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UFG
SERVIÇO PÚBLICO FEDERAL
UNIVERSIDADE FEDERAL DE GOIÁS
REGIONAL CATALÃO
CURSO DE ENGENHARIA DE MINAS
PAULO ANDRÉ ANDRADE MARTINS
OTIMIZAÇÃO DA FRAGMENTAÇÃO: APLICANDO A METODOLOGIA
MINE TO MILL PARA O BENEFÍCIO DA CADEIA PRODUTIVA DE ROCHA
FOSFÁTICA.
CATALÃO, NOVEMBRO 2015
PAULO ANDRÉ ANDRADE MARTINS
OTIMIZAÇÃO DA FRAGMENTAÇÃO: APLICANDO A METODOLOGIA
MINE TO MILL PARA O BENEFÍCIO DA CADEIA PRODUTIVA DE ROCHA
FOSFÁTICA.
Orientador: Prof. Dr. André Carlos Silva
CATALÃO, NOVEMBRO 2015
Trabalho de Conclusão de
Curso apresentado ao curso de
Especialização em Tratamento
de Minério da Universidade
Federal de Goiás – UFG, como
requisito parcial para obtenção
do título de Especialista em
Tratamento de Minério.
SUMÁRIO 1. INTRODUÇÃO ............................................................................................................... 7
2. OBJETIVOS .................................................................................................................... 8
2.1 OBJETIVO GERAL ......................................................................................................... 8
2.2 OBJETIVOS ESPECÍFICOS .................................................................................................. 8
3. JUSTIFICATIVA ............................................................................................................ 8
4. DEFINIÇÃO DO CONCEITO MINE TO MILL ....................................................... 10
5. BREVE HISTÓRICO DA METODOLOGIA MINE TO MILL ............................... 11
6. IMPACTO DAS DETONAÇÕES NOS PROCESSOS SUBSEQUENTES DA
CADEIA PRODUTIVA ............................................................................................................ 15
6.1 FRAGMENTAÇÃO ....................................................................................................... 15
6.2 CARREGAMENTO E TRANSPORTE......................................................................... 16
6.3 BRITAGEM E MOAGEM ............................................................................................ 16
7. OTIMIZAÇÃO MINE TO MILL ................................................................................. 17
7.1 METODOLOGIA GERAL PARA APLICAÇÃO MINE TO MILL ............................ 18
7.2 DEFINIÇÃO DO PROJETO .......................................................................................... 19
7.3 OBJETIVOS DO PROJETO .......................................................................................... 19
7.4 ESCOPO ......................................................................................................................... 20
7.5 RESTRIÇÕES ................................................................................................................ 21
8. CARACTERIZAÇÃO DO MACIÇO ROCHOSO .................................................... 22
8.1 ESTRUTURA DO MACIÇO ROCHOSO............................................................................ 23
8.1.1 Frequência de Fraturas (FF) ................................................................................... 23
8.1.2 Rock Quality Designation (RQD) ........................................................................... 23
8.2 RESISTÊNCIA DA ROCHA................................................................................................ 25
8.2.1 Point Load Index (PLI) ............................................................................................ 25
8.2.2 Resistência a Compressão Uniaxial (UCS) ............................................................. 28
8.3 PROPRIEDADES MECANICAS ......................................................................................... 29
8.3.1 Módulo de Young ..................................................................................................... 29
8.3.2 Coeficiente de Poisson .............................................................................................. 30
8.4 PROPRIEDADES DE COMINUIÇÃO ................................................................................ 30
8.4.1 Work Index de Bond ................................................................................................ 30
8.4.2 Os parâmetros A e b do Jk Drop Weight Test ....................................................... 32
8.5 PROPRIEDADES DE ABSORÇÃO ................................................................................. 33
8.6 MEDIDAS ADICIONAIS................................................................................................... 33
8.7 ESQUEMA DE CLASSIFICAÇÃO DO MACIÇO ROCHOSO .................................... 34
8.7.1 Classificação Geotécnica .......................................................................................... 34
8.7.2 Blastabilidade ........................................................................................................... 37
9. COLETA DOS DADOS DE COMINUIÇÃO E FRAGMENTAÇÃO ..................... 40
9.1 VISÃO GERAL .................................................................................................................... 40
9.2 DADOS DO DESMONTE POR EXPLOSIVOS ........................................................... 40
9.2.1 Características das Rochas ............................................................................... 40
9.2.2 Parâmetros do Plano de Fogo........................................................................... 40
9.2.3 Propriedades dos Explosivos ............................................................................ 41
9.2.4 Resultados de Fragmentação ............................................................................ 42
9.3 DADOS DE BLENDING E PILHA DE ESTOCAGEM ............................................... 42
9.4 DADOS DE COMINUIÇÃO ......................................................................................... 42
9.4.1 Distribuição dos Tamanhos de Alimentação e Produto ................................. 43
9.4.2 Parâmetros Operacionais ................................................................................. 43
10. DESENVOLVIMENTO E IMPLEMENTAÇÃO DE ESTRATEGIA
OPERACIONAL ....................................................................................................................... 44
10.1 MODELAMENTO.............................................................................................................. 45
10.2 IMPLEMENTAÇÃO .......................................................................................................... 45
10.3 MONITORAMENTO ......................................................................................................... 45
11. APLICAÇÃO DOS CONCEITOS MINE TO MIL NA CADEIA PRODUTIVA DE
ROCHA FOSFÁTICA NA ANGLO AMERICAN FOSFATOS .......................................... 46
11.1 METODOLOGIA: REVISÃO DAS PRÁTICAS DE PERFURAÇÃO E DESMONTE ... 46
11.2 RESULTADOS .............................................................................................................. 48
11.2.1 Foscorito ............................................................................................................. 48
11.2.2 Foscorito com Carbonatito ............................................................................... 50
11.2.3 Foscorito com Flogopitito ................................................................................. 52
11.2.4 Silexito com Óxido de Ferro ............................................................................. 53
12. METODOLOGIA: MUDANÇA NO PERCENTUAL DE MINÉRIO
DETONADO E MONITORAMENTO DE RESULTADOS NAS PLANTAS DE
BENEFICIAMENTO........................................................................................................ 56
13. TESTES REALIZADOS COM A IMPLANTAÇÃO DA METODOLOGIA MINE
TO MILL .................................................................................................................................... 62
14. RESULTADOS E DISCUSSÕES ................................................................................ 63
15. CONCLUSÕES ............................................................................................................. 66
16. RECOMENDAÇÕES PARA TRABALHOS FUTUROS ......................................... 67
17. BLIBLIOGRAFIA ........................................................................................................ 68
Lista de Tabelas
Tabela 1 - Classificação dos maciços rochosos baseado nos valores de RQD ........................... 24
Tabela 2- Propriedades e condições operacionais dos moinhos para teste de BWi .................. 31
Tabela 3 - Interpretação do BWi ................................................................................................. 32
Tabela 4 - Interpretação dos parâmetros do JK Drop Weight .................................................... 33
Tabela 5 - Classes de maciços rochosos e seus significados para aplicações de engenharia ..... 35
Tabela 6 - Valores de RMD, JPS, JPO, SGI e S usados no BI de Lilly. ............................................ 38
Tabela 7 - Sumário dos índices necessários para a caracterização dos maciços rochosos em
domínios de fragmentação ......................................................................................................... 39
Tabela 8 - Dados a serem coletados durante os levantamentos nas plantas de cominuição .... 44
Tabela 9 - Parâmetros de desmonte adotados antes e depois de 2014 ..................................... 47
Tabela 10 - Resultados obtidos para o protólito Foscorito ......................................................... 49
Tabela 11 - Resultados para o protólito Foscorito com Carbonatito .......................................... 51
Tabela 12 - Resultados para o protólito Foscorito com Flogopitito ............................................ 53
Tabela 13 - Resultados para o protólito Silexito com Óxido de Ferro ........................................ 55
Tabela 14 - Cronograma das pilhas 57 e 58 ................................................................................ 62
Tabela 15 - Cronograma das Pilhas 63 e 64 ................................................................................ 62
Tabela 16 - Cronograma das pilhas 69 e 70 ................................................................................ 63
Tabela 17 - Apresentação dos ganhos obtidos em percentagem nos testes realizados ............ 66
Lista de Figuras
Figura 1 - Dimensão do Impacto do Consumo de Energia Elétrica Proveniente da Cominuição. 9
Figura 2 - Comparativo de custos minério compacto x custos de processo e consumo de
energia........................................................................................................................................... 9
Figura 3 - Cronologia moderna dos desenvolvimentos e aplicações Mine to Mill. .................... 14
Figura 4 - Desmonte de rochas como um processo lógico e casual ............................................ 15
Figura 5 - Desmonte de rochas como parte integrante de uma abordagem holística ............... 17
Figura 6 - Digital Point Load Tester ............................................................................................. 26
Figura 7 - Direções diametrais e radiais para aplicação da carga ............................................... 26
Figura 8 - Padrão de bancada para detonação ........................................................................... 41
Figura 9 - Minério Foscorito detonado ....................................................................................... 48
Figura 10 - Curvas de Fragmentação para o minério foscorito detonado .................................. 48
Figura 11 - Histograma de fragmentação para o minério foscorito detonado ........................... 49
Figura 12 - Minério foscorito com carbonatito detonado .......................................................... 50
Figura 13 - Curvas de fragmentação para o minério foscorito com Carbonatito ....................... 50
Figura 14 - Histograma de fragmentação para o minério foscorito com carbonatito ................ 51
Figura 15 - Minério foscorito com flogopitito detonado ............................................................ 52
Figura 16 - Curva de fragmentação para o minério foscorito com flogopitito ........................... 52
Figura 17 - Histograma de fragmentação para o minério foscorito com flogopitito .................. 53
Figura 18 – Minério silexito com oxido de ferro detonado ........................................................ 54
Figura 19 – histograma de fragmentação para o silexito com oxido de ferro ............................ 54
Figura 20 - Curva de fragmentação para o silexito com oxido de ferro ...................................... 55
Figura 21 – Pátio de estocagem de minério, pilhas A e B e empilhador de minério. ................. 57
Figura 22 - Fluxograma do circuito de britagem. ........................................................................ 58
Figura 23 - Parâmetros gerais Pilha 57 e Pilha 58 ....................................................................... 63
Figura 24 - Parâmetros gerais Pilha 63 e Pilha 64 ....................................................................... 64
Figura 25 - Parâmetros gerais Pilha 69 e Pilha 70 ....................................................................... 65
7
1. INTRODUÇÃO
Tradicionalmente, os processos da indústria mineral são divididos em dois grandes
grupos: Mina e Usina. Esses grupos são gerenciados por diferentes centros de custo e
com diferentes orçamentos, buscando alcançar suas metas com a máxima redução de
custos e gerando a maior rentabilidade dentro das etapas englobadas por cada grupo. A
eficiência de cada etapa é considerada satisfatória uma vez que está dentro do
orçamento e alcança as metas de produção. Os gerentes da mina e usina normalmente
tentam otimizar cada grande grupo independentemente, em vez de todo o processo
(Sarma, 2000). Nesse tipo de sistema, o foco não é a redução global dos custos, pois
não é oferecido nenhum tipo de incentivo para qualquer sub-processo com o objetivo de
aumentar a lucratividade global. Esse sistema não leva em consideração o impacto de
um processo sobre os processos à jusante na cadeia produtiva e sobre os custos totais de
produção.
A cadeia produtiva da mineração geralmente é dividida em muitas etapas, sendo as
principais: perfuração, detonação, carregamento, transporte, britagem, moagem e
flotação. A perfuração e detonação exercem um papel importante, pois são na maioria
das vezes a primeira etapa (primeira oportunidade de cominuição da rocha) e sua
eficiência tem impacto direto nos processos à jusante da cadeia. Além disso, o desmonte
por explosivos é a forma mais barata e eficiente de se fragmentar a rocha. Quando se
aplica explosivo, cerca de 70% da energia liberada é aproveitada no processo de
fragmentação da rocha. Em outros meios, sendo os mais comuns a britagem e a
moagem, esse número no máximo alcança 20%.
Um aumento nos custos de perfuração e desmonte muitas vezes é necessário para
aumentar a qualidade da fragmentação. Estes custos são de longe compensados pela
redução nos custos operacionais das outras etapas, tipicamente obtêm-se uma redução
de 7 a 10 vezes qualquer aumento nos custos de mina (Dance, 2013).
Neste trabalho serão apresentados alguns benefícios da aplicação do conceito Mine to
Mill. Tratamos de uma abordagem holística de todos os processos envolvidos onde o
esforço é concentrado para alcance da maior rentabilidade de toda a Unidade de
Negócio através da otimização da fragmentação e aproveitamento do potencial do valor
que pode ser gerado pela eficiência dessa operação.
