REALCES DE SUBLEVEL NA MINA PEQUIZÃO - MINERAÇÃO SERRA GRANDE, CRIXÁS – GO

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Dissertação de Mestrado

ANÁLISE TÉCNICA E ECONÔMICA PARA

UTILIZAÇÃO DE CABOS DUPLOS EM

REALCES DE SUBLEVEL NA MINA

PEQUIZÃO - MINERAÇÃO SERRA GRANDE,

CRIXÁS

–

GO

AUTOR: TÚLIO CÉSAR ABDUANI LIMA

ORIENTADOR: Prof. Dr. ANDRÉ PACHECO DE ASSIS

(UnB)

MESTRADO PROFISSIONAL EM ENGENHARIA GEOTÉCNICA DA UFOP

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Catalogação: www.sisbin.ufop.br L732a Lima, Túlio César Abduani.

Análise técnica e econômica para utilização de cabos duplos em realces de sublevel na Mina Pequizão - Mineração Serra Grande, Crixás, GO [manuscrito] / Túlio César Abduani Lima. - 2016.

188f.: il.: color; grafs; tabs; mapas.

Orientador: Prof. Dr. Andre Pacheco Assis.

Dissertação (Mestrado) - Universidade Federal de Ouro Preto. Escola de Minas. Departamento de Engenharia Civil. Programa de Pós Graduação em Geotecnia.

Área de Concentração: Geotecnia Aplicada à Mineração.

1. Cabos de aço. 2. Minas e mineração - Custos. 3. Estabilidade. I. Assis, Andre Pacheco. II. Universidade Federal de Ouro Preto. III. Titulo.

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ANÁLISE TÉCNICA E ECONÔMICA PARA

UTILIZAÇÃO DE CABOS DUPLOS EM

REALCES DE SUBLEVEL NA MINA

PEQUIZÃO - MINERAÇÃO SERRA GRANDE,

CRIXÁS

–

GO

Dissertação apresentada ao Mestrado Profissional em Engenharia Geotécnica do Núcleo de Geotecnia da Escola de Minas da Universidade Federal de Ouro Preto, como parte integrante dos requisitos para obtenção do título de Mestre em Geotecnia, área de concentração em Geotecnia Aplicada à Mineração.

Esta dissertação foi apresentada em sessão pública e aprovada em

13 de Julho de 2016, pela Banca Examinadora composta pelos

membros:

Prof. Dr. André Pacheco de Assis (Orientador / UnB)

Prof. Dr. Rodrigo Peluci de Figueiredo (UFOP)

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“A grandeza não consiste em receber honras, mas em merecê-las.”

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DEDICATÓRIA

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AGRADECIMENTOS

Este trabalho teve contribuição direta ou indireta de pessoas importantes em minha vida, que merecem meu sincero agradecimento e devem ser lembradas.

Aos meus pais e familiares, que sempre me incentivaram e me motivaram a acreditar que posso sempre ir além e alcançar objetivos que por muitas vezes poderia ter desistido precocemente.

Aos companheiros de trabalho e amigos da geotecnia, Diogo, Marcelo, Gerson, Davi, Gustavo, Reuber, Maurílio, Rodrigo, que contribuíram com a amizade e com a técnica e ensinamentos.

Aos amigos que fiz na Mineração Serra Grande e na Mina Cuiabá, que com contribuições técnicas e companheirismo sempre me apoiaram na conclusão da qualificação.

A AngloGold Ashanti, que sempre contribuiu e incentivou a qualificação técnica, garantindo meu desenvolvimento pessoal e profissional.

Aos gerentes Edijarbas, Diogo, Reuber, Ricardo e Leonardo, os quais sempre me apoiaram e permitiram a realização de tal trabalho.

A meu orientador, Prof. André Assis pela atenção e prontidão dedicada e pela clareza e direcionamento adotado, essencial para o desenvolvimento de tal trabalho.

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RESUMO

Métodos empíricos, baseados em modelos gráficos já difundidos mundialmente no ambiente de mineração subterrânea, vem sendo amplamente utilizados nas principais indústrias do setor mineral brasileiro. A mineralização de ouro, presente na cidade de Crixás, GO, possui a característica peculiar de se estender por veios estreitos, onde a viabilidade econômica depende de boas práticas na lavra, com baixos índices de diluição de material estéril junto a porção mineralizada. Durante vários anos a execução de tal premissa era facilmente cumprida com a utilização de métodos de lavra que priorizavam a seletividade, obtendo por consequência níveis baixos de diluição, porém com o avanço tecnológico e a necessidade de elevação dos índices de produção para garantir competitividade no mercado, a metodologia de lavra foi alterada por um modelo mais produtivo, entretanto com maiores dificuldades de se controlar a diluição entre o mineral de interesse e o material estéril. Nesta nova metodologia de lavra, a presença de um padrão de reforço do maciço rochoso se faz crucial para garantia de estabilidade da parede do teto (Hanging Wall) e consequente manutenção de níveis aceitáveis de diluição durante a lavra. Este trabalho busca encontrar um padrão de aplicação de cabos de aço como reforço do maciço nas operações da Mineração Serra Grande (MSG), baseado em análise técnica e econômica do sistema atualmente utilizado, contraposto por uma nova proposta de cabeamento, onde se altera a quantidade de cabos no furo, de um para dois, alterando também o espaçamento das linhas de reforço. A análise foi realizada utilizando dados históricos de estabilidade de realces de lavra, abertos na metodologia de sublevel

stoping, onde foram utilizados cabos de aço como reforço do maciço e como elemento de

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ABSTRACT

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LISTA DE FIGURAS

Figura 1.1: Localização da empresa, dos corpos mineralizados e da cidade de Crixás-GO. ... 4

Figura 1.2: Produção realizada por corpo de minério no ano de 2014. ... 5

Figura 1.3: Representação esquemática do método de câmaras e pilares na MSG. ... 6

Figura 1.4: Representação esquemática do método de corte e enchimento na MSG. ... 7

Figura 1.5: Representação esquemática do método Sublevel Stoping na MSG. ... 8

Figura 1.6: Produção em toneladas no ano de 2013 por método de lavra em porcentagem. ... 9

Figura 1.7: Queda de bloco impedindo a extração do minério abaixo e atrás do bloco. ... 11

Figura 2.1: Esboço geológico da região de Crixás-GO, mostrando as três faixas de supracrustais do tipo greenstone belt e os blocos de gnaisses adjacentes (modificado de Jost e Oliveira, 1990). ... 16

Figura 2.2: Geologia do Greenstone Belt de Crixás. (Modificado de Costa Jr. et al., 1997). ... 18

Figura 2.3: Colunas estratigráfica da sequência greenstone que compõem o Grupo Crixás (Pimentel et al., 2003 após Jost et al., 1998). ... 20

Figura 2.4: Modelo tridimensional dos subcorpos da Mina Pequizão em subsolo. ... 22

Figura 2.5: Recomendação de desenvolvimento nas galerias para exposição do minério. ... 23

Figura 2.6: Processo de calcular e mediar o índice RQD. (Adaptado Bieniawski 1989) . 25

Figura 2.7: Relação entre o tempo de autossustentação e o tamanho do vão da escavação de acordo com a classificação RMR. (Adaptado Bieniawski 1989). ... 29

