5,5 5,3 42 41 8 8

14 5 4,4 0,5 0,5 4,5 3,9 35 30 8 8

15 5 0,2 1 0,01 4 0,19 31 2 8 11

16 5,2 5,2 0,5 0,5 4,7 4,7 39 32 8 7

17 2,7 2,5 1 1 1,7 1,5 13 12 8 8

1 3,2 2,9 1 1 2,2 1,9 17 15 8 8

2 5,2 5,4 0,5 0,5 4,7 4,9 36 37 8 8

3 5,3 3,5 1 1 4,3 2,5 33 24 8 10

4 5,7 5,3 0,5 0,5 5,2 4,8 40 37 8 8

5 6,5 6,2 1 1 5,5 5,2 42 40 8 8

6 7,6 7,6 3 3 2,6 4,6 4,6 35 35 8 8

7 8 7,7 1 1 0,7 7 6,7 54 52 8 8

8 8,9 8,8 4 4 4,8 4,9 4,8 38 37 8 8

9 8,6 8,4 1 1 0,8 7,6 7,4 59 57 8 8

10 8,7 8,8 4 4 3,4 4,7 4,8 36 37 8 8

11 7,9 7,6 1 1 0,5 6,9 6,6 53 51 8 8

12 7,7 7,5 3 3 3 4,7 4,5 36 35 8 8

13 7,3 7,1 1 1 1,1 6,3 6,1 49 47 8 8

14 5,8 5,3 0,5 0,5 5,3 4,8 41 37 8 8

15 5,1 4,7 1 1 4,1 3,7 32 28 8 8

16 5 4,7 0,5 0,5 4,5 4,2 35 33 8 8

17 2,3 2,2 1 1 1,3 2,2 10 9 8 4

Total 327,3 293,1 75,0 72,2 52,8 252,3 221,9 1950 1698

Contagem 51 51 51 51 51 24 51 51 51 51 51 51

Média 6,42 5,75 1,47 1,42 2,20 4,95 4,35 38,24 33,29 8 8,03

Desvio Padrão 1,87 2,40 1,17 1,21 1,43 1,50 1,85 11,63 14,33 0,10 1,99

Variância 3,48 5,77 1,37 1,47 2,05 2,25 3,44 135,36 205,42 0,01 3,96

Mínimo 2,3 0,2 0,5 0,01 0,5 1,3 0,1 10 1 8 4

Máximo 9,4 9 4 4 4,8 8,2 7,8 63 61 8 20

Eficácia 94,53% 40,49%

Desvio 5,47% 59,51%12,50% 15,71% 14,69% 9,17%

7800 Ton

87,50% 84,29% 85,31% 90,83%


19

20

LS260B006_20MAIO

89

21

Fiada FuroDiâmetro

(mm)