8
2. OBJETIVOS
2.1 OBJETIVO GERAL
Apresentar o potencial valor que pode ser gerado através da otimização da fragmentação
aplicando a abordagem Mine to Mill na integralização das operações mina – usina.
2.2 OBJETIVOS ESPECÍFICOS
i. Prover entendimento dos conceitos e Aplicações.
ii. Mostrar as ferramentas utilizadas no monitoramento e otimização do desmonte
de rochas.
iii. Executar análises de fragmentação na rocha desmontada buscando a otimização
dos processos subsequentes.
iv. Apresentar um plano para realização de testes industriais mostrando os
benefícios obtidos pela otimização da fragmentação.
v. Apresentar as chaves para o sucesso na implementação de projetos Mine to
Mill.
3. JUSTIFICATIVA
No competitivo mercado da mineração, a busca pela otimização continua da produção é
um fator decisivo para a sobrevivência de uma empresa. A fragmentação da rocha por
meio do desmonte com o uso de explosivos é muitas vezes a primeira etapa da cadeia
produtiva, tendo significativo impacto nos processos seguintes, especialmente na
britagem e moagem. Segundo a CEEC (Coalition for Eco-Efficient Comminution), a
cominuição é responsável por 3% de toda a energia consumida no mundo. Isso
equivale a todo o consumo anual da Alemanha (figura1). De acordo com Bowen
(2015), os custos de moagem representam 67% do custo total de lavra e beneficiamento
e 53% de todo o consumo energético nas minas que exploram rocha de alta dureza
(figura 2).
De forma estratégica, a otimização da fragmentação através da adoção da metodologia
Mine to Mill é considerada um dos carros chefe na geração de valor de muitas
operações em todo o mundo.
9
Figura 1 - Dimensão do Impacto do Consumo de Energia Elétrica Proveniente da Cominuição.
Fonte: CEEC (Coalition for Eco-Efficient Comminution)
Figura 2 - Comparativo de custos minério compacto x custos de processo e consumo de energia.
Fonte: New Horizons in Blasting – The Innovation Imperative (adaptado).
10
4. DEFINIÇÃO DO CONCEITO MINE TO MILL
Investigações realizadas por vários pesquisadores têm mostrado que a cadeia de mina à
usina são interdependentes e os resultados dos processos a montante (especialmente
resultados de desmontes por explosivos, tais como: fragmentação, forma e movimento
da pilha detonada) tem um impacto significante na eficiência dos processos de
cominuição à jusante, tais como, britagem e moagem (Eloranta 1995, Kojovic et al. ,
1998).
A abordagem Mine to Mill envolve a identificação de gargalos e oportunidades no
processo global, entendendo a relevância que cada processo tem nas etapas à jusante
(por exemplo: o impacto da perfuração e detonação nas etapas de
carregamento/transporte/britagem e moagem) e usa essa relevância para reduzir ou
eliminar o gargalo e maximizar a rentabilidade de toda a operação, em vez de um
processo individual.
Na maioria das operações, o minério segue por pelo menos três etapas de cominuição:
Detonação – para preparar o minério para escavação e transporte;
Britagem – que é o primeiro estágio de redução de tamanho dos blocos e melhora as
características de manuseio do minério preparando-o para a moagem, e
Moagem – que é geralmente executada em duas etapas (moagem primária e moagem
secundária).
Na abordagem Mine to Mill a quebra/ruptura da rocha é movida para o inicio da cadeia,
onde as necessidades energéticas são menores e mais baratas. Em termos gerais, a
abordagem implica aumento e/ou melhor, distribuição de energia durante a detonação
para o ROM (Run of Mine) com um top size controlado e de granulometria mais fina
(Kanchibotla & Valery 2010).
Ao mesmo tempo em que existe um esforço para a otimização da fragmentação pela
equipe da mina, a equipe da usina deve estar preparada para o melhor e de mais alta
qualidade material que irá alimentá-la. Uma revisão das práticas de britagem e moagem
deve ser conduzida com a assistência das ferramentas de simulação para deixar claro
onde os benefícios podem ser obtidos. Portanto, um projeto Mine to Mill bem
gerenciado, deve levar em consideração ambos os lados: quão bem a mina (fornecedor)
11
entrega o material de alimentação consistente e de qualidade e quão bem a usina
(cliente) está trabalhando para maximizar esse benefício.
Nas operações que tem conduzido esse exercício de uma fragmentação mais fina e
melhorada (para o benefício da planta) a mina raramente deseja voltar aos velhos
tempos de minimização dos custos de perfuração e desmonte (Dance, 2007).
5. BREVE HISTÓRICO DA METODOLOGIA MINE TO MILL
Desde inicio do século XX, mina e usina têm sido consideradas disciplinas separadas.
De fato, os principais livros de processamento mineral na primeira metade do século
não continham menção sobre mina nos seus índices. Com o aumento da especialização
nas disciplinas de mina e metalurgia, as barreiras se tornaram maiores. A tarefa da mina
sempre foi produzir minério na taxa requerida e dentro da meta de teor estabelecida. A
meta da usina é beneficiar o minério, independentemente da dificuldade.
Apesar dessa separação, as realidades da mina e usina tem exigido alguma interação
entre essas disciplinas. Um motivador para isso é o impacto que os diferentes tipos de
minério com diferentes características de processamento têm no comportamento e
recuperação da usina. O tipo de minério, geralmente associado aos domínios geológicos
distintos e suas localizações reais no depósito, carregam informações adicionais, além
do teor, que podem levar a diferentes tipos de minério com teores semelhantes
apresentarem um comportamento diferente na flotação.
O advento do uso generalizado de computadores a partir de 1960 forneceu um detalhado
quantitativo link entre mina e usina. Os computadores forneceram a habilidade de
analiticamente avaliar aspectos da mina e usina, desenvolver modelamento e simulação
para prever os impactos que uma mudança na mina terá no processamento realizado
pela usina.
As apresentações da APCOM Conference (1969) foram publicadas em um formato de
livro pela Society for Mining, Metallurgy and Exploration, com o instrutivo titulo de A
Década da Computação Digital na Indústria Mineral. O evento de 1969 incluiu papers
de armazenamento de dados geológicos, geoestatistica, projeto e planejamento de mina
a céu aberto, planejamento e programação de mina subterrânea. Nesta época, alguns
modelos de cominuição e classificação haviam sido desenvolvidos, e um trabalho
similar foi realizado para a flotação. Assim, a partir de 1970 em diante, os modelos que
12
forneceriam as ferramentas para a investigação de oportunidades Mine to Mill tornaram-
se disponíveis.
Em 1977 o Centro de Pesquisa Mineral Julius Kruttschnitt (JKMRC) na Austrália,
iniciou um projeto que foi fundamental para o entendimento prático do desmonte por
explosivos em várias minas. Uma série de projetos da Associação de Indústria e
Pesquisa da Austrália (AMIRA) iniciou um estudo sistemático de desmonte utilizando
medições em campo. O JKMRC, havia anteriormente conduzido pesquisas no
modelamento e simulação de moagem, classificação e flotação, em vez de simplesmente
considerar o desmonte por explosivos que é o primeiro estágio da cadeia produtiva.
Assim, os projetos de detonação da AMIRA tiveram o objetivo de desenvolver modelos
que previam a fragmentação bem como o formato da pilha detonada. O centro de
pesquisa da AMIRA estava concentrado nas operações de minerais metálicos, enquanto
um projeto de pesquisa similar do JKMRC na detonação overburden das operações de
carvão.
Em 1984, Kai Nielsen conduziu um dos primeiros estudos conectando a mina à usina.
Este trabalho envolveu uma analise das operações da mina e usina na mina de taconito
Sydvaranger na Noruega. Nielsen, um engenheiro de minas membro da equipe da
Universidade Norueguesa de Ciência e Tecnologia em Trondheim, desenvolveu os
modelos técnicos e econômicos dos estágios da mina e usina na Sydvaranger e
demonstrou que tanto a produtividade quanto os custos operacionais poderiam ser
otimizados através de uma integração próxima das etapas de mina e usina.
Nielsen também foi um dos primeiros a considerar o potencial das detonações no pré-
condicionamento da rocha, de tal forma que a energia necessária nas etapas
subsequentes de britagem e moagem sejam reduzidas.
Em 1983, Claude Cunninghan apresentou um paper chave descrevendo um modelo de
fragmentação baseado em seus estudos na Africa do Sul. Cunningham propôs o
posteriormente e amplamente utilizado modelo de fragmentação de Kuz-Ram.
Esse modelo foi um dos primeiros a usar como input parâmetros que incluem o plano de
fogo, tipo de explosivo e alguns parâmetros do maciço rochoso para prever a
fragmentação. O modelo de Kuz-Ram tornou-se a base para o trabalho de modelamento
da fragmentação do JKMRC; entretanto, o modelo foi considerado menos preciso na
13
estimativa da porção fina na curva de fragmentação. Em 1994, Kanchibotla do JKMRC
desenvolveu um método para modificar o modelo de fragmentação de Kuz-Ram para
retificar isso. Mais recentemente, a função de Swebrec desenvolvida por Ouchterlony
(2005) forneceu uma excelente representação da distribuição de tamanhos das
detonações nas frações de tamanhos grosseiras á finas (100 micrometros).
O desafio de longa data da moagem tem sido desenvolver um modelo robusto de
moagem autógena e semi-autógena. Um dos primeiros modelos de energia e minérios
específicos foi desenvolvido no JKMRC por Leung (1988). O modelo de Leung foi
posteriormente aperfeiçoado por Morrell (1993) para incluir uma previsão robusta do
consumo de energia nos moinhos autógenos.
Em meados dos anos 80, o JKMRC tinha uma vasta experiência nos trabalhos dentro
dos sites tanto com detonação quanto cominuição (britagem e moagem) e os modelos
iniciais associados. Mas até então os grupos de mina e usina do JKMRC existiam em
isolados.
A descoberta do Mine to Mill ocorreu quando o óbvio foi apreciado. Era sabido que os
moinhos AG e SAG operavam com vazões maiores quando alimentados por materiais
mais finos. Também tinha sido demonstrado que a fragmentação fina proveniente das
detonações poderia ser obtida através da manipulação dos projetos de detonação bem
como quantidade e tipo de explosivos. Era possível manipular diretamente as
detonações para produzir distribuições granulométricas mais apropriadas para alimentar
os moinhos e aumentar o throughput do circuito de moagem. Isto levou diretamente a
um período quando a simulação, utilizando modelos de cominuição e detonação, foi
usada para explorar o potencial do aumento o throughtput da moagem como descrito
por Scott e McKee (1994) e McKee et al (1995).
Estudos baseados nos sites há muito tempo tem fornecido foco para a pesquisa e
desenvolvimento na indústria minerária Australiana e o JKMRC tem sido usado
extensivamente em tais trabalhos. Este trabalho tem sido facilitado pela colaborativa
pesquisa realizada através da Australian Mineral Industry Research Association (agora
AMIRA International) e o Australian Coal Association Research Program (ACARP).
Pesquisas no desmonte por explosivos dos minerais metálicos foram conduzidas pelo
JKMRC através dos AMIRA Blasting Projects a partir do final dos anos 70 até meados
14
da década de 90. Durante o mesmo período, o JKMRC investigou a detonação na
mineração de carvão por meio de uma série de projetos.
Um dos resultados dessa abordagem foi o desenvolvimento de uma investigação
detalhada dos efeitos do maciço rochoso nas detonações. Os estudos de simulação
mencionados acima e o conhecimento de detonação adquirido pelos estudos da AMIRA
e ACARP impulsaram o novo projeto da AMIRA: AMIRA Project P483 – Optimization
of Fragmentation for Downstream Process (JKMRC, 1998;JKMRC, 2002). Este projeto
empreendeu muitos estudos Mine to Mill de 1996 – 2002 e desempenhou um papel
critico na exploração de uma série de aplicações Mine to Mill enquanto gerava a
aceitação generalizada do conceito dentro da indústria. Um resumo da cronologia é
apresentado na figura 3.
Figura 3 - Cronologia moderna dos desenvolvimentos e aplicações Mine to Mill.
Fonte: Understanding Mine to Mill, 2013 (adaptado).
15
6. IMPACTO DAS DETONAÇÕES NOS PROCESSOS
SUBSEQUENTES DA CADEIA PRODUTIVA
6.1 FRAGMENTAÇÃO
A fragmentação resultante das detonações possui uma influência direta no desempenho
dos equipamentos de lavra, britagem e moagem. A definição de fragmentação ótima
depende das condições especificas de cada mina, mas tradicionalmente os engenheiros
de desmonte estão interessados em blocos maiores que 250 mm porque eles afetam as
operações de carregamento e transporte que são parte do fluxo de lavra. Também a
fragmentação resultante das detonações também afeta as operações de britagem e
moagem; e em alguns casos a recuperação e o valor final do produto.