Figura 2.8: Classes de maciços rochosos e categorias de suporte baseados no índice Q. (Adaptado Aguiar, 2002) ... 33

Figura 2.9: Métodos de lavra Sublevel Stoping e VCR (Adaptado Hamrin 2001) ... 37

Figura 2.10: Interface do Software Unwedge 4.0. ... 38

Figura 2.11: Exemplos de casos de formação de blocos chaves. (Adaptadp Goodman e Shi, 1985). ... 39

Figura 2.12: Formação de blocos chaves (Adaptado Gonza'le-Palacio et al. 2005) ... 40

Figura 2.13: a) Cabo de aço injetado; b) Disposição típica de cabos de aço em um realce. (Adaptado Hutchinson e Diederichs 1996) ... 42

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Figura 2.15: Tipos de Cabo de aço (Adaptado Windsor, 1992 apud Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 46

Figura 2.16: Especificações de desempenho mínimo de cabo de aço para aplicações de cabeamento (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 47

Figura 2.17: Custo unitário para cabeamento incluindo perfuração (Adaptado Goris et al., 1994 apud Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 48

Figura 2.18: Custo normal em $ Canadense de um cabo de aço trançado de 12,2m de comprimento (Adaptado Goris et al., 1994 apud Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 49

Figura 2.19: Taxa de produção para instalação e injeção de cimento de cabo (Adaptado Goris et al., 1994 apud Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 49

Figura 2.20: Fator A por (σc / σi). (Adaptado Steward e Forsyth, 1995). ... 51 Figura 2.21: Fator B por relação angular entre a descontinuidade e a face analisada (Adaptado Steward e Forsyth, 1995)... 52

Figura 2.22: Fator C por ângulo de mergulho da face. (Adaptado Steward e Forsyth, 1995). ... 52

Figura 2.23: Gráfico de Estabilidade proposto por Mathews et al. (1981) adaptado. ... 53

Figura 2.24: _{Fator A por (σc / σi) FONTE: Hoek et al. (1995) Modificado.} ... 55

Figura 2.25: Processo para obtenção do fator B. (Adaptado de Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 56

Figura 2.26: Processo para obtenção do fator C. (Adaptado de Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 57

Figura 2.27: Gráfico de Estabilidade Modificado. (Adaptado de Potvin, 1988). ... 58

Figura 2.28: Gráfico de estabilidade para stopes com cabos de aço. (Adaptado de

Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 59

Figura 2.29: Diretrizes de densidade e comprimento de cabos em configurações regulares. (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 60

Figura 2.30: Tipos de Diluição (Adaptado Scoble e Moss, 1994) ... 62

Figura 2.31: Levantamento topográfico tridimensional a laser: Configuração do equipamento e uma superfície renderizada de um realce. (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996) ... 64

Figura 2.32: Estimativa de Diluição em realces abertos sem suporte (Adaptado de Clark e Pakalnis, 1997) ... 65

Figura 3.1: Localização das áreas com utilização de cabos duplos para a lavra. ... 68

Figura 3.2: Vista em perspectiva da localização das áreas com utilização de cabos simples para a lavra. ... 69

Figura 3.3: Vista em perspectiva da localização das áreas com aplicação de cabos duplos e simples como reforço de lavra. ... 70

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xi

Figura 3.5: Localização dos furos descritos geotecnicamente para classificação do maciço na Mina Pequizão. ... 73

Figura 3.6: Exemplo de visualização tridimensional das estruturas mapeadas. ... 83

Figura 3.7: Principais estruturas presentes na Mina Pequizão e tratadas no software

DIPS. ... 84

Figura 3.8: Definição do cálculo do Raio Hidráulico (RH). (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 90

Figura 4.1: Malha de cabeamento padrão com afastamento e espaçamento iguais. ... 92

Figura 4.2: Influência do uso da trança dupla na capacidade do sistema de cabo de aço. (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996). ... 93

Figura 4.3: Variação do fator de segurança para malha de 1,5x1,5 com cabos duplos. 95

Figura 4.6: Regressão linear representativa para definição de espaçamento ótimo. ... 97

Figura 4.7: Possíveis tipos de falha de cabo de aço (segundo Jeremic e Delaire, 1983) 99

Figura 4.8: Resistência adesiva crítica, CBS (Critical Bond Strength), para cabos de aço _– Carga gravitacional (Adaptado Hutchinson e Diederichs, 1996) ... 100

Figura 4.9: Resistência de aderência apresentada para cabos de aço com 1 metro de comprimento ancorado. ... 101

Figura 4.10: Representação do dispositivo de teste de arrancamento utilizado para determinação da resistência de aderência. ... 102

Figura 4.11: Definição de diluição na MSG. ... 104

Figura 4.12: Banco de dados de realces suportados com cabos de aço em trança dupla. ... 106

Figura 4.13: Banco de dados de realces suportados com cabos de aço em trança simples. ... 107

Figura 4.14: Diluição aproximada para as áreas com cabos duplos, segundo modelo de Potvin(1988). ... 108

Figura 4.15: Diluição aproximada para as áreas com cabos simples, segundo modelo de Potvin(1988). ... 109

Figura 4.16: Limites de diluição para utilização de cabos duplos em malha 1,5 x 1,8 m na Mina Pequizão. ... 110

Figura 4.17: Limites de diluição para utilização de cabos simples em malha 1,5 x 1,5 m na Mina Pequizão. ... 111

Figura 4.18: Definição do ELOS mediante estimativa da sobrequebra linear. (Adaptado Clark e Pakalnis, 1997) ... 112

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Figura 4.20: Utilização da proposta de cálculo de dano proposta por Clark e Pakalnis (1997) para a Mina Pequizão em áreas com cabos simples. ... 116

Figura 4.21: Curva característica para a Mina Pequizão, representativa da quebra linear no Hanging Wall para aplicação de cabos duplos. ... 117

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LISTA DE TABELAS

Tabela 2.1: Sistema de Classificação RMR. (Adaptado Bieniawski, 1989) ... 27

Tabela 2.2: Correções e guias auxiliares para o sistema de classificação RMR (Adaptado Bieniawski, 1989) ... 28

Tabela 2.3: Padrão de suporte - reforço de acordo com a classificação RMR de um maciço rochoso. (Adaptado Bieniawski 1989). ... 30

Tabela 2.4: Relação entre o tipo de escavação subterrânea e o valor de ESR... 32

Tabela 3.1: Tabela guia para determinação dos pesos em função da resistência por litotipo. ... 74

Tabela 3.2: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 1 com cabos duplos. ... 75

Tabela 3.3: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 2. ... 75

Tabela 3.22: Parâmetro A para as áreas com cabos duplos. ... 85

Tabela 3.23: Parâmetro A para as áreas com cabos simples. ... 86

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xiv

Tabela 3.25: Definição do parâmetro B para as áreas com cabos simples. ... 87

Tabela 3.26: Definição do parâmetro C para as áreas com cabos duplos como reforço do maciço. ... 87

Tabela 3.27: Definição do parâmetro C para as áreas com cabos simples como reforço do maciço... 88

Tabela 3.28: Definição do número de estabilidade modificado (N’) para as áreas com cabos duplos. ... 88

Tabela 3.29: Definição do número de estabilidade modificado (N’) para as áreas com cabos simples. ... 89