1 9,2 8,5 1 1 2 8,2 7,5 63 60 8 8

2 9,2 8,6 1 1 0,9 8,2 7,6 63 65 8 9

3 9 8,3 1 1 0,8 8 7,3 62 60 8 8

S1 9,3 9 1 1 1,1 8,3 8 64 63 8 8

S2 9,3 8,8 1 1 1,4 8,3 7,8 64 62 8 8

S3 9 8,6 1 1 1,1 8 7,6 62 62 8 8

S4 9 8,5 1 1 0,9 8 7,5 62 61 8 8

S5 9 7 1 1 1 8 6 62 48 8 8

S6 9 8,5 1 1 1,2 8 7,5 62 65 8 9

S9 8,8 8,3 1 1 1,3 7,8 7,3 60 62 8 8

S10 8,8 8,2 1 1 1,2 7,8 7,2 60 62 8 9

S12 8,8 8 1 1 1,2 7,8 7 60 58 8 8

S14 8,8 8,4 1 1 1,3 7,8 7,4 60 62 8 8

S15 8,8 8,8 1 1 1 7,8 7,8 60 62 8 8

S18 9 8,4 1 1 0,4 8 7,4 62 20 8 3

S19 8,8 8 1 1 1,2 7,8 7 60 40 8 6

S20 8,8 9 1 1 1,4 7,8 8 60 64 8 8

S21 9 8,4 1 1 1,3 8 7,4 62 45 8 6

S22 9 6,3 1 1 0,6 8 5,3 62 44 8 8

S23 9 8,7 1 1 0,8 8 7,7 62 54 8 7

Total 179,6 166,3 20,0 20,0 22,1 159,6 146,3 1232 1119

Contagem 20 20 20 20 20 20 20 20 20 20 20 20

Média 8,98 8,32 1,00 1,00 1,11 7,98 7,32 61,60 55,95 8 7,65

Desvio Padrão 0,16 0,63 0,00 0,00 0,33 0,16 0,63 1,32 11,04 0,03 1,37

Variância 0,03 0,39 0,00 0,00 0,11 0,03 0,39 1,74 121,85 0,00 1,87

Mínimo 8,8 6,3 1 1 0,4 7,8 5,3 60 20 8 3

Máximo 9,3 9 1 1 2 8,3 8 64 65 8 9

Eficácia 100,00% 73,50%

Desvio 0,00% 26,50%7,62% 8,58% 11,93% 11,37%

400 Ton

92,38% 91,42% 88,07% 88,63%

Carga de Coluna (Kg)Carga de Coluna (m) Razão de Carga (Kg/m)Comprimento (m) Tamponamento (m)

D498A164_5JUNHO

1

Slot

Fiada FuroDiâmetro

(mm)

89

116


Tabela 39: Dados recolhidos na bancada B775A293 no dia 07/06/2019.