Na abordagem geral ou tradicional, o desmonte de rochas é visto como um processo que
Adamson (2015) apresenta como uma sequência de etapas lógica e casual tendo com
etapa final a detonação do minério a ser lavrado. A figura 4 representa esse processo.
Figura 4 - Desmonte de rochas como um processo lógico e casual
Fonte: Engineering Discipline – Full Process Optimization, 2015 (adaptado de Davey Bickford)
16
6.2 CARREGAMENTO E TRANSPORTE
O tamanho dos fragmentos gerados pelo desmonte por explosivos deve não apenas
fisicamente encaixar no tamanho da concha do equipamento de escavação, mas deve
fazer isso sem reduzir indevidamente o tempo de enchimento da concha. Os fragmentos
de tamanho maior que o desejado (oversize) irão não apenas reduzir a produtividade da
escavadeira mas também aumentar os custos com detonações secundárias e manutenção
dos equipamentos. A definição de oversize depende do equipamento de escavação; uma
dragline ou escavadeira de grande porte são mais tolerantes a blocos de maior tamanho
que carregadeiras e escavadeiras de menor tamanho.
O fator de enchimento dos caminhões é influenciado pela distribuição de partículas na
pilha detonada. Michael e Blanchet (1995) mostraram que a carga transportada por um
caminhão carregado com material de granulometria fina é maior que a de um caminhão
carregado com granulometria grosseira.
6.3 BRITAGEM E MOAGEM
Vários estudos recentes têm mostrado que o throughput e o consumo de energia dos
britadores são fortemente influenciados pela distribuição de fragmentação do ROM
(Run of Mine) que por sua vez é influenciada pela detonação (Eloranta 1995, Moodley
et al 1996). Eliiot (1999) demonstrara que reduzindo o D90 (90% passante) do ROM de
0,6m para 0,2m, a alimentação do britador aumentou cerca de 16%.
Morrel e Morrison (1996) mostraram que a distribuição de tamanho na alimentação tem
um efeito significativo no desempenho dos moinhos AG e SAG.
Uma fragmentação excessiva gera uma proporção significativa de material fino. Esse
fato tem pouca consequência na lavra de estéril, mas pode ter um impacto econômico
maior na eficiência do beneficiamento e valor dos produtos minerais. Vários trabalhos
mostram que o throughput dos moinhos aumenta significantemente com o aumento na
proporção de finos que alimentam a moagem.
Estudos recentes conduzidos pelo JKMRC sugerem que a maioria dos finos na
alimentação dos moinhos pela detonação e a britagem primária pouco contribui com a
adição de finos na alimentação da moagem.
17
Em algumas operações o contrário é verdade. Por exemplo, o carvão fino é difícil de
manusear, tem baixa produtividade, possui excesso de umidade e muitas vezes um
preço de venda mais baixo. Finos de minério de ferro são vendidos a um preço reduzido
e devem ser pelotizados para recuperar o valor.
Na abordagem Mine to Mill o desmonte de rochas atua em conjunto com todas as etapas
da cadeia produtiva e atende a um conjunto de fatores que são inputs e outputs
considerados estratégicos para a operação. Na figura 5 é apresentada a dinâmica dessa
abordagem.
Figura 5 - Desmonte de rochas como parte integrante de uma abordagem holística
Fonte: Engineering Discipline – Full Process Optimization, 2015 (adaptado de Davey Bickford).
7. OTIMIZAÇÃO MINE TO MILL
O objetivo de qualquer projeto de otimização é maximizar a rentabilidade da
companhia. A otimização Mine to Mill, refere-se à integração das atividades de mina e
beneficiamento; e a otimização da cadeia de valor da mina até o produto da moagem.
18
De acordo com McKee et al. (1995), a otimização da mina e usina pode ser alcançada
de diferente formas:
A mina maximizar o throughput das atividades de cominuição subsequentes;
Mina entregar minério com propriedades metalúrgicas consistentes;
Integrar a mina e a usina para minimizar o consumo de energia, ou
Mina e usina minimizarem a quantidade de finos no produto.
Dos itens listados acima, o primeiro é o motivador mais frequente para projetos Mine to
Mill. Em particular, a moagem é frequentemente o gargalo do processo. Projetos Mine
to Mill geralmente tem como objetivo aumentar o throughput.
O desempenho do circuito de moagem é sensível à distribuição granulométrica do
material que recebe. Esta distribuição de partículas é, em parte, dependente das
características da rocha, projeto de detonação e operação do circuito de britagem. As
características da rocha não podem ser alteradas, mas o projeto de detonação e a
operação do circuito de britagem podem ser alterados para adequar as necessidades de
produto. Portanto, projetos Mine to Mill implicam no ajuste desses dois fatores para
maximizar o throughput da moagem.
7.1 METODOLOGIA GERAL PARA APLICAÇÃO MINE TO MILL
A metodologia detalhada aborda as sete principais etapas abaixo:
1. Definição do projeto, incluindo necessidades, escopo e restrições para a
otimização;
2. Caracterização da Rocha;
3. Monitoramento do minério através do processo (mina – usina);
4. Coleta de dados dos processos de fragmentação e cominuição;
5. Modelamento do desmonte por explosivos;
6. Modelamento dos circuitos de cominuição;
7. Desenvolvimento e implementação da estratégia operacional.
A metodologia proposta é demonstrada por uma comparação das práticas de otimização
da fragmentação da PPRust (Anglo American, África do Sul), Los Bronces (Anglo
19
American, Chile), El Soldado (Anglo American, Chile), Los Pelambres (Antofagasta
Mining, Chile), Morila (Anglo Gold Ashanti, Mali), Iduapriem (Anglo Gold Ashanti
Ghana), Paracatu Mineração (Kinross, Brazil) , Batu Hijau (Newmont Mining,
Indonesia), and Fimiston (Kalgoorlie Consolidated
Gold Mines, Australia).
Cada uma das etapas acimas são discutidas nas seções seguintes.
7.2 DEFINIÇÃO DO PROJETO
A meta de um projeto Mine to Mill geralmente é maximizar o throughput ou o lucro. A
definição precisa da meta implica na especificação dos objetivos do projeto, definição
do escopo de trabalho e identificação das restrições do processo. Cada um desses passos
são discutidos abaixo.
7.3 OBJETIVOS DO PROJETO
O primeiro passo de qualquer projeto Mine to Mill é especificar os objetivos do projeto.
Exemplos de possíveis objetivos são:
Aumentar o throughput da moagem ou flotação da usina;
Melhorar a liberação dos minerais de interesse através dos processos de
detonação e cominuição;
Melhorar a alimentação da moagem com propriedades metalúrgicas
consistentes, ou
Reduzir o consumo de energia durante a cominuição .
Uma vez que os objetivos do projeto são definidos, a razão para uma não otimização
devem ser identificadas. Baseado nessas razões, metas para os processos de
fragmentação individual e cominuição devem ser estabelecidas. Por exemplo, se o
throughput de um moinho SAG precisa ser aumentado, a distribuição de partículas que
o alimenta de ser procurada para ajustar-se ao throughput e potência ótima desejados.
As etapas de detonação e britagem primária podem ser ajustadas para produzir o PSD
necessário.
20
7.4 ESCOPO
O escopo do projeto deve ser definido no estágio inicial como ferramenta para planejar
o projeto. As áreas de pesquisa e investigação devem ser especificadas, tão bem quanto
os limites para o trabalho de otimização. Um exemplo de escopo é apresentado abaixo:
Fase 1: Planejamento
Nesta primeira fase do projeto, os resultados devem ser finalizados. Os limites para o
trabalho de otimização devem ser estabelecidos (por exemplo, se a etapa de flotação
será incluída). Os dados devem ser obtidos das pessoas no site, incluindo as medidas de
caracterização das rochas e os parâmetros operacionais dos processos de detonações e
cominuição.
Fase 2: Visitas aos sites e coleta de dados
Uma visita ao site deve ser conduzida para rever as operações existentes e a coleta de
dados. Amostras das rochas devem ser coletadas para caracterização. Uma auditoria
detalhada nos processos de detonação e levantamento no circuito de cominuição deve
ser conduzida. Sistemas para a coleta de dados devem ser implementados, tais como,
sistema para rastreabilidade do minério e análise de imagens. Uma coleta de dados
detalhada permitirá a equipe do projeto identificar as área para melhoria. As visitas aos
sites devem incluir entrevistas com operadores e supervisores para adquirir
conhecimento dos assuntos do processo.
Fase 3: Desenvolvimento do modelo e calibração
Modelos devem ser desenvolvidos para detonação, britagem e moagem. A coleta de
dados da fase 2 deve ser usada para calibrar esses modelos. Os modelos podem ser
validados com dados históricos.
Fase 4: Desenvolvimento da estratégia operacional
A definição de modelos deve ser combinada para desenvolver um modelo completo que
permita a previsão da performance da moagem, baseada nos resultados das detonações.
Diferentes estratégias operacionais devem ser simuladas para identificar a estratégia que
adequada para os objetivos do projeto.
21
Fase 5: Implementação e monitoramento
A estratégia operacional deve ser implementada no site. As pessoas devem ser treinadas
no uso desses modelos de previsão do throughput, com o objetivo de selecionar os
parâmetros operacionais corretos para os diferentes tipos de rochas.
7.5 RESTRIÇÕES
Existem restrições dentro das operações de mina e usina que limitam a quantidade total
e ROM que pode ser processado e a distribuição de tamanhos que pode ser atingida.
Estas restrições são discutidas abaixo (Valery et al., 2007):
- Controle de talude: Refere-se à minimização do dano que a detonação pode causar ao
maciço rochoso no talude, com o objetivo de alcançar um talude estável e seguro. O
controle de talude limita a quantidade de energia do explosivo que pode ser usada por
volume de rocha e, portanto, limita a redução que pode ser alcançada.
- Tamanho dos Equipamentos: O tamanho dos equipamentos do circuito de cominuição
limita o throughput e tem um efeito no consumo de energia dos equipamentos.
- Quantidade de água no maciço rochoso: A presença de água afeta a condição das
juntas no maciço rochoso e, portanto afeta a fragmentação que pode ser alcançada.
- Características da Pilha Detonada: A forma e a escavabilidade da pilha detonada afeta
a produtividade de carregamento e transporte. Os efeitos que as mudanças no projeto de
detonação podem ter na característica da pilha detonada necessitam ser monitorados.
- Diluição do minério: Esta é a redução do teor de minério devido a detonação,
resultante da combinação do minério com rocha estéril. O material estéril pode ou estar
dentro do corpo de minério (diluição interna) ou fora do maciço rochoso (diluição
externa) (King et al., 2007). A fragmentação necessita ser controlada para minimizar a
diluição. As minas tipicamente toleram uma diluição do minério de 10% (King et al.,
2007).
22
- Capacidade instalada: A energia instalada no circuito de cominuição pode limitar a
alimentação ou a distribuição do tamanho das partículas que serão obtidos.
- Parâmetros econômicos: Fatores econômicos que influenciam na operação, tais como,
preço da commodity, vida útil da mina (LOM), custos operacionais e custos de capital,
são importantes para determinar o valor que pode ser alcançado por qualquer etapa de
otimização de um projeto Mine to Mill.
- Outros gargalos do processo: Gargalos do processo devem ser considerados antes de
qualquer aumento no throughput da moagem. Por exemplo, o aumento no throughput
da moagem pode resultar em um decréscimo no tempo de residência da planta de
flotação, o que pode ter um efeito adverso na recuperação.
8. CARACTERIZAÇÃO DO MACIÇO ROCHOSO
O maciço rochoso para ser lavrado precisa ser classificado em zonas de fragmentação
ou domínios baseados na estrutura, resistência, propriedades mecânicas, propriedades de
cominuição e absorção. Em cada domínio a rocha apresenta um comportamento de uma
forma particular durante os processos de fragmentação e cominuição ( Valery et al.,
2007). A classificação da rocha por domínios de fragmentação garante uma alimentação
constante no circuito de cominuição pela alteração nos projetos de desmonte com
explosivos e estratégias de blending adequadas para o circuito de cominuição (Valery et
al., 2007).
Os dados de caracterização da rocha devem fornecer uma descrição completa do maciço
rochoso. Amostras dos furos de sondagem devem ser realizadas para garantir a
representatividade dos dados. O número de amostras a ser tomado deve ser baseado na
geologia do maciço rochoso. Detalhes do procedimento para a coleta de amostras
podem ser encontrados no trabalho de Doll e Barrat (2009).