Tabela 3.30: Definição de Raio Hidráulico para as áreas com cabos duplos. ... 90

Tabela 3.31: Definição de Raio Hidráulico para as áreas com cabos simples. ... 91

Tabela 4.1: Controles operacionais finais para as áreas com cabos duplos. ... 105

Tabela 4.2: Controles operacionais finais para as áreas com cabos simples. ... 105

Tabela 4.3: Medições dos valores de ELOS e diluições relativas ao ELOS e ao escaneamento para cabos duplos. ... 113

Tabela 4.4: Medições dos valores de ELOS e diluições relativas ao ELOS e ao escaneamento para cabos simples. ... 114

Tabela 4.5: Custos relativos a instalação de cabos de aço na Mineração Serra Grande. ... 119

Tabela 4.6: Diferenças das malhas de perfuração de cabos para o sistema duplo e simples. ... 119

Tabela 4.7: Custo unitário por metro e por m² de área reforçada por um cabo de aço. ... 120

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LISTA DE SÍMBOLOS, NOMENCLATURA E

ABREVIAÇÕES

A – Fator de tensão de Mathews

Ā– Afastamento

AGA – AngloGold Ashanti

ASTM –American Society for Testing and Materials At – Vetor Força resultante ativa

B – Fator de orientação da junta principal de Mathews C – Fator de influência da gravidade

D – Vetor peso do concreto projetado sobre o bloco CAD – Computer-Aided Drafting

CBCX – Clorita Biotita Xisto

CBS –Critical Bond Strength (Resistência de Aderência Crítica) CXV – Clorita Xisto Verde

DNPM – Departamento Nacional de Produção Mineral DOL – Dolomito

E – Espaçamento

Ē– Vetor Força Sísmica

ELOS –Equivalent Linear Overbreak/Slough (Equivalente Linear de Dano) ESR –Equivalent Support Ratio (Razão Equivalente de Suporte)

FS – Fator de Segurança GNCX – Grafita Clorita Xisto GXN – Grafita Xisto Negro h – Altura

H – Vetor resistência cisalhante do concreto projetado HR – Hidraulic Ratio (Raio Hidráulico)

IBRAM – Instituto Brasileiro de Mineração INT – Internível

Ja – Número de Alteração da descontinuidade Jv – Número de fraturas presente em 1m³ de rocha Jn – Número de famílias de fraturas

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Jw – Redução devida à presença de água na fratura L – Comprimento dos cabos

MBA – Metabasalto

MEP – Mapeamento de Estruturas Persistentes MG – Metagrauvaca

MSG – Mineração Serra Grande MVA – Metavulcânica ácida N – Número de estabilidade

N’– Número de estabilidade modificado. P – Vetor resultante da força passiva PIB – Produto Interno Bruto

Q –Rock Quality Índex

Q’–Modified Rock Quality Índex

RH – Raio Hidráulico RMR –Rock Mass Rating

RQD –Rock Quality Designation RSR –Rock Structural Rating Sn – Xistosidade ou Foliação

SRF - Strength Reduction Factor (Fator de Redução de Resistência)

t – Toneladas

T – Vetor força proveniente da aplicação de reforço U – Vetor força da água

UCS –“Uniaxial Compressive Strength” (Resistência à Compressão Uniaxial) USGS–United States Geological Survey (Serviço Geológico dos Estados Unidos) VCR – Vertical Crater Retreat

VQZ – Veio de Quartzo w – Largura

W – Vetor peso do bloco X – Vetor pressão ativa

Z – Espessura da coluna de rocha imediatamente acima

α– Mergulho da face

γ – Peso específico da rocha (kN/m³).

ΔFS– Variação do Fator de Segurança

σc– Resistência a compressão uniaxial da rocha intacta

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LISTA DE ANEXOS

ANEXO I - CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS DUPLOS.

ANEXO II – CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS SIMPLES.

ANEXO III – BANCO DE DADOS DE MAPEAMENTO DE ESTRUTURAS PERSISTENTES PARA A MINA PEQUIZÃO.

ANEXO IV – BANCO DE DADOS DE ENSAIOS LABORATORIAS PARA RESISTÊNCIA A COMPRESSÃO UNIAXIAL.

ANEXO V – ESTIMATIVAS DE VARIAÇÕES DE FS PARA DIFERENTES MODELOS DE CABEAMENTO NA MINA PEQUIZÃO.

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xviii SUMÁRIO

1 INTRODUÇÃO ... 1

1.1 – ASPECTOS ECONÔMICOS DA INDÚSTRIA MINERAL E AURÍFERA.1 1.2 – APRESENTAÇÃO DA MINERAÇÃO SERRA GRANDE. ... 2

1.3 – APRESENTAÇÃO DO PROBLEMA E DO ESTUDO DE CASO ANALISADO. ... 5

1.4 – ENQUADRAMENTO DA AVALIAÇÃO TÉCNICA E ECONÔMICA DO SISTEMA DE CABOS. ... 10

1.5 – OBJETIVOS ... 12

1.6 – METODOLOGIA ... 13

2 CONTEXTO BIBLIOGRÁFICO ... 15

2.1 – GEOLOGIA REGIONAL ... 15

2.2 – MINA PEQUIZÃO ... 21

2.3 – CLASSIFICAÇÃO GEOTÉCNICA ... 24

2.4 – MÉTODO DE LAVRA SUBLEVEL STOPING ... 34

2.5 – TEORIA E APLICAÇÃO DO SOFTWARE UNWEDGE EM MINA SUBTERRÂNEA ... 37

2.6 – CORDOALHA DE AÇO E CABEAMENTO EM MINA SUBTERRÂNEA 42 2.7 – MÉTODOS GRÁFICOS DE ESTABILIDADE ... 49

2.8 – DILUIÇÃO ... 61

2.9 – EQUIVALENTE LINEAR DE SOBREQUEBRA/DESPLACAMENTO (ELOS) ... 64

3 APRESENTAÇÃO E CARACTERIZAÇÃO DA ÁREA DE ESTUDO ... 66

3.1 – LOCALIZAÇÃO DAS ÁREAS ESTUDADAS ... 66

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xix

3.3 – CARACTERIZAÇÃO DO MACIÇO ROCHOSO NAS ÁREAS DE

ESTUDO ... 74

3.4 – MAPEAMENTO ESTRUTURAL NA MINA PEQUIZÃO ... 81

3.5 – NÚMERO DE ESTABILIDADE MODIFICADO PARA AS ÁREAS EM ESTUDO ... 84

3.6 – CÁLCULO DO RAIO HIDRÁULICO PARA AS ÁREAS DE ESTUDO . 89 4 AVALIAÇÕES PARA A ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE CABEAMENTO ... 92

4.1 – DEFINIÇÃO DA MALHA DE CABEAMENTO... 92

4.2 – AVALIAÇÃO DA RESISTÊNCIA DE ADERÊNCIA DO CABEAMENTO. 97 4.3 –DILUIÇÃO MEDIDA POR SISTEMAS DE ESCANEAMENTO TRIDIMENSIONAL A LASER. ... 102

4.4 – COMPARATIVO DO EQUIVALENTE LINEAR DE SOBREQUEBRA/DESPLACAMENTO (ELOS) OBSERVADO E PROJETADO PARA AS ÁREAS AVALIADAS. ... 112

4.5 – ANÁLISE COMPARATIVA DE CUSTOS ASSOCIADOS AS DUAS PROPOSTAS DE MALHAS DE PERFURAÇÃO ... 118

5 CONCLUSÕES ... 122

5.1 – AVALIAÇÃO TÉCNICA DA ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE CABOS. 122 5.2 – AVALIAÇÃO ECONÔMICA DA ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE CABOS. ... 123

5.3 – SUGESTÕES PARA TRABAHOS FUTUROS ... 123

REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS ... 125

ANEXOS ... 129

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xx

II. ANEXO II – CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS SIMPLES. ... II-1

III.ANEXO III – BANCO DE DADOS DE MAPEAMENTO DE ESTRUTURAS PERSISTENTES PARA A MINA PEQUIZÃO. ... III-1

IV.ANEXO IV – BANCO DE DADOS DE ENSAIOS LABORATORIAS PARA RESISTÊNCIA A COMPRESSÃO UNIAXIAL. ... IV-1

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1

1 INTRODUÇÃO

1.1 – ASPECTOS ECONÔMICOS DA INDÚSTRIA MINERAL E AURÍFERA.