1 11,2 11 1 1 1 10,2 10 79 78 8 8

2 11,2 11 6 6 5,9 5,2 5 40 39 8 8

3 11,5 11,3 1 1 1,2 10,5 10,3 81 40 8 4

4 12,1 12 6 6 5,5 6,1 6 47 47 8 8

5 13,1 12,4 1 1 1,1 12,1 11,4 93 90 8 8

6 13,2 13 6,5 6,5 6,1 6,7 6,5 52 50 8 8

7 10 10 1 1 1,1 9 9 69 69 8 8

8 8,1 7,8 3,5 3,5 3,3 4,6 4,3 35 35 8 8

9 7,3 7 1 1 0,9 6,3 6 49 47 8 8

10 3 2 0,5 0,5 2,5 1,5 19 11 8 7

11 3,6 3 1 1 2,6 2 20 16 8 8

1 12,2 12 1 1 1 11,2 11 86 85 8 8

2 12,3 12 6 6 5,3 6,3 6 49 47 8 8

3 12,5 12,5 1 1 1,1 11,5 11,5 89 89 8 8

4 13,1 13 6 6 6,2 7,1 7 55 55 8 8

5 13,9 13,4 1 1 0,9 12,9 12,4 100 98 8 8

6 13,7 13,5 6,5 6,5 6,2 7,2 7 56 55 8 8

7 10,2 10 1 1 1 9,2 9 71 70 8 8

8 8,3 8,1 3,5 3,5 3,6 4,8 4,6 37 35 8 8

9 7,3 7,3 1 1 1 6,3 6,3 49 50 8 8

10 3,3 3 0,5 0,5 2,8 2,5 22 20 8 8

11 3,4 3,1 1 1 2,4 2,1 19 17 8 8

1 12,5 12,2 1 1 1 11,5 11,2 89 88 8 8

2 12,3 12 6 6 5,9 6,3 6 49 47 8 8

3 12,6 12,5 1 1 1,3 11,6 11,5 89 89 8 8

4 13,3 9 6 6 4,5 7,3 3 56 27 8 9

5 14,2 13 1 1 1,5 13,2 12 102 91 8 8

6 13,9 13,5 6,5 6,5 5,9 7,4 7 57 55 8 8

7 10,5 10 1 1 0,8 9,5 9 73 69 8 8

8 8,8 8,8 3,5 3,5 3,4 5,3 5,3 41 42 8 8

9 7,6 7,6 1 1 1,1 6,6 6,6 51 50 8 8

10 2,5 2 0,5 0,5 2 1,5 15 13 8 9

11 3,3 3 1 1 2,3 2 18 15 8 8

Total 326,0 312,0 85,5 85,5 77,8 240,5 226,5 1857 1729

Contagem 33 33 33 33 33 27 33 33 33 33 33 33

Média 9,88 9,45 2,59 2,59 2,88 7,29 6,86 56,27 52,39 8 7,74

Desvio Padrão 3,71 3,70 2,31 2,31 2,16 3,30 3,37 25,43 25,61 0,07 0,74

Variância 13,76 13,68 5,36 5,36 4,66 10,88 11,35 646,68 656,00 0,01 0,55

Mínimo 2,5 2 0,5 0,5 0,8 2 1,5 15 11 8 4

Máximo 14,2 13,5 6,5 6,5 6,2 13,2 12,4 102 98 8 9

Eficácia 100,00% 73,85%

Desvio 0,00% 26,15%5,64% 7,93% 8,37% 4,09%

6000 Ton

94,36% 92,07% 91,63% 95,91%


Z798A032_29MAIO

89

12

13

14

Fiada FuroDiâmetro

(mm)