As metodologias usadas para a caracterização de acordo com a estrutura, resistência,
propriedades mecânicas e de cominuição estão descritas nas seções 8.1 a 8.4,
respectivamente. Uma breve descrição das propriedades de absorção é fornecida na
23
seção 8.5. A seção 8.7 descreve um esquema comum para a classificação do maciço
rochoso. Um resumo das metodologias para a caracterização da rocha é fornecido na
seção 8.8. Uma especificação exata para o número de testes para cada etapa de
caracterização não é fornecido nesse trabalho.
8.1 ESTRUTURA DO MACIÇO ROCHOSO
A estrutura do maciço rochoso é descrita através das seguintes medidas:
1. Frequência de Fratura (FF), e
2. RQD – Rock Quality Designation.
Os valores de frequência de fratura e RQD podem ser usados para mapear o banco a ser
lavrado e para determinar a distribuição granulométrica do bloco in situ. O tamanho do
bloco in situ é o tamanho de parte do maciço rochoso que é rodeada de fraturas (Jern,
2004) e fornece uma indicação da proporção de material grosseiro que será formado
durante a detonação. O FF e RQD são descritos de forma mais completa nas seções
8.1.1 e 8.1.2.
8.1.1 Frequência de Fraturas (FF)
A FF do maciço rochoso descreve a ocorrência de descontinuidades ou fraturas no
maciço rochoso, sendo medida através de um mapeamento na linha de varredura. Uma
linha de varredura ou fita métrica é posicionada na face exposta da rocha, usualmente,
perpendicular as fraturas. As fraturas que interceptam a linha de varredura são contadas.
O número de fraturas por metro é a frequência de fratura. A distancia entre os pontos
das fraturas que interceptam a linha de varredura são chamadas de amplitude. Para se
obter uma estimativa confiável da FF, o comprimento da linha de varredura deve ser no
mínimo 5 vezes o tamanho médio da amplitude.
8.1.2 Rock Quality Designation (RQD)
O RQD é um índice de qualidade da rocha, inicialmente desenvolvido por Deere (1963).
Desde então tem se tornado um parâmetro padrão na avaliação da qualidade da rocha.
24
De acordo com Deere & Miller (1966), o maciço rochoso pode ser descrito pelas
descontinuidades físicas, tais como, juntas, falhas, planos de clivagem e pelas variações
na dureza do minério. Esta é a base para o RQD, que é uma medida de “rocha boa”
recuperada do testemunho de sondagem.
RQD é uma medida local de amostras dos furos de sondagem, idealmente com diâmetro
entre 36,5 mm e 85 mm. A recomendação geral para o comprimento é 1,5 m. Os
comprimentos dos pedaços de testemunho obtidos devem ser medidos e registrados.
Estes comprimentos refletem o espaçamento das juntas, fraturas e espessuras dos leitos
(Deere & Miller, 1966).
Os comprimentos maiores que 10 cm são somados para calcular a recuperada do furo.
Neste caso, os planos de descontinuidades e os fragmentos de rocha são excluídos da
medida do RQD. O RQD é a soma dos comprimentos expressa como um percentual do
total do furo, como mostrado na equação 8.1.
𝑅𝑄𝐷 =∑𝑓𝑟𝑎𝑔𝑚𝑒𝑛𝑡𝑜𝑠 𝑐𝑜𝑚 𝑡𝑎𝑚𝑎𝑛ℎ𝑜 > 10 𝑐𝑚
Comprimento total do testemunho 𝑥 100%
[8.1]
Onde:
RQD = Rock Quality Designation;
Baseado no valor do RQD a rocha é tachada como muito pobre, pobre, média, boa ou
excelente. Taxas do RQD são apresentadas na tabela 1.
Tabela 1 - Classificação dos maciços rochosos baseado nos valores de RQD
Fonte: Autoria própria (2015)
25
Alguns autores têm reportado correlações entre o RQD e a FF. Por exemplo, Priest e
Hudson (1976;1983) apontaram para a relação em RQD e a média da FF na equação 8.2
quando a média da FF está entre 6 e 16.
[8.2]
Onde:
RQD = Rock Quality Designation
FF = Frequência de Fraturas
8.2 RESISTÊNCIA DA ROCHA
A resistência da rocha fornece informação da blastabilidade e características de quebra
da rocha. A resistência da rocha pode ser descrita por:
1. Point Load Index (PLI), e
2. Resistencia a Compressão Uniaxial (UCS).
O procedimento recomendado para fazer a caracterização da resistência da rocha é um
número de testes de PLI no site, suplementado por alguns testes de UCS. Isto ocorre
porque o procedimento para o teste de PLI é simples, conhecido e relativamente de
baixo custo. O PLI pode ser correlacionado com o UCS usando os resultados de
laboratório. Neste caso, o PLI pode ser usado como uma ferramenta rápida para acessar
a resistência da rocha. O número de testes necessários para cada medida deve ser
baseado na geologia do site.
8.2.1 Point Load Index (PLI)
O PLI é um método para caracterizar a rocha de acordo com a resistência. O PLI é um
teste simples que pode ser realizado nas amostras dos furos de sondagem, amostras de
blocos de rocha ou pedaços de blocos retirados das pilhas detonadas ou de estocagem.
Os outputs do PLI são o Point Load Strenght (Is) e o Strenght Anisotopy Index (Ia).
Estes valores são então corrigidos para os valores padrão fornecidos, Is50 e Ia50
26
respectivamente, os quais correspondem a amostra do testemunho de sondagem com 50
mm de diâmetro.
O PLI é medido utilizado o Point Load Tester. Um modelo é apresentado na figura 6.
Figura 6 - Digital Point Load Tester
Fonte: GCTS testing systems catálogo
A amostra do teste é posicionada dentro do equipamento entre duas placas que têm
pontas cônicas. Direções de carregamento para testes diametrais e radiais são mostradas
na figura 7.
Figura 7 - Direções diametrais e radiais para aplicação da carga
27
As placas são aproximadas fazendo-as terem contato com a amostra. A distancia entre
as placas é registrada. A carga na amostra é aumentada de forma que a amostra se
rompe dentro de 10 – 60 segundos. A carga na qual a falha ocorre é registrada (ISRM,
1985). A partir da falha o valor do Is é calculado de acordo com equação 8.3.
[8.3]
Onde:
P é o valor em que a falha ocorre em N, e
De é o diâmetro equivalente do testemunho em mm, dado pela equação 8.4 para testes
diametrais e 8.5 para testes axiais ou pedaços de blocos,
[8.4]
[8.5]
Onde:
D é o diâmetro do testemunho em mm e
A é a mínima área da seção transversal de um plano através das placas.
Para entender a anisotropia da rocha, cargas são aplicadas perpendiculares a amostra e
paralelas aos planos de fraqueza. Isto resulta nos índices de máxima e mínima
resistência respectivamente. A razão entre a máxima e mínima resistência é o índice de
anisotropia, Ia, mostrado na equação 8.6.
[8.6]
Desde que o Is varia com D ou De, um tamanho de correção é aplicado para obter um
único valor de Is50 para a rocha. O Is50 é o valor de Is que a amostra teria para um teste
diametral com uma amostra de testemunho com 50 mm. Este é calculado de acordo com
a equação 8.7.
28
[8.7]
A razão do Is50 para as maiores e menores cargas fornece o valor do Ia50.
O valor do PLI pode ser correlacionado com os resultados do JK Drop Weight test
(Burger et al., 2006; Valery et al., 2007). A correlação é especifica para cada tipo de
rocha. Uma vez que a correlação é estabelecida, o PLI pode ser usado como uma
ferramenta rápida para avaliar os parâmetros do JK Drop Weight.
8.2.2 Resistência a Compressão Uniaxial (UCS)
O UCS é outra medida comum da resistência da rocha utilizada para classificação e
caracterização dos maciços rochosos. O UCS é também um parâmetro usado para
projetar estruturas como pilares; e no projeto e modelamento de processos de
fragmentação. A medida do UCS é realizada em um laboratório com amostras
preparadas. O UCS teste dá o valor da UCS e curva de tensão-deformação para a
amostra.
Amostras de furos de sondagem são usadas para os testes de UCS. A preparação da
amostra inclui o corte da amostra no tamanho requerido, que usualmente é 2 – 3 vezes o
diâmetro e tratar as superfícies das extremidades para assegurar que estão planas.
A amostra preparada é carregada no equipamento de teste entre duas placas que tem
superfícies flat. A placa superior é esférica e seu centro deve coincidir com o centro da
amostra. As placas são aproximadas para aplicar uma carga axial na amostra. A carga é
aumentada de forma constante para manter constante a tensão ou taxa de deformação. A
carga na qual a fratura da amostra ocorre é registrada. O UCS é calculado pela equação
8.8.
[8.8]
Onde:
σ é o UCS em Mpa
F é a carga máxima da falha em N, e
A é a área da seção transversal da amostra em mm2
29
A curva de tensão deformação para a amostra de rocha obtida do teste de UCS fornece
informação sobre a rigidez e fragilidade da rocha. A inclinação da curva indica o
Modulo de Young do material.
Conforme mencionado anteriormente, existe uma correlação linear entre o UCS e PLI.
A fórmula dessa correlação é mostrada na equação 8.9.
[8.9]
Onde
K é um fator de correlação especifico da rocha.
O valor do Is50 obtido dos testes axiais da a mais acurada correlação com o UCS
(Rusnak & Mark, 2000). Broch & Franklin (1972) inicialmente propisera o valor de 24
para K e este foi usado recentemente por Sommez et al. Bieniawaski (1975) sugeriu
um K entre 18 e 24. Rusnak e Mark (2000) alegaram que o valor de 24 para K não é
universal e que K precisa ser determinado pelos dados específicos para cada tipo de
rocha.
8.3 PROPRIEDADES MECANICAS
As propriedades mecânicas das rochas incluem:
1. Módulo de Young, e
2. Coeficiente de Poisson
8.3.1 Módulo de Young
O módulo de Young (E) do material é uma medida da rigidez do material dada pela taxa
de resistência a compressão pela deformação sob certa condição de carga.
O valor de E pode ser obtido do teste de UCS discutido na seção 8.2.2. No teste de UCS
a amostra é submetida a uma carga crescente mantendo constante a taxa de tensão ou
deformação. A tensão e deformação são anotadas a medida que a carga aumenta até a
fratura ocorrer. A inclinação da curva tensão x deformação indica o Modulo de Young
do material.
30
8.3.2 Coeficiente de Poisson
Outra propriedade mecânica da rocha é o Coeficiente de Poisson (v) ,que representa a
deformação da rocha. Quando uma carga axial é aplicada a amostra, o material se
deforma nas direções axiais e transversais. A razão negativa da tensão transversal para a
tensão axial é o Coeficiente de Poisson (Fathi et al., 2012)
8.4 PROPRIEDADES DE COMINUIÇÃO
As propriedades de cominuição da rocha descrevem como a rocha se comporta durante
os processos de cominuição. Essas propriedades incluem:
1. Work Index de Bond (BWi),
2. Parâmetros A e B do JK Drop Weight Test, e
3. SAG Power Index (SPI).
As medidas listadas são obtidas de testes de laboratório. Os valores de BWi e os
parâmetros A e B do JK Drop Weight podem ser correlacionados com o PLI.
Resultados dos testes de laboratório podem ser usados para calibrar a correlação. Uma
vez feito, as medidas do PLI, discutidas na seção 8.2.1 podem ser usadas para fornecer
uma rápida estimativa das propriedades de cominuição.
8.4.1 Work Index de Bond
O Work Index de Bond (BWi) fornece uma medida da resistência da rocha à
cominuição. Existem três Work Index que podem ser obtidos dos testes padrões de
Bond, conforme listados abaixo, com os intervalos de granulometrias típicos para esses
índices:
Índice de Bonde para Moinho de Bolas (BBWi), 2100µm à 100 µm;
Índice de Bonde para Moinho de Barras (BRWi), 10mm à 2100µm; e
Os índices de Bond são usados no modelo de Bonde de cominuição (Bond, 1952) para
relacionar a energia consumida com a mudança na distribuição do tamanho de
partículas.
31
Os valores do BBWi e BRWi são obtidos dos testes padrões de Moinho de Bolas de
Bond e Moinho de Barras de Bond respectivamente. As propriedades do moinho e as
condições operacionais para cada teste são dadas na Tabela 2.
Tabela 2- Propriedades e condições operacionais dos moinhos para teste de BWi
Fonte: A Methodology for Fragmentation Optimization, 2014 (adaptado).