Neste capítulo será abordado o desenvolvimento econômico da indústria extrativa mineral no país, bem como a participação da extração aurífera em âmbito nacional e no estado de Goiás, onde a Mineração Serra Grande (MSG) está em operação desde a década de 70. Após este tópico inicial, seguirá a exposição de outros assuntos pertinentes ao tema central desta dissertação e sua relevância técnica.

O Brasil é um país dotado de vasto território continental e tamanha grandeza propiciou que fosse também detentor de grande diversidade mineral, onde existem várias jazidas minerais de diferentes classes. Função desta condição apresentada no país, não é de surpreender que o setor mineral apresenta elevada importância para o desenvolvimento econômico no país, onde em 2014, segundo dados do Instituto Brasileiro de Mineração (IBRAM), foi atingido a marca de US$ 40 bilhões em produção mineral, representando 5% do Produto Interno Bruto (PIB) industrial do país.

O Brasil é o décimo primeiro maior produtor de ouro, tendo como maior produtora a China, com cerca de 13,14% da produção mundial, seguida pela Austrália com 10%, pelos EUA (8,77%) e pela África do Sul (7,03%), segundo dados da U.S. Geological Survey (USGS).

Segundo dados do Sumário Mineral de 2014 do Departamento Nacional de Pesquisa Mineral (DNPM, 2014), as maiores empresas atuantes na extração de ouro no Brasil são: Anglogold, Kinross, Yamana, VALE, Beadell, Apoema/Aura, Jaguar, Luna/Aurizona, Troy e Caraiba. Considerando somente a produção de ouro primário, Minas Gerais é o estado com maior destaque na produção nacional, com 45,6%, seguido por Goiás (12,3%), Mato Grosso (11%), Pará (11%), Amapá (7,6%), Bahia (7,4%) e Maranhão (3,6%).

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2

dados do Sumário Mineral de 2014 do Departamento Nacional de Pesquisa Mineral (DNPM, 2014).

A maior parte da utilização de tal bem mineral está relacionada a indústria de joalherias. O incremento do poder de aquisitivo das Classes C e D está aumentando o consumo de ouro no Brasil.

Presente não somente no mercado de joalherias, o metal também está presente em componentes eletrônicos, peças de computadores, tablets e notebooks, celulares, peças para a indústria automobilística, na área hospitalar e odontológica, como também em componentes da construção civil.

Não se limitando a importância econômica nacional, o setor mineral representa relevante participação na geração de receitas no estado de Goiás. O estado citado apresenta como principais bens minerais o Cobre, o Níquel e o Ouro, com a presença de grandes industrias mineradoras em diversas regiões. Toda produção mineral do estado representa 5% da produção mineral nacional, garantindo ao estado a terceira posição entre as potências nacionais da indústria extrativa mineral.

1.2 – APRESENTAÇÃO DA MINERAÇÃO SERRA GRANDE.

Representante de cerca de 4,4% da produção total de ouro no país e a maior extratora de ouro no estado de Goiás, a Mineração Serra Grande (MSG) está localizada a Noroeste do estado de Goiás e a Sul da cidade de Crixás – GO, com operações subterrâneas e a céu aberto.

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3

terceira mina subterrânea em 2008, a Mina Palmeiras. Atrelado a elevação da produção, onde três minas subterrâneas e uma a céu aberto estavam em operação, em 2009 a empresa concluiu a expansão da planta de beneficiamento e metalurgia, onde a partir de então a empresa teria capacidade de tratar 1,25 milhões de toneladas de minério por ano. Em 2011 fora iniciada a lavra no corpo Pequizão, acessado pela Mina Nova, porém localizado em estrutura geológica diferente. Neste momento a Mina III, pioneira das operações da empresa em Crixás, já se encontrava com produção reduzida e com reserva se aproximando do fim de vida útil. O Corpo Pequizão, a partir do momento de sua abertura, se tornou a principal fonte de minério da empresa, principalmente por apresentar teores maiores que os demais corpos, além de potência mineralizada representativa.

A MSG desde as primeiras atividades na cidade de Crixás foi controlada por grupos de investimentos com um histórico de poder acionário dividido em uma joint venture composta sempre por duas empresas distintas, em percentuais iguais, entretanto a MSG é hoje subsidiária do grupo sul-africano AngloGold Ashanti (AGA). Em 2012 o grupo citado adquiriu 50% da MSG que eram pertencentes a canadense Kinross Gold Corporation.

Atualmente a maior parcela da produção da empresa ocorre por meio de operações pelo subsolo através das 3 minas subterrâneas: Mina III, Mina Nova/Pequizão e Mina Palmeiras. Conforme já citado, é através do corpo de minério “Pequizão” que é retirada a maior parte de sua produção (36% da produção total), que representam mais de 40 KOz de ouro. Em função de condição intrínseca de tal corpo mineral, mediante as suas características geomecânicas e em âmbito de economia mineral, em alguns momentos o mesmo será neste trabalho tratado como “Mina Pequizão”, apesar de possuir a mesma entrada da “Mina Nova” e em âmbitos legais na legislação mineral também ser

considerado um corpo de minério da mina citada. Como os demais corpos de minério da Mina Nova estão exaurindo e a participação dos mesmos na produção final da empresa não ser tão significativa, a nomenclatura do corpo Pequizão como mina iniciou-se de forma natural internamente na empresa.

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4

se tornaram áreas de recurso (onde existe a presença do mineral de interesse, porém em quantidade inviáveis economicamente para a extração).

Apesar do declínio do preço do ouro nos últimos anos, novos investimentos continuam sendo feitos pela empresa na região de Crixás, com a presença de um programa de exploração atuando estrategicamente no detalhamento e busca de alvos de teores elevados, permitindo uma operação viável economicamente mesmo em épocas de preços baixos na venda do ouro.

A disposição dos corpos mineralizados, está situada sob o eixo Norte-Sul, onde a localização da empresa, a disposição da mineralização e a porção sul da cidade são mostradas abaixo na Figura 1.1. A Figura 1.2 ilustra a produção percentual, em onças de ouro, extraídas em cada um dos corpos de minério lavrado no subsolo além do percentual extraído através da lavra superficial da mineralização da Mina III.

(25)

5

Figura 1.2: Produção realizada por corpo de minério no ano de 2014.