1 2,5 1 1 0,1 1,5 0,9 12 8 8 9

2 4,9 4,6 1 1 3,9 3,6 30 29 8 8

3 5,2 5,1 1 1 4,2 4,1 32 32 8 8

4 6,2 6 1 1 1,2 5,2 5 40 39 8 8

5 6,7 6,5 2 2 1,8 4,7 4,5 36 34 8 8

6 5,4 5,2 1 1 1 4,4 4,2 34 33 8 8

7 4,9 4,6 2 2 1,9 2,9 2,6 22 20 8 8

8 5,4 5,1 1 1 1,1 4,4 4,1 34 32 8 8

9 6,4 6 2 2 2 4,4 4 34 33 8 8

10 7,9 7,6 1 1 1,2 6,9 6,6 53 53 8 8

11 6,1 5,8 1 1 5,1 4,8 39 37 8 8

12 5,6 5,4 1 1 4,6 4,4 35 34 8 8

13 5,1 3,6 0,5 0,5 4,6 3,1 35 29 8 9

1 3,1 2 1 1 2,1 1 16 9 8 9

2 4,8 3,9 1 1 3,8 2,9 29 22 8 8

3 5,3 5 1 1 4,3 4 33 33 8 8

4 6,2 5,8 1 1 0,9 5,2 4,8 40 38 8 8

5 6,9 6,5 2 2 2,1 4,9 4,5 38 37 8 8

6 5,9 5,6 1 1 0,9 4,9 4,6 38 37 8 8

7 5,3 5,1 2 2 2 3,3 3,1 25 24 8 8

8 5,9 5,6 1 1 1,2 4,9 4,6 38 35 8 8

9 6,7 6,2 2 2 1,8 4,7 4,2 36 34 8 8

10 7,2 7,1 1 1 1,1 6,2 6,1 48 49 8 8

11 5,7 5,3 1 1 0,9 4,7 4,3 36 35 8 8

12 5,2 5 1 1 4,2 4 32 32 8 8

13 4,9 4,5 0,5 0,5 4,4 4 34 32 8 8

14 2 0,7 0,5 0,1 1,5 0,6 12 8 8 13

1 3,6 1 1 0,1 2,6 0,9 20 8 8 9

2 5,1 3,5 1 1 4,1 2,5 32 25 8 10

3 5,5 1 1 0,1 4,5 0,9 35 9 8 10

4 6,4 5,9 1 1 0,8 5,4 4,9 42 43 8 9

5 7,1 6,8 2 2 1,9 5,1 4,8 39 40 8 8

6 5,8 5,6 1 1 1 4,8 4,6 37 35 8 8

7 5,7 5,5 2 2 2,2 3,7 3,5 29 30 8 9

8 6,1 5,7 1 1 0,9 5,1 4,7 39 36 8 8

9 7,1 6,9 2 2 2,2 5,1 4,9 39 38 8 8

10 7,5 7,3 1 1 0,9 6,5 6,3 50 50 8 8

11 5,9 5,8 1 1 1,1 4,9 4,8 38 39 8 8

12 5,4 5 1 1 4,4 4 34 32 8 8

13 5 4,6 0,5 0,5 4,5 4,1 35 32 8 8

14 2 1 0,5 0,5 1,5 0,5 12 7 8 14

1 2,2 1,5 1 1 1,2 0,5 9 8 8 16

2 5,2 3 1 1 4,2 2 32 25 8 13

3 5,5 3,2 1 1 4,5 2,2 35 29 8 13

4 6,5 6,2 1 1 1,2 5,5 5,2 42 40 8 8

5 6,8 7,1 2 2 2,1 4,8 5,1 37 40 8 8

6 5,3 5,2 1 1 1,2 4,3 4,2 33 33 8 8

7 5,1 4,9 2 2 2,2 3,1 2,9 24 23 8 8

8 5,3 4,9 1 1 1,1 4,3 3,9 33 31 8 8

9 6,4 5 2 2 2,1 4,4 3 34 29 8 10

10 6,8 6,7 1 1 1 5,8 5,7 45 45 8 8

11 5,7 5,4 1 1 4,7 4,4 36 35 8 8

12 5,5 5,2 1 1 4,5 4,2 35 33 8 8

13 2,2 2 1 1 1,2 1 9 9 8 9

Total 294,1 260,7 63,5 60,4 43,0 230,6 200,3 1776 1642

Contagem 54 54 54 54 54 30 54 54 54 54 54 54

Média 5,45 4,83 1,18 1,12 1,43 4,27 3,71 32,89 30,41 8 8,69

Desvio Padrão 1,35 1,77 0,46 0,54 0,50 1,24 1,52 9,53 11,19 0,10 1,77

Variância 1,83 3,14 0,21 0,29 0,25 1,54 2,32 90,80 125,13 0,01 3,13

Mínimo 2 0,7 0,5 0,1 0,8 1,2 0,5 9 7 8 8

Máximo 7,9 7,6 2 2 2,2 6,9 6,6 53 53 8 16

Eficácia 93,52% 50,28%

Desvio 6,48% 49,72%14,47% 16,92% 10,48% 12,93%

5000 Ton

85,53% 83,08% 89,52% 87,07%

B775A293_7JUNHO

89

Razão de Carga (Kg/m)Carga de Coluna (m) Carga de Coluna (Kg)Fiada Furo

Diâmetro

(mm)


20

21

22

23

117

Tabela 40: Dados recolhidos na bancada B775A293 no dia 12/06/2019.