A amostra do teste é britada até o tamanho de alimentação requerido e dividida em duas
amostras. As sub-amostras são moídas a úmido em bateladas para um número fixo de
revoluções. A cada ciclo, o conteúdo do moinho é peneirado. O tamanho da peneira
geralmente utilizada é uma vez maior que o requerido P80. O undersize é removido e
substituído por uma massa igual da alimentação fresca. Isto é repetido até a massa do
undersize alcançar o equilíbrio. Para os 3 ciclos finais, é calculada a massa média do
undersize da peneira por rotação. Uma amostra representativa do produto do moinho é
peneirada para determinar o P80, O work index é calculado pela equação de Bond 8.10.
[8.10]
Onde:
BWI é o Work Index de Bond de laboratório, referido como BBWI para moinho de
bolas e BRWI para moinhos de barras,
F é 44.5 para moinho de bolas e 62 para moinho de barras,
32
P1 é o tamanho de da peneira em µm, e
Gbp é a massa liquida do undersize da peneira por revolução do moinho em gramas.
Típicos valores de BBWi e as relativas descrições da dureza do minério são dadas na
Tabela 3.
Tabela 3 - Interpretação do BWi
Fonte: Autoria própria (2015).
8.4.2 Os parâmetros A e b do Jk Drop Weight Test
O JK Drop weight test tem sido um padrão utilizado pela indústria para descrever o
comportamento da rocha nas condições de britagem e moagem em moinhos AG/SAG.
Para os moinhos AG e SAG, a quebra ocorre pelo impacto e abrasão. O teste informa o
valor do parâmetro de quebra por abrasão, ta , bem como, os parâmetros de quebra por
impacto A e b. Os valores de A e b são usados para relacionar a mudança de tamanho
durante a moagem ao consumo especifico de energia.
O teste de impacto é realizado soltando um peso de aço em uma amostra teste. O
impacto causa a quebra da partícula e o peso para em algum lugar acima da amostra
fragmentada. A diferença das alturas, final e inicial, da queda do peso indica a energia
utilizada para a quebra. O processo é repetido para diferentes frações de tamanho. Os
tamanhos de distribuição das partículas fragmentadas são relativamente similares na
forma e são descritos pelo índice t10, que é o percentual de tamanho passante em 1/10 do
tamanho original das partículas. Os valores de t10 e o consumo especifico de energia
são substituídos na equação 8.11 para obtermos os parâmetros A e b.
[8.11]
Onde:
t10 é a % passante em 1/10 do tamanho original da rocha,
ECS é o consumo especifico de energia em Kwh/ton., e
A e b são os parâmetros de quebra da rocha.
33
O parâmetro de abrasão é calculado utilizando um teste padrão de abrasão. O valor de
t10 é medido e o valor de ta é calculado de acordo com a equação 8.12.
[8.12]
Os parâmetros do Drop Weight Test podem ser interpretados para obter-se a descrição
do maciço rochoso, de acordo com a tabela 4.
Tabela 4 - Interpretação dos parâmetros do JK Drop Weight
Fonte: A Methodology for Fragmentation Optimization, 2014 (adaptado).
8.5 PROPRIEDADES DE ABSORÇÃO
Propriedade de absorção do maciço rochoso fornece a informação da quantidade de água
contida na rocha. O teor de umidade é importante, pois afeta a resistência da rocha.
8.6 MEDIDAS ADICIONAIS
Em adição as medidas listadas acima, as seguintes medidas adicionais devem ser tomadas:
- O teor e a mineralogia do depósito – esta é usualmente medidas dos estágios de
planejamento de mina e esta informação deve ser avaliada em qualquer projeto mine to mill.
- Densidade
- Taxa de perfuração
- Teste do martelo de Schmidt
34
8.7 ESQUEMA DE CLASSIFICAÇÃO DO MACIÇO ROCHOSO
O maciço rochoso é classificado em domínios baseados nas medidas discutidas nas seções
8.1 a 8.6. Os esquemas de classificação encontram-se em duas categorias:
1. Classificação Geotécnica, e
2. Blastabilidade.
A classificação dos maciços rochosos é usada para fornecer conhecimento das características
da rocha e para obter dados para o design de mina (Bieniawski, 1976).
8.7.1 Classificação Geotécnica
O mais comum dos sistemas de classificação é o de Bieniawski Rock Mass Rating (RMR),
sistema do Q de Barton e o sistema Mining Rock Mass Rating (MRMR) de Laubscher.
Sistema de Bieniwaski RMR
O sistema RMR foi desenvolvido por Bieniawski (1976) e desde então tem sido modificado
para adequar-se aos padrões internacionais. Os parâmetros usados para classificação dos
maciços rochosos são:
1. UCS
2. RQD
3. Espaçamento e descontinuidades
4. Condições das descontinuidades
5. Condições das águas subterrâneas
6. Orientação das descontinuidades
Quando se utiliza o sistema RMR, o maciço rochoso é divido em regiões estruturais que
possuem propriedades similares. As fronteiras dessas regiões normalmente coincidem com
as características geológicas, tais como, falhas ou zonas de cisalhamento. Os parâmetros de
RMR são medidos para cada zona.
Os parâmetros de 1 – 5 são divididos em 5 intervalos de valor e um peso de importância é
aplicado para cada intervalo. Os intervalos dos parâmetros e seus pesos estão fornecidos no
35
trabalho de Bieniwaski (1993). Os pesos para os parâmetros 1 – 5 são somados para uma
zona particular e fornecem um RMR não ajustado para essa zona. O RMR é então ajustado
usando o parâmetro 6, a orientação das descontinuidades. O valor do parâmetro 6 é baseado
na aplicação do RMR, por exemplo, tuneis e fundações; e podem ser encontrados no
trabalho de Bieniwaski (1993). O RMR ajustado pode ser complementado utilizando fatores
de ajustamento para os danos das detonações, tensões in situ, grandes falhas e fraturas. O
valor máximo do RMR é 100.
Uma vez que o valor do RMR é obtido, o maciço rochoso é classificado em cinco
categorias. As categorias e seus significados nas aplicações de engenharia são mostradas na
tabela 5.
Tabela 5 - Classes de maciços rochosos e seus significados para aplicações de engenharia
Fonte: Autoria própria (2015)
Sistema do Q de Barton
O sistema Q para classificação dos maciços rochosos foi desenvolvido por Barton et al.
(1974) e utiliza os 6 seguintes parâmetros:
1. RQD
2. Avaliação do conjunto de juntas comuns no mesmo domínio, Jn,
3. Avaliação da rugosidade da junta menos favorável ou descontinuidade preenchida, Jr,
4. Avaliação do grau de alteração or clay filling of least favourable joint set or filled
discontinuity, Ja,
5. Avaliação da infiltração de água e efeitos da pressão,
36
6. Redução do fator de tensão por falhas, relação tensão/deformação, dilatação ou
compressão.
O maciço rochoso é dividido em domínios estruturais e os parâmetros listados são obtidos
para cada domínio. O método de determinação dos valores de Jn, Jr, Ja, Jw e SRF podem ser
encontrados nas tabelas atualizadas no trabalho de Barton (2002). As tabelas devem ser
usadas em conjunto com as notas de rodapé atualizadas. O valor de Q é calculado através
desses valores pela equação 8.13.
[8.13]
Os valores de Q podem ser normalizados para uma melhor sensibilidade do UCS. O valor
normalizado, denominado Qc , é calculado como mostrado na equação 8.14;
[8.14]
Em complemento, o valor de Qo pode ser calculado, usando o valor do RQDo, que é o RQD
medido em apenas uma direção.
Sistema MRMR de Laubscher
O sistema MRMR foi desenvolvido por Laubscher em 1977 sendo uma modificação do
sistema RMR. No sistema de Laubscher, uma avaliação maciço rochoso in situ é realizada
previamente ao maciço rochoso, usando parâmetros geológicos. Fatores de ajuste são então
aplicados para obter o MRMR. O valor do MRMR de Laubscher é calculado dos seguintes
parâmetros:
1. Resistência da rocha intacta (IRS) em Mpa
2. Espaçamento das juntas e fraturas
3. Condições das juntas e águas
37
O valor do IRS é uma medida de escala para avaliar a resistência da rocha. Ele é o UCS não
confinado do maciço rochoso entre fratura e juntas. O espaçamento das fraturas e juntas é
medido de duas maneiras: a primeira é a medida do RQD e espaçamento das juntas somando-
se as duas; e a segunda é a frequência de fratura. As classificações atribuídas a diferentes
valores para cada parâmetro são fornecidas por Laubscher (1990). As classificações para cada
parâmetro são somadas para fornecerem o RMR de Laubscher. O máximo valor possível para
o RMR de Laubscher é 100.
O valor do RMR é multiplicado por fatores de ajuste para resultar no MRMR. Os fatores de
ajuste são empíricos e são resultantes de efeitos de intemperismo, orientação das juntas,
tensões induzidas pela lavra e detonações.
Outro resultado do sistema de Laubscher é a resistência do maciço rochoso (RMS), calculado
do MRMR e IRS, de acordo com a equação 8.15.
[8.15]
8.7.2 Blastabilidade
Blastabilidade refere-se à facilidade com que a rocha pode ser fragmentada através de
detonação. A Blastabilidade de um maciço rochoso é influenciada pelas propriedades da rocha
intacta e pelas descontinuidades do maciço rochoso (Lathan & Lu, 1999). A blastabilidade de
um maciço rochoso pode ser correlacionada com o fator de carga necessário para alcançar a
fragmentação desejada. Abordagens tradicionais para medir a Blastabilidade incluem os
métodos desenvolvidos por Hino (1959), Bourquez (1981) e Rakishev (1982). Neste trabalho,
será abordado o método mais utilizado como medida da Blastabilidade, um método empírico
desenvolvido por Lilly em 1986, conhecido como índice de Blastabilidade de Lily (Lilly’s
blastability Index) – BI.
Índice de Blastabilidade de Lilly
Em 1986 Lilly apresentou um método para avaliar a facilidade com que um maciço rochoso
pode ser desmontado com explosivos. O método combina propriedades mensuráveis da rocha
para obter um numero que descreve a Blastabilidade da rocha. Este número é denominado
Índice de Blastabilidade de Lilly (BI).
38
De acordo com Lilly, as propriedades do maciço rochoso que mais contribuem para a
fragmentação são:
Estrutura da rocha, que significa se ela é em blocos, maciço ou solo.
Espaçamento e orientação dos planos de fraqueza, tais como, planos de juntas.
Densidade, e
Dureza
Essas propriedades são combinadas em uma relação empírica para fornecer o BI de acordo
com a equação 8.16.
[8.16]
Onde:
RMD é descrição do maciço rochoso,
JPS é o espaçamento do plano de juntas,
JPO é a orientação do plano de juntas,
SGI índice da gravidade especifica
S é a resistência da rocha
Valores para cada um dos fatores foram fornecidos por Lilly e estão apresentados na tabela 6.
Tabela 6 - Valores de RMD, JPS, JPO, SGI e S usados no BI de Lilly.
Fonte: Autoria própria (2015)
39
O BI foi inicialmente desenvolvido para as minas de minério de ferro na Austrália. Dados
históricos eram usados para plotar a razão de carga usada para o ANFO versus o BI.
Consequentemente, Lilly publicou em 1992 uma série de tabelas e configurações de desmonte
com o uso de explosivos par uso geral. Essas tabelas relacionam o BI com a malha de
perfuração, que é o produto do afastamento e espaçamento e o fator de carga para três
diferentes alturas de bancadas. As tabelas são baseadas no pressuposto que o P95 do produto
da fragmentação é 800 mm.
As tabelas podem ser usadas como uma estimativa grosseira da malha requerida e da razão de
carga baseados nas propriedades da rocha. Entretanto, um número de pré-requisitos foram
consideradas para desenvolver as tabelas, como listado por Lilly. Devem ser tomados
cuidados para garantir que esses requisitos são validos para o caso de fragmentação em
estudo. Adicionalmente, as tabelas são limitadas e são apenas adequadas para fragmentações
cujo produto é um P95 de 800 mm.
O BI de Lilly foi incorporado no modelo de Kuz-Ram por Cunningham em 1983 para
relacioná-lo com qualquer tamanho de fragmentação.
Um resumo dos parâmetros necessários para a caracterização das rochas é dado na tabela 7.
Tabela 7 - Sumário dos índices necessários para a caracterização dos maciços rochosos em domínios de fragmentação
Fonte: Autoria própria (2015)
O número de testes necessário para uma descrição do maciço rochoso deve ser baseado na
geologia do site.