1.3 – APRESENTAÇÃO DO PROBLEMA E DO ESTUDO DE CASO

ANALISADO.

Como já apresentado no ítem anterior, a maior parcela da produção na MSG é feita através de métodos subterrâneos. Em função da empresa contar com 3 minas com atividades no subsolo em operação, onde cada um dos corpos lavrados apresenta suas peculiaridades, a lavra local se divide em até três métodos distintos de lavra, sendo: Câmaras e pilares, corte e enchimento e sublevel stoping.

(26)

6

Figura 1.3: Representação esquemática do método de câmaras e pilares na MSG.

(27)

7

Figura 1.4: Representação esquemática do método de corte e enchimento na MSG.

(28)

8

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9

Figura 1.6: Produção em toneladas no ano de 2013 por método de lavra em porcentagem.

Mediantes tais conceitos, é importante ressaltar que a lavra subterrânea requer a aplicação de conceitos e práticas geomecânicas para o controle do risco de rupturas nas escavações, contribuindo para o aproveitamento adequado do recurso, completa extração da reserva, controle de diluição operacional e evitando acidentes, com pessoas ou equipamento. Para garantir tais condições é necessário conhecer as propriedades dos maciços rochosos, entender o sequenciamento de lavra, dimensionar vãos máximos admissíveis para escavações e propor um arranjo adequado de reforço e/ou suporte no maciço, embasado em critérios aceitáveis de análise.

O sistema de cabeamento aplicado no maciço rochoso da MSG é o principal componente para a contenção de grandes blocos e uma importante ferramenta no controle da diluição do minério, além de ser um elemento de reforço do maciço rochoso, ou seja, promove uma melhoria nos parâmetros de resistência e elasticidade do maciço rochoso, de modo a torna-lo mais rígido. Hutchinson e Diederichs (1996) definem na obra “Cablebolting in

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de carga do aço é transferida para o maciço rochoso ao longo da extensão do sistema de cabeamento, onde tal transferência ocorre como resultado direto do atrito entre o cabo de aço e a pasta de cimento que interliga a rocha ao cabo. Tal definição nos permite concluir que a resistência do cabo é transferida ao maciço, condicionando que o mesmo tenha suas propriedades de resistência naturais alteradas.

Diferentes modelos de aplicação e condições de arranjos de cabos vêm sendo testados no ambiente de mineração. Considerando esta situação e da necessidade do empreendimento em se adequar ao cenário econômico vigente, novas técnicas devem ser constantemente desenvolvidas, testadas e avaliadas, quanto à possibilidade de aplicação.

1.4 – ENQUADRAMENTO DA AVALIAÇÃO TÉCNICA E ECONÔMICA DO

SISTEMA DE CABOS.

Como já citado no capítulo anterior, o sistema de contenção do maciço rochoso se faz uma ferramenta importante na metodologia de lavra por sublevel stoping. No período de execução do presente trabalho, o sistema de cabeamento aplicado na Mineração Serra Grande era baseado na utilização de cabos lisos, com a inclusão de um único cabo por furo. Tal metodologia de reforço do maciço garante a transferência de resistência máxima ao maciço de até 25 toneladas por cada cabo aplicado como reforço. A proposta posteriormente apresentada à empresa era baseada na inclusão de cabos duplos, ou seja, a aplicação de dois cabos por furo. Em uma tratativa inicial, a proposta de inclusão de dois cabos por furo garante a transferência do dobro da resistência ao maciço rochoso, ou seja, 50 toneladas de resistência máxima. Inicialmente a metodologia aparenta ser excelente, uma vez que elevar a resistência transferida ao maciço significa elevar os índices de segurança, entretanto, a inclusão de uma nova cordoalha de aço no furo implica em elevação dos custos da companhia na aplicação do sistema de reforço. Mediante tal condição faz-se necessário realizar uma avaliação técnica e econômica que permita a execução de tal proposta de alteração no sistema de contenção.

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analisado em uma mineração, principalmente em empresas que operam com o beneficiamento de minério de baixo teor, situação presente na MSG. A avaliação financeira da diluição deve considerar que o material estéril retirado juntamente com o minério terá de ser transportado, britado, levado até a superfície, moído, beneficiado e por fim depositado na barragem de rejeitos. Além disso empresas que trabalham em sua capacidade máxima na planta de beneficiamento estarão comprometendo sua produção, uma vez que o material estéril estará substituindo uma massa de minério em todo ciclo de tratamento mineral. Uma última consideração diz respeito aos problemas relacionados a presença de blocos com dimensões grandes dentro do stope de lavra, podendo causar atrasos operacionais durante a limpeza do minério, ou alguns casos podendo impedir a retirada do mesmo, obrigando a abandonar uma certa quantidade de material rentável por baixo de tais possíveis blocos. A Figura 1.7 abaixo ilustra uma condição onde foi necessário abandonar o minério existente abaixo do bloco em função da impossibilidade de retirar o mesmo.

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Apresentado as condições econômicas do mercado de mineração, conjuntamente as perspectivas futuras da empresa, com um cenário de maior dificuldade de manutenção no mercado em função de baixos teores lavrados, faz-se necessário encontrar a harmonia entre as melhores práticas de reforço do maciço, adequado as premissas técnicas e de segurança e que também se enquadrem em um orçamento viável. A partir de então se fez necessário a realização de tal trabalho.

1.5 – OBJETIVOS

A proposta do tema descrito nessa dissertação tem como objetivo proporcionar conhecimento do comportamento do maciço rochoso mediante diferentes condições de aplicação de reforço, além da contribuição que o mesmo pode oferecer na alteração dos parâmetros de diluição utilizados nas avaliações geomecânicas para a lavra no Corpo Pequizão. Não limitado a tal objetivo, tal proposta procura buscar soluções dentro da tecnologia atual no sistema de reforço do maciço com a aplicação de cabos de aço e aplicar tal conhecimento adquirido a condição operacional da Mineração Serra Grande, buscando sempre melhorias em resultados, reduções de custos e elevação ou manutenção dos padrões de segurança vigentes na empresa e na legislação nacional.

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1.6 – METODOLOGIA

O desenvolvimento da dissertação inicia-se com o tratamento de dados já existentes e levantamentos de textos e informações que serão utilizadas no decorrer do estudo. A Mineração Serra Grande está em operação há 25 anos, sendo que a mina objeto de estudo teve suas operações de lavra iniciadas em 2011.

A partir do processo de descrição geotécnica de testemunhos de sondagem, previamente selecionados para tal, onde foram descritos a litologia, RQD e parâmetros de descontinuidade, como fraturamento, abertura, rugosidade, preenchimento, alteração e presença de água, iniciou a proposta de classificação do maciço, informação a ser utilizada nas avaliações que se seguem. As atividades descritas foram baseadas nas formulações de Bieniawsky (1976), Barton et al. (1974) e ensaios de compressão uniaxial realizados em laboratórios especializados.

Partindo dos dados obtidos na etapa anterior, uma análise histórica, embasada em análises de equilíbrio limite, com utilização do software UNWEDGE (Hoek et al., 1995), condicionada à avaliação da variação do fator de segurança, em função da substituição no padrão de cabos, onde é substituído o arranjo com cabos simples pelo sistema com cabos duplos, permitindo assim uma quantificação estatística da condição de estabilidade das principais cunhas possíveis para a disposição estrutural presente. Para utilização do software UNWEDGE foi utilizada a base de dados de levantamento tridimensional de descontinuidades em subsolo, definindo as descontinuidades específicas encontradas em cada realce a ser lavrado. Nesta fase a utilização do software DIPS (Rocsciense) auxiliou nas análises estatísticas dos dados geológicos recolhidos no campo.