1 2,5 1 1 0,1 1,5 0,9 12 8 8 9

2 4,9 4,6 1 1 3,9 3,6 30 29 8 8

3 5,2 5,1 1 1 4,2 4,1 32 32 8 8

4 6,2 6 1 1 1,2 5,2 5 40 39 8 8

5 6,7 6,5 2 2 1,8 4,7 4,5 36 34 8 8

6 5,4 5,2 1 1 1 4,4 4,2 34 33 8 8

7 4,9 4,6 2 2 1,9 2,9 2,6 22 20 8 8

8 5,4 5,1 1 1 1,1 4,4 4,1 34 32 8 8

9 6,4 6 2 2 2 4,4 4 34 33 8 8

10 7,9 7,6 1 1 1,2 6,9 6,6 53 53 8 8

11 6,1 5,8 1 1 5,1 4,8 39 37 8 8

12 5,6 5,4 1 1 4,6 4,4 35 34 8 8

13 5,1 3,6 0,5 0,5 4,6 3,1 35 29 8 9

1 3,1 2 1 1 2,1 1 16 9 8 9

2 4,8 3,9 1 1 3,8 2,9 29 22 8 8

3 5,3 5 1 1 4,3 4 33 33 8 8

4 6,2 5,8 1 1 0,9 5,2 4,8 40 38 8 8

5 6,9 6,5 2 2 2,1 4,9 4,5 38 37 8 8

6 5,9 5,6 1 1 0,9 4,9 4,6 38 37 8 8

7 5,3 5,1 2 2 2 3,3 3,1 25 24 8 8

8 5,9 5,6 1 1 1,2 4,9 4,6 38 35 8 8

9 6,7 6,2 2 2 1,8 4,7 4,2 36 34 8 8

10 7,2 7,1 1 1 1,1 6,2 6,1 48 49 8 8

11 5,7 5,3 1 1 0,9 4,7 4,3 36 35 8 8

12 5,2 5 1 1 4,2 4 32 32 8 8

13 4,9 4,5 0,5 0,5 4,4 4 34 32 8 8

14 2 0,7 0,5 0,1 1,5 0,6 12 8 8 13

1 3,6 1 1 0,1 2,6 0,9 20 8 8 9

2 5,1 3,5 1 1 4,1 2,5 32 25 8 10

3 5,5 1 1 0,1 4,5 0,9 35 9 8 10

4 6,4 5,9 1 1 0,8 5,4 4,9 42 43 8 9

5 7,1 6,8 2 2 1,9 5,1 4,8 39 40 8 8

6 5,8 5,6 1 1 1 4,8 4,6 37 35 8 8

7 5,7 5,5 2 2 2,2 3,7 3,5 29 30 8 9

8 6,1 5,7 1 1 0,9 5,1 4,7 39 36 8 8

9 7,1 6,9 2 2 2,2 5,1 4,9 39 38 8 8

10 7,5 7,3 1 1 0,9 6,5 6,3 50 50 8 8

11 5,9 5,8 1 1 1,1 4,9 4,8 38 39 8 8

12 5,4 5 1 1 4,4 4 34 32 8 8

13 5 4,6 0,5 0,5 4,5 4,1 35 32 8 8

14 2 1 0,5 0,5 1,5 0,5 12 7 8 14

1 2,2 1,5 1 1 1,2 0,5 9 8 8 16

2 5,2 3 1 1 4,2 2 32 25 8 13

3 5,5 3,2 1 1 4,5 2,2 35 29 8 13

4 6,5 6,2 1 1 1,2 5,5 5,2 42 40 8 8

5 6,8 7,1 2 2 2,1 4,8 5,1 37 40 8 8

6 5,3 5,2 1 1 1,2 4,3 4,2 33 33 8 8

7 5,1 4,9 2 2 2,2 3,1 2,9 24 23 8 8

8 5,3 4,9 1 1 1,1 4,3 3,9 33 31 8 8

9 6,4 5 2 2 2,1 4,4 3 34 29 8 10

10 6,8 6,7 1 1 1 5,8 5,7 45 45 8 8

11 5,7 5,4 1 1 4,7 4,4 36 35 8 8

12 5,5 5,2 1 1 4,5 4,2 35 33 8 8

13 2,2 2 1 1 1,2 1 9 9 8 9

Total 294,1 260,7 63,5 60,4 43,0 230,6 200,3 1776 1642

Contagem 54 54 54 54 54 30 54 54 54 54 54 54

Média 5,45 4,83 1,18 1,12 1,43 4,27 3,71 32,89 30,41 8 8,69

Desvio Padrão 1,35 1,77 0,46 0,54 0,50 1,24 1,52 9,53 11,19 0,10 1,77

Variância 1,83 3,14 0,21 0,29 0,25 1,54 2,32 90,80 125,13 0,01 3,13

Mínimo 2 0,7 0,5 0,1 0,8 1,2 0,5 9 7 8 8

Máximo 7,9 7,6 2 2 2,2 6,9 6,6 53 53 8 16

Eficácia 93,52% 50,28%

Desvio 6,48% 49,72%14,47% 16,92% 10,48% 12,93%

5000 Ton

85,53% 83,08% 89,52% 87,07%

B775A293_7JUNHO

89

Razão de Carga (Kg/m)Carga de Coluna (m) Carga de Coluna (Kg)Fiada Furo

Diâmetro

(mm)