40
9. COLETA DOS DADOS DE COMINUIÇÃO E FRAGMENTAÇÃO
9.1 VISÃO GERAL
As práticas atuais presentes nos locais de lavra devem ser entendidas antes de buscar a
otimização. Isto pode ser alcançado por uma auditoria nas operações de perfuração e
desmonte e um levantamento do circuito de cominuição para coletar dados de desmonte,
pilhas de estocagem, blending e processos de cominuição. A coleta de dados possibilita a
comparação com operações que são benchmarking. A coleta de dados deve ser utilizada para
validar e calibrar os modelos utilizados de fragmentação e cominuição.
A coleta de dados do desmonte com o uso de explosivos está descrita na seção 9.2, e dados de
estocagem e blending estão descritos na seção 9.3. Na seção 9.4 os dados necessários de
cominuição são discutidos.
9.2 DADOS DO DESMONTE POR EXPLOSIVOS
Auditorias no desmonte devem ser conduzidas para garantir a acurácia e a repetitividade na
implementação do plano de fogo (Sommez et al., 2011). Os dados que são coletados incluem
características das rochas, parâmetros do plano de fogo, propriedades dos explosivos e
resultados de fragmentação. Cada um desses são discutidos abaixo.
9.2.1 Características das Rochas
As características das rochas, incluindo estrutura e propriedades de resistência, afetam o
produto da fragmentação. Os dados necessários para a caracterização da rocha foram
discutidos na seção 8.
9.2.2 Parâmetros do Plano de Fogo
Durante a auditoria dos desmontes, os furos perfurados devem ser inspecionados para coletar
os seguintes dados (Valery et al., 2007; Lam et al., 2001; Tondo et al., 2006).
Altura de bancada,
Diâmetro dos furos,
Profundidade dos furos,
Afastamento,
41
Espaçamento,
Subperfuração,
Tampão, e
Comprimento da carga.
Estes parâmetros estão ilustrados na Figura 8 (Das Sharma, n.d.). Os valores medidos devem
ser comparados com os valores do projeto e qualquer variação deve ser registrada. Em
complemento, um vídeo de uma detonação com câmera de alta velocidade é recomendado
para medir o tempo de movimento do afastamento e a ejeção de tampão.
Figura 8 - Padrão de bancada para detonação
Fonte: A Methodology for Fragmentation optimization, 2014.
9.2.3 Propriedades dos Explosivos
Os parâmetros dos explosivos que precisam ser registrados durante uma auditoria de
desmonte são:
Tipo de explosivos,
Densidade dos explosivos,
Razão de carga, que é a massa de explosivos por unidade de volume de rocha,
Comprimento da carga e,
Velocidade de detonação.
42
9.2.4 Resultados de Fragmentação
A distribuição do tamanho de partículas (PSD) é medida por analise de imagens. As
análises de imagens são o uso de imagens digitais para estimar o PSD da fragmentação
do material. Imagens de vídeo ou fotografias também podem ser usadas. São realizadas
imagens da superfície das pilhas detonadas, caçamba dos caminhões, pilhas de estoques,
alimentação e produtos das correias do circuito de cominuição. As imagens são
processadas com a ferramenta dos softwares que calculam a distribuição do tamanho de
partículas. Analises de imagem fornecem um entendimento do balanço entre britagem e
desmonte com o uso de explosivos.
Um sistema comercialmente disponível é o software de analise de imagem Split-Online,
desenvolvido pela Split Engineering. O sistema inclui câmeras online para coletar
imagens digitais do minério através do processo. As imagens são escalonadas. O
software Split-Desktop delineia os pedaços de rocha individuais nas imagens utilizando
algoritmos buil-in. Baseado nas dimensões das partículas, os tamanhos das partículas
são calculados e encaixados ou para a distribuição de Rosim-Rammler ou para
distribuição de Schumann. Os outputs são em formato de gráficos e os dados são
armazenados como texto para uso futuro.
9.3 DADOS DE BLENDING E PILHA DE ESTOCAGEM
O minério deve ser rastreado desde a detonação até o sistema de cominuição. As
práticas de estocagem e blending devem ser revisadas e validadas para garantir que
dados suficientes estão disponíveis.
9.4 DADOS DE COMINUIÇÃO
Levantamentos na planta de cominuição devem ser realizados para coletar os dados
referentes ao circuito. Os tamanhos de alimentação e produto devem ser registrados, tão
bem quanto os parâmetros operacionais. Os balanços de massa e tamanhos devem ser
calculados para o circuito de cominuição. Nos casos em que sistema de rastreamento do
minério é utilizado, o comportamento do material em uma unidade particular pode ser
associado aos dados de caracterização da rocha.
43
9.4.1 Distribuição dos Tamanhos de Alimentação e Produto
Os PSDs da alimentação e produto de cada unidade de cominuição devem ser medidos.
Os resultados devem ser validados com alguns testes de peneiramento em amostras
representativas.
9.4.2 Parâmetros Operacionais
Os parâmetros operacionais que devem ser monitorados nos britadores incluem:
- Throughput do britador,
- Adição de água,
- Abertura do britador,
- Revestimentos, e
- Consumo de energia.
Os parâmetros operacionais que devem ser monitorados e registrados dos moinhos são:
- Tamanho da Grelha,
- Carga de Bolas,
- Razão diâmetro e comprimento,
- Velocidade do moinho,
- Umidade da alimentação e produto,
- Configuração do circuito.
Os dados de caracterização da rocha que afetam a alimentação dos moinhos incluem,
PLI, DWi e BWi.
Os dados que podem ser registrados durante os levantamentos de planta estão resumidos
na tabela 8.
44
Tabela 8 - Dados a serem coletados durante os levantamentos nas plantas de cominuição
Fonte: Autoria própria (2015)
10. DESENVOLVIMENTO E IMPLEMENTAÇÃO DE
ESTRATEGIA OPERACIONAL
Todos os dados reunidos e modelos desenvolvidos até esse ponto devem ser usados para
determinar a estratégia operacional da mina e usina. Isto é realizado através do
modelamento de toda a cadeia de valor da mina a usina. Uma vez que os padrões ótimos
de desmonte são identificados, eles podem ser implementados. Os efeitos
dessasmudanças podem ser monitorados para garantir que os resultados são alcançados.
45
10.1 MODELAMENTO
O modelamento provê uma forma de avaliar o impacto das mudanças do plano de fogo
nos resultados de fragmentação e cominuição. Avaliar as mudanças na escala piloto ou
industrial envolve altos custos e o modelamento é uma alternativa mais barata.
Com o objetivo de determinar uma estratégia operacional, a definição dos modelos de
detonação, britagem e moagem devem estar associadas para formar um modelo que
prevê o throughput de toda a cadeia produtiva da mina até a usina. Dados de
caracterização da rocha, parâmetros do plano de fogo e condições operacionais do
circuito de cominuição são inputs para o modelo. Os parâmetros do plano de fogo e as
condições operacionais podem ser modificadas para se observar os efeitos no
throughput e PSD final do produto.
Usando os modelos de previsão do throughput, modelos de desmonte podem ser
desenvolvidos para cada domínio especifico de rocha com o objetivo de atender os
requisitos dos processos seguintes. Os efeitos dos blending de diferente tipos de rochas
pode ser avaliado. Adicionalmente, o modelo pode ser usado para fornecer estimativas
da performance até o fim da vida útil da mina (LOM), baseado nas mudanças de
características das rochas.
Os custos de detonação e moagem podem ser incluídos no modelo para que as
implicações econômicas das mudanças sejam compreendidas.
10.2 IMPLEMENTAÇÃO
Uma vez que as estratégias de desmonte e cominuição são definidas para o maciço
rochoso, estas devem ser implementadas no site. As estratégias e as razões por trás delas
precisam ser comunicadas ao pessoal do site. Adicionalmente, a equipe local deve ser
treinada no uso dos modelos de previsão de throughput de forma que mudanças podem
ser realizadas em base continua se necessário. As metas dos processos à jusante devem
ser continuamente comunicadas.
10.3 MONITORAMENTO
Uma vez que a estratégia é implementada, a performance da planta deve ser monitorada.
Ferramentas, tais como análise de imagem e sensores podem ser usados. Se estas
46
ferramentas são Online, um sistema de controle pode ser utilizado para fornecer
feedback desde os resultados do desmonte até os circuitos de britagem e moagem.
11. APLICAÇÃO DOS CONCEITOS MINE TO MIL NA CADEIA
PRODUTIVA DE ROCHA FOSFÁTICA NA ANGLO
AMERICAN FOSFATOS
No projeto da Anglo American Fosfatos, foram realizados testes e mudanças em duas
frentes de trabalho distintas: revisão das práticas de perfuração e desmonte; e mudança
no percentual de material detonado.
Em seguida foi realizado o monitoramento continuo das plantas de beneficiamento, de
forma a mensurar os resultados que essas mudanças tiveram na performance das
plantas.
Nas próximas seções, será apresentada uma visão geral da metodologia utilizada e serão
abordados em detalhes os aspectos de cada uma das etapas do projeto.
11.1 METODOLOGIA: REVISÃO DAS PRÁTICAS DE PERFURAÇÃO E
DESMONTE
Nos últimos anos, a blendagem na lavra de minério na mina da Anglo American
Fosfatos Unidade Ouvidor vem apresentando a seguinte composição média:
20 – 30% minério de alta dureza (silexito e outros tipos de cimentados);
30 – 40% minério semi-compacto (oxidado maciço);
40 – 50% minério friável (oxidado terroso, micáceo de base e micáceo de topo).
Até o ano de 2013, apenas o minério de alta dureza era desmontado por explosivos,
seguindo uma malha de perfuração padrão e sem alteração em qualquer outro parâmetro
do desmonte (diâmetro, tampão, tipo de explosivo, etc.).
O objetivo proposto foi otimizar a fragmentação da rocha através da divisão da mina em
domínios de protólito, onde principalmente foi modificado a malha de perfuração de (
3,0 x 3,8)m² para (2,6 x 3,2)m², consequentemente, aumentando a razão de carga de 165
g/t para 200 g/t para as rochas de maior dureza sem a presença de silexitos e a mudança
na malha de perfuração de (3,0 x 3,8)m2 para (2,0 x 2,6) m
2 com consequente aumento
47
na razão de carga de 165(g/ton) para 275(g/ton) para as rochas com a presença de
silexito. Para permitir uma comparação dos resultados da distribuição granulométrica do
desmonte de rochas por explosivo, entre os protólitos predominantes tornou-se estes
novos parâmetros como padrão no dimensionamento do plano de fogo como mostrado
na Tabela 9.
Tabela 9 - Parâmetros de desmonte adotados antes e depois de 2014
Fonte: Banco de dados Anglo American (2015)
Informações precisas sobre a fragmentação do minério são essenciais para o processo de
otimização Mine to Mill . Técnicas de análise de imagem, tais como as utilizadas no
software Split Desktop, que foi utilizado no projeto, permitem estimar com precisão
razoável e relativa facilidade o resultado da fragmentação da rocha.
Realizou-se a análise de cada pilha desmontada, pelo mecanismo de desmonte de rochas
por explosivos, verificando o comportamento da distribuição granulométrica para cada
domínio de protólito (Foscorito, Foscorito com Carbonatito, Foscorito com Picrito,
Silexito com Óxido de Ferro), permitindo a análise do resultado em comparação com as
metas pré-estabelecidas (P80 < 600 mm) no qual é a circunferência máxima da rocha
passante através da grelha de alimentação da britagem. Para tal estudo, fez-se a captura
da imagem, o tratamento e a obtenção dos resultados como descrito na metodologia.
48
11.2 RESULTADOS
11.2.1 Foscorito
Durante o período de realização deste trabalho foram coletadas informações de três
desmontes de rochas por explosivos em domínios litológicos caracterizado pelo
protólito Foscorito. A Figura 9 mostra uma foto característica do Foscorito, com o seu
desempenho da fragmentação do desmonte já com os parâmetros do plano de fogo
padronizado ilustrado na Figura 10 e Figura 11.
Figura 9 - Minério Foscorito detonado
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Figura 10 - Curvas de Fragmentação para o minério foscorito detonado
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
49
Figura 11 - Histograma de fragmentação para o minério foscorito detonado
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Na Tabela 10, são apresentados os resultados obtidos com a análise de imagens
referente aos três testes de desmontes caracterizados pelo protólito Foscorito como
formação litológica do minério.
Tabela 10 - Resultados obtidos para o protólito Foscorito
Fonte: Banco de dados Anglo American (2015)
Observa-se através do histograma do Foscorito uma heterogeneidade muito alta nos
resultados de fragmentação tendo como consequência um altíssimo desvio padrão,
50
evidenciado principalmente pela parcela de rocha compacta (cimentada) distinta em
cada desmonte de rochas, no entanto em todos os resultados obtidos da fragmentação da
rocha estão de acordo a meta pré-estabelecida (P80 < 600)mm.