A classificação setorial do número de estabilidade modificado (N’), para áreas previamente selecionadas na Mina Pequizão, será realizada utilizando as informações previamente apresentadas, obtidas através da descrição geotécnica e dos ensaios laboratoriais.

Seguindo a proposta, avaliações gráficas para a Mina Pequizão terão os seus resultados comparados com a diluição operacional real, medida por levantamento topográfico nas áreas propostas para realização dos testes com cabos duplos. A diluição prevista para cada

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apresentado por Clark e Pakalnis (1997), onde é possível calcular a estimativa de diluição ou dano linear a partir do hanging wall do stope de lavra planejado.

A partir deste modelo e dessa análise comparativa foi calibrado a proposta de avaliação gráfica, a fim de estabelecer na mesma o padrão real observado de diluição, com a alteração das curvas de setorização apresentadas pelos autores, mediante a condição de existência de cabos simples ou duplos aplicados na Mina Pequizão.

Concluídas as tarefas anteriores, a avaliação dos projetos de cabos definidos para a execução em campo, o levantamento de custos necessários para a execução dos mesmos, bem como a ilustração com tabelas e gráficos comparativos entre a condição de tratamento com cabos atualmente executada na empresa e a proposta de modificação para cabos duplos foi apresentada.

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2 CONTEXTO BIBLIOGRÁFICO

2.1 – GEOLOGIA REGIONAL

A mineralização presente nos corpos de minério lavrados na empresa, ocorre na transição entre metabasaltos e metassedimentos, encaixados em xistos carbonosos, pertencentes a Formação Ribeirão das Antas do Grupo Pilar de Goiás (Faixa Crixás). Nesta região são lavrados minérios auríferos, ricos em arsenopirita, mineral normalmente hospedeiro do metal de interesse da empresa, caracterizando-se como uma condição mineralógica comum aos minérios com presença de ouro na região.

Importantes depósitos auríferos ocorrem em xistos carbonosos do pacote metassedimentar e compreendem níveis de sulfeto maciço, veios de quartzo e corpos disseminados. Diques máficos cortam a seção metassedimentar e os corpos mineralizados, sendo reconhecidos em testemunhos de sondagem e em galerias das minas existentes na porção central do greenstone. Dados estruturais mostram que a mineralização ocorreu após dois eventos principais de dobramento e metamorfismo regionais e durante evento de cavalgamento epidérmico com a formação de duplex (dobramentos e antes da intrusão de diques (Jost et al., 2009).

Danni & Ribeiro (1978) foram os foram os primeiros a identificarem terrenos tipo

granito-greenstone em Goiás. Descreveram em Crixás, Guarinos, Hidrolina e Pilar de Goiás

sequências vulcanossedimentares com características de greenstone belt, considerando as mesmas como pertencentes ao Grupo Pilar de Goiás.

Mais adiante Saboia (1979) e Danni et al. (1986), identificaram respectivamente em Crixás e Hidrolina, derrames ultramáficos com textura spinifex, que confirmou o fato de tais terrenos pertencerem ao tipo granito-greenstone.

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Figura 2.1: Esboço geológico da região de Crixás-GO, mostrando as três faixas de supracrustais do tipo greenstone belt e os blocos de gnaisses adjacentes (modificado de

Jost e Oliveira, 1990).

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O Greenstone Belt de Crixás limita-se a norte com rochas neoproterozoicas, do Arco Magmático de Goiás, por meio da falha de empurrão (contato tectônico) existente na região, descrita como Zona de Cisalhamento Mandinópolis (Jost et al. 2001, 2012).

Na porção sul o mesmo é limitado por rochas metassedimentares da Sequência Pós-Rift (paleo-mesoproterozoica), com rochas de origem granito-gnáissicas.

A leste e a oeste o cinturão é cercado respectivamente pelos Complexos Caiamar e da Anta, pertencentes a mesma descrição dos terrenos citados acima na divisão a sul do

Greenstone Belt de Crixás.

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2.1.1 – FORMAÇÃO CÓRREGO ALAGADINHO

A Formação Córrego Alagadinho possui cerca de 500 m de espessura. É constituída predominantemente por derrames e intrusões ultramáficas metamorfisadas, com rochas básicas, intermediárias e sedimentares subordinadas. Os tipos litológicos metaultramáficos reconhecidos no mapeamento e através de testemunhos de sondagem foram: talco xisto, talco-magnetita-clorita xisto e talco-tremolita xisto. Observam-se localmente pequenas intercalações de rochas sedimentares metamorfisadas, constituídas

em formação ferrífera, “cherts”, xistos grafitosos com sulfetos disseminados (pirita e

pirrotita), além de fuchsita xisto associados.

2.1.2 – FORMAÇÃO RIO VERMELHO

A formação central do Grupo Crixás apresenta cerca de 350 m de espessura. É constituído de um ou mais pacotes de rocha básica de composição basáltica metamorfoseada e raramente de composição ultramáfica. Estas rochas são geralmente de fácil intemperização apresentando poucos afloramentos geralmente sempre muito alterados.

O contato inferior desta unidade geológica é caracterizado pela intercalação de rochas máficas e ultramáficas, aproximando da descrição presente na Formação Córrego Alagadinho, unidade limítrofe.

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2.1.3 – FORMAÇÃO RIBEIRÃO DAS ANTAS

A Formação Ribeirão das Antas possui aproximadamente 400 m de espessura. Nesta seção incluem-se os depósitos auríferos da Mina III, Mina Nova e Mina Pequizão, esta última de interesse nos estudos presentes nesta dissertação.

Este pacote está intercalado pelo pacote de metabasalto, observando um cavalgamento da metabásicas em cima dos xistos. As rochas são constituídas essencialmente por metagrauvaca e em menor proporção de xisto grafitoso, além de intercalação local de dolomito e venulação de quartzo.

Campos (2015) define a composição geológica local por rochas metassedimentares e vulcânicas exalativas, compostas por metarenitos, xisto carbonosos, metassiltitos, quartzitos, quartzitos carbonosos, metacherts carbonosos, metacherts ferruginosos, rochas carbonáticas como dolomitos e calcários e metavulcanoclásticas aluminosas e intermediárias.

A Figura 2.3 apresenta uma coluna estratigráfica esquemática ilustrando as sequencias metassedimentares e vulcânicas do Grupo Crixás, com a as três unidades descritas acima.

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2.2 – MINA PEQUIZÃO

A Mina Pequizão, ou Corpo Pequizão, se apresenta como uma porção isolada da Mina Nova, esta responsável legalmente pelo nome de mina. Como já citado, por muitas vezes nesse trabalho o Corpo Pequizão, tratado assim em âmbitos legais será chamado de mina neste trabalho, por suas peculiaridades.