20

21

22

23


1 1,7 1 0,7 5 7

2 4,8 4,9 1 1 1,1 3,8 3,9 29 28 8 7

3 5,1 1,9 1 0,5 0,2 4,1 1,4 32 14 8 10

4 5,9 5,5 1 1 1,2 4,9 4,5 38 36 8 8

5 6,7 6,8 2 2 1,8 4,7 4,8 36 36 8 8

6 5,4 5,8 1 1 1,2 4,4 4,8 34 33 8 7

7 5,1 4,5 2 2 1,2 3,1 2,5 24 25 8 10

8 5,3 4,8 1 1 1,1 4,3 3,8 33 30 8 8

9 6,4 6,2 2 2 1,8 4,4 4,2 34 34 8 8

10 6,4 6,7 1 1 0,9 5,4 5,7 42 41 8 7

11 5,2 4,7 1 1 0,7 4,2 3,7 32 32 8 9

12 5,4 5,6 1 1 4,4 4,6 34 36 8 8

13 2,3 1,4 0,5 0,5 1,8 0,9 14 15 8 17

1 1,7 1,5 1 1 0,7 0,5 5 6 7 12

2 4,8 4,7 1 1 3,8 3,7 29 33 8 9

3 5,1 4,9 1 1 1,1 4,1 3,9 32 32 8 8

4 5,8 6,1 1 1 1,1 4,8 5,1 37 35 8 7

5 6,8 4,9 2 2 2,1 4,8 2,9 37 29 8 10

6 5,5 5,6 1 1 1 4,5 4,6 35 35 8 8

7 5,3 5,5 2 2 1,7 3,3 3,5 25 26 8 7

8 5,4 5,5 1 1 1,1 4,4 4,5 34 32 8 7

9 6,5 6,2 2 2 1,9 4,5 4,2 35 35 8 8

10 6,7 6,9 1 1 0,9 5,7 5,9 44 44 8 7

11 5,5 4,2 1 1 0,9 4,5 3,2 35 30 8 9

12 5,3 5,2 1 1 4,3 4,2 33 31 8 7

13 2,2 1,9 0,5 0,5 1,7 1,4 13 11 8 8

1 1,8 1,3 1 1 0,8 0,3 6 4 8 13

2 4,8 4,4 1 1 3,8 3,4 29 27 8 8

3 5,1 4,6 1 1 0,9 4,1 3,6 32 30 8 8

4 5,9 5,9 1 1 1,1 4,9 4,9 38 39 8 8

5 6,6 6,2 2 2 1,6 4,6 4,2 35 32 8 8

6 4,6 4,7 1 1 1,1 3,6 3,7 28 28 8 8

7 4,5 4 2 2 1,8 2,5 2 19 17 8 9

8 4,6 4,1 1 1 0,9 3,6 3,1 28 27 8 9

9 6,1 5,8 2 2 1,8 4,1 3,8 32 31 8 8

10 6,4 6,4 1 1 0,8 5,4 5,4 42 42 8 8

11 5,4 4,6 1 1 0,9 4,4 3,6 34 35 8 10

12 5,3 4,8 1 1 4,3 3,8 33 30 8 8

13 2,1 2 0,5 0,5 1,6 1,5 12 11 8 7

Total 195,5 180,7 46,5 45,0 33,9 149,0 135,7 1149 1092

Contagem 39 39 38 39 38 28 39 38 39 38 39 38

Média 5,01 4,76 1,19 1,18 1,21 3,82 3,57 29,46 28,74 8 8,56

Desvio Padrão 1,44 1,53 0,46 0,48 0,43 1,27 1,37 9,94 9,51 0,15 1,88

Variância 2,08 2,35 0,21 0,23 0,19 1,62 1,89 98,71 90,35 0,02 3,52

Mínimo 1,7 1,3 0,5 0,5 0,2 0,7 0,3 5 4 7 7

Máximo 6,8 6,9 2 2 2,1 5,7 5,9 44 44 8 17

Eficácia 96,15% 63,03%

Desvio 3,85% 36,97%12,23% 15,92% 10,21% 16,86%

4500 Ton

87,77% 84,08% 89,79% 83,14%


B775A293_12JUNHO

89

24

25

26

Fiada FuroDiâmetro

(mm)

118

Tabela 41: Dados recolhidos na bancada Z803B064 no dia 18/06/2019.