11.2.2 Foscorito com Carbonatito
Durante o período de realização deste trabalho foram coletadas informações de oito
desmontes de rochas por explosivos em domínios litológicos caracterizado pelo
protólito Foscorito com Carbonatito. A Figura 12 mostra uma foto característica do
Foscorito com Carbonatito, com o seu desempenho da fragmentação do desmonte já
com os parâmetros do plano de fogo padronizado ilustrados na Figura 13 e Figura 14.
Figura 12 - Minério foscorito com carbonatito detonado
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Figura 13 - Curvas de fragmentação para o minério foscorito com Carbonatito
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
51
Figura 14 - Histograma de fragmentação para o minério foscorito com carbonatito
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Na Tabela 11, são apresentados os resultados obtidos com a análise de imagens
referente aos oito testes de desmontes caracterizados pelo protólito Foscorito com
Carbonatito como formação litológica do minério.
Tabela 11 - Resultados para o protólito Foscorito com Carbonatito
Fonte: Banco de dados Anglo American (2015)
Observa-se que os resultados da fragmentação no Foscorito com Carbonatito tem um
altíssimo desvio padrão evidenciados principalmente pela parcela de rocha compacta
(cimentada) distinta em cada desmonte de rochas e pelo provável não cumprimento das
profundidades planejadas à priori no plano de fogo, dificultando o dimensionamento
52
correto do desmonte de rochas, contudo pela presença do Carbonatito na rocha faz-se a
mesma elevar seu nível de dureza tendo como consequência um P80 médio de
270.71mm, no entanto mesmo com a elevação de dureza pela presença do Carbonatito
não houve nenhum desmonte com o P80 > 600 mm.
11.2.3 Foscorito com Flogopitito
Foram coletadas informações de dois desmontes de rochas por explosivos em domínios
litológicos caracterizado pelo protólito Foscorito com Flogopitito. A figura 15 mostra
uma foto característica do Foscorito com Flogopitito e o seu desempenho da
fragmentação do desmonte já com os parâmetros do plano de fogo padronizado
ilustrados na Figura 16 e Figura 17.
Figura 15 - Minério foscorito com flogopitito detonado
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Figura 16 - Curva de fragmentação para o minério foscorito com flogopitito
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
53
Figura 17 - Histograma de fragmentação para o minério foscorito com flogopitito
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Na Tabela 12, são apresentados os resultados obtidos com a análise de imagens
referente aos dois testes de desmontes caracterizados pelo protólito Foscorito com
Flogopitito como formação litológica do minério.
Tabela 12 - Resultados para o protólito Foscorito com Flogopitito
Fonte: Autoria própria (2015)
Observa-se que os resultados da fragmentação no Foscorito com Flogopitito tem um
ótimo resultado de fragmentação da rocha P80 médio de 148.85mm evidenciando que a
presença da flogopita na rocha faz-se a mesma diminuir seu nível de dureza e ainda com
o resultado com um pequeno desvio padrão.
11.2.4 Silexito com Óxido de Ferro
Foram coletadas informações de dois desmontes de rochas por explosivos em domínios
litológicos caracterizado pelo protólito Silexito com Óxido de Ferro. A figura 18 mostra
uma foto característica do Silexito com Óxido de Ferro e o seu desempenho da
fragmentação do desmonte já com os parâmetros do plano de fogo padronizado,
ilustrados na Figura19 e Figura 20.
54
Figura 18 – Minério silexito com oxido de ferro detonado
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Figura 19 – histograma de fragmentação para o silexito com oxido de ferro
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
55
Figura 20 - Curva de fragmentação para o silexito com oxido de ferro
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Na Tabela 13, são apresentados os resultados obtidos com a análise de imagens
referente aos dois testes de desmontes caracterizados pelo protólito Silexito com Óxido
de Ferro como formação litológica do minério.
Tabela 13 - Resultados para o protólito Silexito com Óxido de Ferro
Fonte: Banco de dados Anglo American (2015)
Observa-se através do histograma do Silexito com Óxido de Ferro uma homogeneidade
nos resultados de fragmentação evidenciando que o controle do resultado dos desmontes
em rocha compacta é mais fácil de ser previsto em relação à rocha semi-compacta,
tendo como consequência um baixo desvio padrão, no entanto constatou-se que esta
litologia apresentou o maior P80 (320 mm) influenciado pela presença de (“Bloco
Preto”) e de uma alta parcela de rocha compacta (cimentada) com alta dureza da rocha.
56
12. METODOLOGIA: MUDANÇA NO PERCENTUAL DE MINÉRIO
DETONADO E MONITORAMENTO DE RESULTADOS NAS PLANTAS
DE BENEFICIAMENTO
Com o intuito de aumentar a rentabilidade global do empreendimento, foram feitos
testes aumentando a porção detonada do minério semi-compacto e friável mensurando
os ganhos de produtividade na lavra, consumo energético na cominuição (britagem e
moagem) e consumo de corpos moedores.
Neste estudo, estabeleceu-se a seguinte metodologia de trabalho:
Recolhimento dos dados disponíveis no histórico da empresa Anglo American
Fosfatos;
Definição das frentes lavradas junto ao Planejamento de Mina;
Implementação da rotina de monitoramento na Britagem;
Monitoramento dos parâmetros de Moagem;
Acompanhamento da recuperação e produção de concentrado final.
Mina
Na confecção das pilhas de homogeneização e pulmão, as frentes a serem lavradas são
definidas previamente de acordo com as características do material disposto em cada
área da mina, uma vez que a mineralogia local é bastante variável, através do Plano de
Pilha.
As pilhas são construídas utilizando o método Chevron, a empresa dota de duas pilhas
com intuito de homogeneização do material após a britagem. Pilha A, de 64.000
toneladas, e Pilha B de 80.000 toneladas, enquanto uma é construída a outra é retomada.
A construção das pilhas leva em média de 3 a 4 dias, já sua retomada e alimentação na
usina de 4 a 5 dias. As pilhas são melhores ilustradas na Figura 19.
Para que a coleta de dados seja feita de forma correta e os resultados satisfatórios, os
testes apresentados neste trabalho foram realizados em pares de pilhas. As duas pilhas
que compõe este par são planejadas com as mesmas frentes de lavra ou com frentes de
materiais que possuem características mineralógicas semelhantes. Diante desse par de
pilhas de homogeneização, uma pilha é confeccionada com maior volume de material
57
detonado, e a outra é composta por material semelhante, porém de frentes que não
foram detonadas, ou seja, frentes friáveis que são lavradas com escavadeiras.
Sendo assim, é possível mensurar os possíveis ganhos com a implantação da otimização
do desmonte, por meio do acompanhamento de resultados nos processos subsequentes
(Britagem e Moagem), através da coleta de dados e comparação entre os resultados
obtidos nas duas pilhas analisadas, mais detonada e menos detonada, que compõe um
par.
Figura 21 – Pátio de estocagem de minério, pilhas A e B e empilhador de minério.
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Britagem
Inicialmente, foi realizado o acompanhamento da rotina de operação da planta, com
objetivo de obter um maior conhecimento da área e identificar as principais variáveis do
processo.
O processo de britagem ocorre como apresentado na Figura 20, os caminhões
carregados de material vindo da mina (ROM) basculam na grelha de alimentação
acoplada a uma moega, que por sua vez direciona o material para o alimentador de
sapatas.
58
Já no alimentador de sapatas inicia-se a primeira etapa de separação por granulometria,
o material fino é armazenado em um silo e direcionado para a correia de finos, a outra
parte do material alimentado segue o processo, em que a próxima etapa é o divisor de
fluxo.
Figura 22 - Fluxograma do circuito de britagem.
Fonte: Anglo American Fosfatos
É necessária a divisão do fluxo, pois o processo segue em duas linhas paralelas de
britagem, contendo duas peneiras vibratórias e dois britadores. Após a passagem pelo
divisor de fluxo o material passa pelo chute e é encaminhado parte para a peneira A e
59
parte para a peneira B, aonde os respectivos passantes irão a encontro na correia
transportadora da britagem.
O material grosseiro retido nas peneiras passa pelo chute e é encaminhado aos
britadores A e B, que reduzem a granulometria do material, de forma que 85% do
volume da pilha formada tenha granulometria menor que 19,05 mm. Após a britagem, o
material sai dos britadores em encontro com todo material de processo, na correia
transportadora, também alimentada pela correia de finos.
Essa correia transporta e direciona o material resultante do processo de britagem para
um chute que alimenta a correia 2103 responsável pelo transporte até o Stacker
(Empilhador de Minério) que realiza a formação das pilhas de homogeneização
Chevron no pátio de estocagem. Pilhas estas que posteriormente serão retomadas e
direcionadas ao beneficiamento nas usinas 47 e 76.
Diante toda a britagem atentou-se às variáveis que mais interferem no processo e geram
maiores custos operacionais, privilegiando assim os dados de produtividade da
britagem, amperagem dos britadores e gastos energéticos da planta. Porém, não havia
nenhum método de analise que já fornecia esses dados neste setor.
O instrumentista responsável foi solicitado para retirada de dados no painel de controle
da Usina 47, onde um relatório é gerado no final de cada dia com a alimentação da
britagem e amperagem dos britadores registrados hora-hora. Os dados de amperagem e
alimentação negativos ou muito baixos foram descartados do estudo, uma vez que se
trata do momento em que ocorreu uma parada ou a planta voltou a rodar.
Ao longo da analise para a melhor apresentação de resultados, foi retirada a informação
da Amperagem uma vez que trazia vários picos dentro de um gráfico, sendo gerados por
problemas mecânicos dos britadores, que acabaram dificultando a interpretação dos
resultados. Se tratando da produtividade, a análise é resultado da média de todas as
alimentações (t/h) durante os dias de formação da pilha em questão.
Quanto ao consumo energético da planta, solicitou-se que os eletricistas de turno
auxiliassem na coleta deste dado, passando o valor inicial e final do kilowatímetro
acumulado de cada pilha, de modo que possibilite o conhecimento do consumo
energético neste processo de fragmentação.
60
Para o monitoramento de algumas outras variáveis da britagem, como teores, umidade,
tonelagem por pilha, há uma planilha chamada “Controle de Estocagem” onde criou-se
uma célula para a introdução do kilowatímetro pego com os eletricistas, facilitando o
monitoramento do consumo energético.
Como apresentado o kilowatímetro é acumulado, com a subtração entre os valores, final
e inicial, tem-se os quilowatts, kW, gastos na pilha porém existem duas pilhas, uma de
64.000 toneladas e outra de 80.000 toneladas. Portanto, para um cálculo mais eficiente
de comparação entre duas pilhas de diferentes tonelagens, deve-se dividir os quilowatts
gastos pela tonelagem existente na pilha em questão.
Moagem
O principal foco do estudo Mine to Mill é a otimização do desmonte de rochas na mina,
para que haja a minimização dos gastos energéticos nos moinhos. Baseando neste
conceito foi realizada a analise dos dados das usinas 47 e 76, da Anglo American
Fosfatos, relacionados a alimentação, energia gasta pela moagem, consumo de corpo
moedor (bolas), recuperação mássica da pilha e a produção de concentrado final.
A coleta de dados e sua analise foi de mais fácil acesso do que na planta de britagem,
pois já havia planilhas de controle das variáveis, como consumo energético e reposição
de bolas nos moinhos. Este monitoramento é realizado constantemente, uma vez que a
reposição de bolas é feita quando há diminuição do Kilowatímetro do moinho, este que
exige reposição diária.
Na usina o estudo fundamentou-se no recolhimento dos dados existentes, ou a
transformação destes para melhor visualização e comparação entre os pares de pilhas
testes, principalmente quanto ao consumo energético.
A alimentação das usinas ocorre diretamente nos moinhos de barras, que realizam a
moagem primária, o material em seguida é direcionado aos moinhos de bolas. Na usina
47 tem-se um moinho de barras, um moinho de bolas e o moinho E, também de bolas,
porém com alimentação cerca de sete vezes menor que a do moinho de bolas. Na usina
76, têm-se os moinhos de bolas A, B, C e E, e o moinho D de barras, funcionando da
mesma forma, a moagem primária é feita com barras, e o moinho E com menor atuação
no processo.
61
A coleta de dados foi feita diretamente nas planilhas das usinas, onde retirou-se
diariamente, a vazão de alimentação (t/h) de cada uma das usinas, a energia consumida
(kW/h) e reposição de bolas (g/t) para cada moinho de bolas. Como foram tratados na
britagem, os parâmetros da usina também devem ser avaliados em função da tonelagem,
pelo diferente volume das pilhas a serem comparadas.