O Corpo Pequizão está localizado a aproximadamente 1700 m a Noroeste da planta industrial da Mineração Serra Grande. A mineralização é associada a veios e vênulas de quartzo com ouro livre e sulfetações de pirrotita e arsenopirita disseminados em veios em uma matriz xistosa. A principal litologia da rocha encaixante à mineralização é composta por xistos filíticos e carbonáticos da formação Ribeirão das Antas.

Os recursos da Mina Pequizão representam, em 2014, 4.740.170 toneladas com um teor médio de 4,34 g/t, representando em onças de ouro um total de 19% dos Recursos totais da MSG.

O mesmo apresenta-se como uma operação de lavra exclusivamente subterrânea, porém com afloramento e recursos nas proximidades a superfície, o que não descarta a possibilidade de o mesmo também ser lavrado a céu aberto no futuro. A mina se subdivide em 31 subcorpos mineralizados, separados por lentes de estéril com espessuras variáveis de 10 a 50 m, onde os principais corpos lavrados na mina são os corpos “C” e “G”. A

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Figura 2.4: Modelo tridimensional dos subcorpos da Mina Pequizão em subsolo.

Alguns corpos mineralizados se encontram sobrepostos, de forma inclinada, com variações entre 10 a 60° no ângulo de mergulho dispostas ao longo do plunge que compreende um azimute (Az) de 295°, dispostos em uma zona mineralizada que se estende por até 1700 m ao longo do strike. Em consequência a tais variações temos diferentes metodologias de lavra no corpo, sendo condicionados principalmente pelo mergulho e pela espessura mineralizada.

O acesso ao subsolo, como já dito, se faz pela Mina Nova, onde uma rampa com cerca de 750 metros sub-horizontais, interliga a referida até o nível 200 da Mina Pequizão. A partir de tal rampa o acesso aos diferentes níveis verticais do corpo se faz por uma rampa principal, desenvolvida sob a direção do plunge, com inclinação de 8 a 10° (15 a 17%). Ao mesmo tempo que é desenvolvido a rampa são abertos os subníveis horizontais dentro da mineralização, onde ocorre a lavra do minério. Tais subníveis são escavados na direção do strike, com inclinação de 0,6° ou 1%.

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piso escavado. A Figura 2.5 representa a recomendação para desenvolvimento nas galerias de minério na mina.

Figura 2.5: Recomendação de desenvolvimento nas galerias para exposição do minério.

A condição atual na mina apresenta lavra entre o nível 150 e o nível 400, onde os níveis são nomeados em função da profundidade em relação à superfície, logo temos operações de lavra a 150 m de distância vertical da superfície até a 400 m de profundidade. Ao longo desta profundidade, a lavra se concentra nos corpos C e G. A condição atual de pesquisa, baseado nos dados de sondagem de exploração, garantem a existência de recursos minerais até a profundidade de 850 m.

Nos níveis atualmente lavrados na Mina Pequizão, a metodologia de lavra se resume a dois principais métodos, sendo utilizada a lavra por corte e aterro entre o nível 150 e o nível 100 de maneira ascendente, uma vez que a rampa de acesso a mina chega pelo nível 200. Nos demais subníveis a metodologia de lavra se dá pela utilização do sublevel

stoping.

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regional que se estende por todos os corpos lavrados, sendo a mesma sempre presente no contato de base da mineralização, podendo apresentar espessuras centimétricas a decamétricas nas piores situações observadas e descritas pela sondagem. Tal estrutura gera por muitas vezes condições de instabilidade nas galerias secundárias, onde ocorre a exposição da mineralização e também elevação da diluição no footwall durante a lavra. Segundo Campos (2015), outras estruturas de descontinuidade são marcantes na Mina Pequizão, onde é descrito a presença de um falhamento principal associado à percolação de fluidos com dip/dipdirection em 32/226 e um fraturamento principal (J1) ocorrendo em toda a mina, característico por uma junta N-S sub-vertical com caimento geralmente para leste, por fim é descrito que a xistosidade geralmente se destaca como um outro principal plano de fraqueza, ocorrendo em todos os pacotes e tendo uma concentração de planos medidos sob a orientação 27/231 (dip/dip direction).

2.3 – CLASSIFICAÇÃO GEOTÉCNICA

Devido à grande complexidade do maciço rochoso é necessário a aplicação de ferramentas teóricas que possibilitem a análise de seu comportamento e sua relação com eventuais projetos de engenharia. Portanto, são aplicadas nessas ocasiões as classificações geomecânicas de maciços rochosos, que são modelos que reúnem várias características geológicas e geotécnicas que são relevantes ao maciço rochoso. A partir dessas classificações são dimensionadas e projetadas escavações com diversos fins, assim como os padrões de elementos de contenção quando esses se fazem necessários para promover a estabilidade das escavações.

Os primeiros estudos que se relacionam com esse tópico da engenharia foram realizados por Terzaghi (1946). Desde então, diversas outras metodologias de análise ao maciço rochoso foram propostas, tendo quase sempre como objetivo final aplicações como escavações em maciços rochosos para a construção civil e a atividade de mineração.

As classificações geotécnicas com mais aceitação e relevância na área de Mecânica das Rochas são: Classificação de Bieniawski (1973) com o sistema RMR (Rock Mass Rating), O Sistema Q proposta por Barton et al. (1974) (Rock Quality Index). Além desses é também utilizado sobre determinadas condições o sistema Q' (Modified Rock Quality

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25

Existem outros sistemas como o índice RQD (Rock Quality Designation), proposto por Deere et al. (1963). O objetivo nesse sistema é oferecer uma estimativa definida em um número para a qualidade de um maciço rochoso. Isso é feito através da análise de testemunhos obtidos através de sondagens rotativas. O índice RQD é obtido pela razão entre a soma dos comprimentos das partes intactas do testemunho maiores que 10 cm e o comprimento total do testemunho. A Figura 2.6 ilustra o processo de medição de testemunho e o cálculo do índice RQD.

Figura 2.6: Processo de calcular e mediar o índice RQD. (Adaptado Bieniawski 1989)

O sistema de classificação de Bieniawski (1973) assim como o Sistema Q de Barton et al. (1974) incluem entre seus parâmetros geotécnicos analisados o índice RQD.

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O trabalho de Wickham assim como o de Deere possuem contribuições importantes no desenvolvimento das classificações hoje mais utilizadas: os sistemas RMR e Q.

Nesse item serão abordadas apenas as classificações referentes ao Sistema de classificação Q, Q' e RMR que são mais relevantes para o estudo descrito nessa dissertação de mestrado.

2.3.1 – ROCK MASS RATING – RMR

O sistema proposto por Bieniawski (1973) introduziu a classificação geomecânica RMR, que foi derivado principalmente de aplicações em projetos de túneis. Desde então esse sistema de classificação vem sendo modificado e ajustado em função de sua aplicação nos mais diversos tipos de escavação e pelo maior número de dados que foram sendo registrados. Essas alterações provocaram significativas mudanças nas pontuações dos diferentes parâmetros de classificação.

O sistema RMR faz uso de seis parâmetros para a classificação de um maciço rochoso, são eles:

 Resistência à compressão uniaxial da rocha.

 Índice RQD.

 Espaçamento das descontinuidades.

 Condição das descontinuidades.

 Presença da água subterrânea.

 Orientação das descontinuidades em relação à direção do eixo da escavação.