1 2,2 0,8 0,5 0,5 1,7 0,3 13 3 8 10

2 4,2 3,5 1 1 1 3,2 2,5 25 21 8 8

3 3,4 1 0,5 0,5 2,9 0,5 22 7 8 14

4 4,2 3,6 1 1 1 3,2 2,6 25 23 8 9

5 6,2 5,8 3,5 3,5 1 2,7 2,3 21 26 8 11

6 12,7 12 1 1 2,2 11,7 11 90 80 8 7

7 11,3 10,6 6 6 6 5,3 4,6 41 39 8 8

8 10,9 9,8 1 1 1 9,9 8,8 76 67 8 8

9 11 10,1 6 6 6 5 4,1 39 36 8 9

10 11,5 10,7 1 1 10,5 9,7 81 82 8 8

11 9,3 8,6 5 5 4,3 3,6 33 28 8 8

12 4,8 4 2,5 2,5 2,3 1,5 18 23 8 15

13 3,8 2,9 1 1 2,8 1,9 22 20 8 11

14 3,5 3 0,5 0,5 3 2,5 23 21 8 8

15 4 4 1 1 3 3 23 26 8 9

16 2,5 2,7 0,5 0,5 2 2,2 15 23 8 10

1 2,2 1 0,5 0,5 1,7 0,5 13 8 8 16

2 4,2 1,7 1 0,5 3,2 1,2 25 8 8 7

3 4 4,4 1 0,5 3 3,9 23 32 8 8

4 2,5 1,7 0,5 0,5 2 1,2 15 7 8 6

1 2 2 0,5 0,5 1,5 1,5 12 13 8 9

2 3,6 0,4 1 0,1 2,6 0,3 20 3 8 10

3 2,4 2,5 0,5 0,5 1,9 2 15 16 8 8

4 3,7 3,8 1 1 2,7 2,8 21 22 8 8

5 6,2 5,3 3,5 3,5 2,7 2,7 1,8 21 15 8 8

6 12,8 12 1 1 1,1 11,8 11 91 86 8 8

7 11,4 10,8 6 6 5,8 5,4 4,8 42 41 8 9

8 11 10,3 1 1 1 10 9,3 77 73 8 8

9 11,1 10,4 6 6 5 5,1 4,4 39 35 8 8

10 11,8 10,6 1 1 1 10,8 9,6 83 75 8 8

11 10,3 8,7 5 5 4,6 5,3 3,7 41 29 8 8

12 5,1 4,1 2,5 2,5 2,6 1,6 20 14 8 9

13 3,7 3 1 1 2,7 2 21 15 8 8

14 3,5 2,4 0,5 0,5 3 1,9 23 15 8 8

15 4,1 3,2 1 1 3,1 2,2 24 17 8 8

16 2,6 1,3 0,5 0,5 2,1 0,8 16 7 8 9

1 2 2,4 0,5 0,5 1,5 1,9 12 15 8 8

2 3,6 0,7 1 0,2 2,6 0,5 20 5 8 10

3 4,1 3,8 1 0,5 3,1 3,3 24 25 8 8

4 2,6 2,6 0,5 0,5 2,1 2,1 16 17 8 8

1 1,8 1,7 0,5 0,5 1,3 1,2 10 10 8 8

2 3,1 3,4 1 1 2,1 2,4 16 18 8 8

3 2,3 1,9 0,5 0,5 1,8 1,4 14 13 8 9

4 3,5 3,4 1 1 2,5 2,4 19 19 8 8

5 6 6 3,5 3,5 3,4 2,5 2,5 19 19 8 8

6 12,4 12,2 1 1 1,5 11,4 11,2 88 89 8 8

7 11 10,8 6 6 6,2 5 4,8 39 38 8 8

8 10,6 10,4 1 1 1,2 9,6 9,4 74 75 8 8

9 10,9 10,7 6 6 6,1 4,9 4,7 38 38 8 8

10 11,4 11,4 1 1 0,7 10,4 10,4 80 82 8 8