Para representar a alimentação total das usinas (t/h), as vazões diárias encontradas nas
usinas 47 e 76 foram somadas, e posteriormente fez-se à média entre esses valores
diários durante a alimentação das usinas com o material da pilha em questão.
Em cada um dos moinhos de bolas e barras, a média da energia consumida é
apresentada em kW/h. Para facilitar a análise diante as pilhas A e B, utilizou-se a média
da energia consumida no dia em cada um dos moinhos das duas usinas em função das
suas horas trabalhadas e a alimentação registrada. Esses valores energéticos em kW/t
foram somados, chegando a um valor total de energia gasto diariamente na moagem.
Para mensurar o gasto de uma pilha faz-se a média dos valores energéticos totais (kW/t)
nos dias em que ela é retomada.
Para a análise de consumo de corpo moedor foram analisados apenas os moinhos de
bolas, uma vez que a reposição é diária e em função do kilowatímetro, possibilitando
um melhor parâmetro de controle. A reposição de bolas é disposta na base de dados das
usinas em g/t, assim sendo necessária apenas a soma entre o consumo diário de bolas
das duas usinas, e posterior realização da média desses valores, entre os dias de moagem
da pilha.
Parâmetros como recuperação mássica (%) e produção de concentrado final (t/h), são
dispostos diariamente em função do processo das usinas em geral. Para o estudo estes
parâmetros foram analisados fazendo-se a média dos valores nos dias em que a pilha é
retomada.
Contudo, para a análise de resultados por pares de pilhas, foram avaliados nas usinas
valores médios de alimentação (t/h), consumo energético (kW/t), consumo de bolas
(g/t), recuperação mássica (%) e produção de concentrado final (t/h), nos dias em que
cada pilha foi retomada.
62
13. TESTES REALIZADOS COM A IMPLANTAÇÃO DA METODOLOGIA
MINE TO MILL
O primeiro teste foi realizado com as pilhas planejadas 57 e 58, em que a pilha 57 foi
95% detonada, ou seja, quase todas as frentes de lavra que constituíram a pilha 57 foram
detonadas, e a pilha 58 cuja apenas 49% do material constituinte da pilha foi detonado.
O material vindo da mina alimenta a britagem, independente de ser material detonado
ou não, onde é feita a primeira etapa de cominuição. Posteriormente o material
devidamente britado é homogeneizado através das pilhas, que futuramente irão
alimentar as Usinas 76 e 47.
Na Tabela 14 é apresentado o período em que o material constituinte das pilhas 57 e 58
estiveram na planta de britagem e usina, e a percentagem de detonado que compõe as
pilhas da análise.
Tabela 14 - Cronograma das pilhas 57 e 58
Fonte: Anglo American Fosfatos (2015)
O segundo teste foi realizado com o par de pilhas 63 e 64, em que a pilha 63 foi
planejada e executada com 54% do seu volume composto por material detonado, e a
pilha 64, cuja 42% do material constituinte da pilha foi detonado.
Na Tabela 15, é apresentado o período em que o material constituinte das pilhas 63 e 64
passou pela planta de britagem e usina, e a percentagem de detonado que compõe as
pilhas da análise.
Tabela 15 - Cronograma das Pilhas 63 e 64
Fonte: Anglo American Fosfatos (2015)
Pilhas Comparadas Britagem Usina Detonado
57 18 a 21 de Agosto 22 a 26 de Agosto 95%
58 22 a 25 de Agosto 27 a 29 de Agosto 49%
Pilhas Comparadas Britagem Usina Detonado
63 12 a 15 de Setembro 15 a 19 de Setembro 54%
64 16 a 19 de Setembro 20 a 24 de Setembro 42%
63
O terceiro teste foi realizado com as pilhas 69 e 70, em que a pilha 69 foi apenas 38%
detonada, e a pilha 70 constituída por 81% de material detonado.
Na Tabela 16 é apresentado o período em que o material constituinte das pilhas 69 e 70,
passou pela planta de britagem e usina, e a percentagem de detonado que compõe as
pilhas da análise.
Tabela 16 - Cronograma das pilhas 69 e 70
Fonte: Anglo American Fosfatos (2015)
14. RESULTADOS E DISCUSSÕES
Durante o período apresentado foi feita a análise de diversos parâmetros envolvidos nos
processos de britagem e moagem. Nas Figuras 21, 22 e 23, no eixo horizontal são
apresentadas as variáveis analisadas neste trabalho, e no eixo vertical criou-se para as
pilhas menos detonadas um referencial dotando o valor de 100%, e para as pilhas mais
detonadas esses valores percentuais oscilam para mais ou para menos em relação a pilha
de comparação, de acordo com os resultados obtidos no estudo.
Na Figura 21, é possível a melhor percepção dos resultados obtidos neste teste inicial
(T1).
Figura 23 - Parâmetros gerais Pilha 57 e Pilha 58
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Pilhas Comparadas Britagem Usina Detonado
69 08 a 12 de Outubro 13 a 17 de Outubro 38%
70 13 a 17 de Outubro 18 a 21 de Outubro 81%
64
Em função da alimentação com maior quantidade de material detonado, ou seja,
material mais fino, sem a dependência do trabalho do rompedor ou grande atuação dos
britadores, foi possível observar ganhos quanto à produtividade da britagem. Além deste
ganho na planta houve uma considerável redução, de cerca de 30%, do consumo
energético nessa etapa.
Ainda analisando a Figura 21, observa-se um decréscimo quanto à alimentação da usina
quando se compara a pilha 57, pilha detonada, com a pilha 58, pouco detonada. Porém
analisando a recuperação mássica e a produção de concentrado final, pode-se concluir
que se alimentou com menor volume de material durante a retomada da pilha detonada e
obteve-se uma maior produção de concentrado final (CF), isso representa um ganho no
processo, pois geram-se menos sobrecargas e desgastes aos equipamentos, mantendo ou
aumentando a tonelada-hora produzida de concentrado final.
Na Moagem foram analisados o consumo energético, e o consumo de corpo moedor,
onde foram monitorados os moinhos de bolas das usinas. Neste primeiro teste observou-
se um consumo energético 2% menor na pilha 57, além do grande ganho obtido diante o
consumo de bolas na moagem, uma redução por volta de 20% comparada à pilha menos
detonada. Obtiveram-se bons resultados também quanto à recuperação mássica e
produção de concentrado, tornando esse estudo bastante atrativo para a empresa.
No segundo teste (T2) foram analisados os mesmos parâmetros anteriores, porém
algumas fatalidades ocorreram durante o monitoramento do teste. Na Figura 22, é
possível a melhor percepção, por meio da apresentação em percentagem dos resultados.
Figura 24 - Parâmetros gerais Pilha 63 e Pilha 64
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
65
Como ocorrido no teste anterior, em decorrência da alimentação da britagem ter sido
feita com maior quantidade de material fino, a pilha 63 apresentou maior produtividade
e uma redução de cerca de 10% do consumo energético nesta etapa quando comparada a
pilha menos detonada, pilha 64.
Como mostra a Figura 22, além de ganhos na britagem a pilha detonada influenciou
positivamente nos resultados quanto à alimentação da usina, e produção de concentrado
final, apresentando ganhos de cerca de 10% em ambas variáveis, em relação à pilha
contendo material menos detonado, pilha 64. Entretanto durante a pilha 63, na usina foi
feita a drenagem dos moinhos de bolas devido a um entupimento ocorrido, em função
disso realizou-se a introdução de novos corpos moedores. Com isso, além do maior
consumo de bolas nesta pilha, houve também um maior gasto energético, uma vez que
estes dois parâmetros estão diretamente relacionados.
Contudo, os imprevistos ocorridos contribuíram negativamente na análise dos
resultados deste teste quanto a consumo energético e reposição de corpos moedores,
porém foi possível observar ganhos nos outros parâmetros monitorados.No terceiro teste
(T3) foi feita a análise de diversos parâmetros da britagem e moagem. Na Figura , é
possível a melhor percepção dos resultados obtidos neste terceiro teste.
Figura 25 - Parâmetros gerais Pilha 69 e Pilha 70
Fonte: Banco de dados Anglo American Fosfatos
Como apresentado na Figura 22, não diferente dos outros testes, houveram ganhos
quanto à produtividade. Porém o consumo energético na britagem não pode ser
monitorado neste teste por questões operacionais durante o período da pilha 70,
inviabilizando a análise desse parâmetro no teste.
66
Ainda observando esta figura, a alimentação da usina apresentou aumento de 6%
durante a retomada da pilha 70, mais detonada. Além disso, na moagem foi analisado o
consumo energético de todos os moinhos no processo e obtivemos um ótimo resultado
com ganho de 16% em energia na pilha 70, comparada a pilha 69. Houve outro grande
ganho nesse terceiro teste, observou-se uma redução de 22% quanto à reposição de
bolas nos moinhos.
Podemos analisar melhor os resultados do estudo através da Tabela 17, em que são
apresentados os ganhos obtidos em percentagem durante os testes, perante cada um dos
sete parâmetros monitorados.
Tabela 17 - Apresentação dos ganhos obtidos em percentagem nos testes realizados
Fonte: Anglo American Fosfatos (2015)
15. CONCLUSÕES
As modificações nas malhas de desmonte de rochas com explosivos permitiram a
redução do P80, que era um parâmetro desejável devido às implicações do mesmo na
rotina industrial. Com tal adoção foi possível atender às exigências da usina de
processamento mineral no tocante a distribuição granulométrica do material.
Através do método de monitoramento com dados especialmente concebidos para este
fim, os ganhos obtidos em função da otimização do desmonte de rochas baseado na
metodologia Mine to Mill puderam ser mensurados.
Por meio de análise e confecção de gráficos foi possível observar o aumento da
produtividade e o baixo consumo energético nas etapas de britagem e moagem, além do
menor consumo de bolas nos moinhos quando as pilhas mais detonadas foram
retomadas.
Parâmetros Analisados Teste 1 (T1) Teste 2 (T2) Teste 3 (T3)
Alimentação da britagem 5% 1% 2%
Energia consumida na britagem 31% 10% -
Alimentação das usinas - 11% 6%
Energia consumida na moagem 2% - 16%
Consumo de bolas na moagem 21% - 22%
Recuperação mássica 10% 1% -
Produção de CF 2% 11% -
67
Como apresentado no trabalho, houve um aumento de até 5% na produtividade na etapa
de britagem, e na moagem esse aumento chegou a 11% quando se trabalhou com
material mais detonado. Quanto aos gastos energéticos houve uma economia de cerca
de 15% na moagem e 30% na britagem. Nos moinhos de bolas a redução do consumo
de corpo moedor chegou a 22%.
Portanto, esses ganhos permitem validar o conceito Mine to Mill, demonstrando que sua
adoção, em termos de gerar uma visão holística da cadeia produtiva, permite uma
redução nos custos de processamento mineral. Isso ocorre devido à presença de
material com menor granulometria sendo alimentado, aumentando a produtividade e
gerando menor desgaste dos corpos moedores e redução do consumo energético de
britadores e moinhos.
16. RECOMENDAÇÕES PARA TRABALHOS FUTUROS
A partir deste trabalho algumas linhas de pesquisa são sugeridas e poderão ser
desenvolvidas no futuro. Iniciando pelo o desenvolvimento de um modelo geológico
confiável, que permita uma análise da jazida em estudo e posterior planejamento de
forma correta. Além da realização de estudos sobre a mecânica das rochas e suas
propriedades, fatores de grande importância no desenvolvimento do projeto de
desmonte com explosivos, uma vez que possibilitará a determinação com exatidão da
malha ótima de perfuração.
Quanto aos processos de cominuição, muitos valores foram recolhidos manualmente na
área, ou não foram objetos de estudo neste trabalho devido ao baixo grau de
confiabilidade. Portanto é necessária uma maior automação e implantação de projetos
de melhoria como, por exemplo, no setor de amostragem objetivando a análise de dados
e maior controle do processo produtivo.
Na mesma linha Mine to Mill, podem-se realizar pesquisas focadas nos ganhos obtidos
em outras variáveis do processo, por exemplo, o estudo do desgaste dos revestimentos
dos britadores e moinhos; o comportamento da carga circulante no processo de
moagem; além do grau de liberação do material, obtido após a fragmentação através da
realização da análise granulo química.
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17. BLIBLIOGRAFIA
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Metallurgy & Mineral Processing. Australia, 2007.
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GADBERRY, A.R.. Mine Planing – Its Effect on Drilling and Blasting, In: General
proceedings, 7th Annual Conference on Explosives & Blasting Technique, Phoenix,
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