11 8,6 8,1 5 5 4,5 3,6 3,1 28 26 8 8

12 3,9 3 2,5 2,5 1,9 1,4 0,5 11 5 8 10

13 3,2 2,7 1 1 2,2 1,7 17 15 8 9

14 3,4 1 0,5 0,5 2,9 0,5 22 5 8 10

15 4,1 4,2 1 1 3,1 3,2 24 25 8 8

16 2,7 2,5 0,5 0,5 2,2 2 17 17 8 9

1 1,8 1,9 0,5 0,5 1,3 1,4 10 10 8 7

2 3,1 2,8 1 0,5 2,1 2,3 16 16 8 7

3 4,1 3,6 1 0,5 3,1 3,1 24 25 8 8

4 2,7 2,4 0,5 0,5 2,2 1,9 17 16 8 8

Total 346,6 306,3 105,0 100,8 64,9 241,6 205,5 1864 1679

Contagem 60 60 60 60 60 22 60 60 60 60 60 60

Média 5,78 5,11 1,75 1,68 2,95 4,03 3,43 31,07 27,98 8 8,67

Desvio Padrão 3,65 3,72 1,80 1,84 2,08 2,99 3,02 22,99 23,34 0,10 1,77

Variância 13,35 13,83 3,24 3,38 4,32 8,92 9,11 528,66 544,55 0,01 3,13

Mínimo 1,8 0,4 0,5 0,1 0,7 1,3 0,3 10 3 8 6

Máximo 12,8 12,2 6 6 6,2 11,8 11,2 91 89 8 16

Eficácia 90,23% 30,17%

Desvio 9,77% 69,83%17,51% 21,77% 19,47% 8,28%

9300 Ton

82,49% 78,23% 80,53% 91,72%


Z803B064_18JUNHO

Tamponamento (m) Carga de Coluna (m) Carga de Coluna (Kg)

Apoio 3

Apoio 1

2

Apoio 2

3

89

Fiada FuroDiâmetro

(mm)

Comprimento (m)

1

119

Anexo III. Levantamentos de Desvios de Furos da Slot

Figura 62: Levantamento 3D e 2D dos furos de 89

mm da slot da bancada D494A183.


mm da slot da bancada D498A162.


mm da slot da bancada Z798A032.

121

Anexo IV. Levantamento de Furos de Enchimento

Figura 65: Plano de furação e levantamento topográfico (em perspetiva e vista

lateral) dos furos de enchimento da bancada LS585A301.

Figura 66: Plano de furação e levantamento topográfico (em planta e vista

lateral) dos furos de enchimento da bancada D494A183.

123

Anexo V. Esquema de Acessos e Ventilação da Mina de Neves Corvo

Figura 67: Esquema de Ventilação da Mina de Neves Corvo

Fonte: (SOMINCOR, Projeto de Execução da Expansão do Zinco - Lombador, 2017)

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