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27 Tabela 2.1: Sistema de Classificação RMR. (Adaptado Bieniawski, 1989)

A PARÂMETROS DE CLASSIFICAÇÃO COM SEUS PESOS

Parâmetro Faixa de valores

Resistência

Índice de carga puntiforme

>10MPa 4-10 MPa 2-4 MPa 1-2 MPa Para menores valores, recomenda-se

ensaio (c)

1 da rocha intacta Resistência a

Compressão uniaxial >250 MPa 100-250 MPa 50-100 MPa 25-50 MPa 5-25 MPa 1-5 MPa <1 MPa

Peso 15 12 7 4 2 1 0

RQD 90%-100% 75%-90% 50%-75% 25%-50% <25%

2 Peso 20 17 13 8 3

Espaçamento das descontinuidades >2 m 0.6-2 m 200-600 mm 60-200 mm <60 mm

3 Peso 20 15 10 8 5

4

Padrão das descontinuidades (ver tabela E)

Superfície muito rugosa, e sem alteração Fechadas e sem persistência

Superfície pouco rugosa e levemente alteradas

Abertura <1 mm

Superfície pouco rugosa e muito alteradas Abertura <1 mm

Superfície estriada ou espessura de preenchimento <5 mm ou Abertura de 1-5 mm, persistente

Espessura de preenchimento com material argiloso >5 mm ou Abertura>5 mm, persistente.

Peso 30 25 20 10 0

Ação da água

Vazão de infiltração por 10 m de túnel (l/m)

Nulo <10 10-25 25-125 >125

5 subterrânea (pressão de água na junta)/1 0 <0.1 0.1-0.2 0.2-0.5 >0.5

Condições gerais no

maciço Completamente seco Úmido molhado gotejamento fluxo abundante

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Tabela 2.2: Correções e guias auxiliares para o sistema de classificação RMR (Adaptado Bieniawski, 1989)

B CORREÇÃO POR DIREÇÃO E ORIENTAÇÃO DAS DESCONTINUIDADES (VER TABELA F)

Direção e orientação do mergulho Muito Favorável Favorável Moderado Desfavorável Muito Desfavorável

Túneis e minas 0 -2 -5 -10 -12

Pesos Fundações 0 -2 -7 -15 -25

Taludes 0 -5 -25 -50 -60

C DETERMINAÇÃO DAS CLASSES DO MACIÇO ROCHOSO DO PESO TOTAL

Peso 100  81 80  61 60  41 40  21 <21

Número da classe I II III IV V

Descrição Rocha Muito Boa Rocha Boa Rocha Média Rocha Regular Rocha Muito Ruim

D SIGNIFICADO DA CLASSE DO MACIÇO ROCHOSO

Número da classe I II III IV V

Tempo médio de auto-sustentação / tamanho do vão 20 anos / 15 m 1 ano / 10 m 1 semana /5 m 10 horas / 2,5 m 30 minutos /1 m

Coesão do maciço rochoso (kPa) >400 300-400 200-300 100-200 <100

Ângulo de atrito do maciço rochoso (o₎ _>45 _35-45 _25-35 _15-25 _<15

E GUIA PARA A CLASSIFICAÇÃO DAS DESCONTINUIDADES Persistência (comprimento da descontinuidade)

Peso <1 m 6 1-3 m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 >20 m 0

Abertura (espessura)

Peso Nula 6 <0.1 mm 5 0.1-1.0 mm 4 1-5 m 1 >5 mm 0

Rugosidade

Peso Muito rugosa 6 Rugosa 5 Pouco rugosa 3 Lisa 1 Superfície estriada 0

Preenchimento (característica / espessura) Peso

Nulo 6

duro < 5 mm 4

duro > 5 mm 2

mole < 5 mm 2

mole > 5 mm 0 Grau de Alteração (Intemperismo)

Peso Inalterada 6 Levemente alterada 5 Moderada. alterada 3 Fortemente alterada 1 Decomposta 0

F EFEITOS DA DIREÇÃO E ORIENTAÇÃO DAS DESCONTINUIDADES, EM TÚNEIS*

Direção Perpendicular ao eixo do Túnel Direção Paralela ao eixo do Túnel

Ângulo de mergulho 45o_-90o _{Ângulo de mergulho 20}o_-45o _{Mergulho 45}o_-90o _{Mergulho 20}o_-45o

Muito Favorável Favorável Muito Favorável Desfavorável

Ângulo de mergulho contrário 45o_-90o _{Ângulo de mergulho contrário 20}o_-45o _{Mergulho de 0-20 sem relação a direção}

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29

Após determinação dos valores dos primeiros cinco parâmetros listados anteriormente, estes são somados para a obtenção do RMR preliminar. O sexto e último parâmetro ajusta o valor preliminar de RMR em função dos posicionamentos espaciais da descontinuidade principal e o eixo da escavação. Além desse procedimento descrito, há outros parâmetros que são considerados para melhor ajuste de RMR. Esses parâmetros levam em consideração o objetivo da escavação, túnel, talude, mineração, etc. Estes índices podem ser favoráveis ou não à estabilidade da escavação analisada.

Após obter o valor de RMR, através dos seis parâmetros e as correções devido ao objetivo da escavação, a classificação do maciço rochoso é determinada conforme a Tabela 2.2. Além dessa informação é possível estimar alguns parâmetros geomecânicos, como por exemplo, coesão e ângulo de atrito interno.

Bieniawski (1989) propôs ainda uma relação entre dimensões de escavações e sua capacidade de se autossustentar no tempo. A relação proposta é ilustrada na Figura 2.7 onde é mostrado o tempo de autossustentação de uma escavação subterrânea em função da classificação RMR e da dimensão do vão da abertura

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30

Quando se obtém a classificação de um determinado maciço rochoso é possível sugerir um padrão de contenção para permitir que uma escavação feita nesse maciço se mantenha estável. Bieniawski (1989) propôs a Tabela 2.3, com um padrão de contenção relativo a qualidade do maciço.

Tabela 2.3: Padrão de suporte - reforço de acordo com a classificação RMR de um maciço rochoso. (Adaptado Bieniawski 1989).

Tipo de Maciço

Rochoso Método de escavação Tirantes (diâmetro de 20 mm, com calda de concreto)

Concreto projetado Cambotas metálicas

I Rocha muito boa

RMR: 81-100 Face completa Avanço de 3 m Geralmente não precisa suporte exceto tirantes localizados curtos II Rocha boa

RMR: 61-80 Face completa Avanço de 1 a 1,5 m. Suporte contínuo pronto a 20 m da face

Tirantes

localizados no teto de 3 m de

comprimento e espaçados 2,5 m, malha de aço opcional

Espessura de 50 mm no teto, onde necessitar

Nulo

III Rocha média

RMR: 41-60 Frente de escavação em bancadas (berma) 1,5 a 3 m de avanço na calota. Instalação da contenção após cada escavação a fogo.

Suporte contínuo pronto a 10 m da face

Tirantes espaçados 1,5 a 2 m, de 4 m de comprimento, no teto e paredes, com malha de aço no teto

Espessura de 50 a 100 mm no teto e 30 mm nas paredes

Nulo IV Maciço fraturado RMR: 21-41 Frente de escavações em camadas

Avanço da calota de 1 a 1,5 m. Instalação do reforço paralelo com a escavação. Suporte contínuo a 10 m da frente.

Tirantes espaçados 1 a 1,5 m, de 4 a 5 m de comprimento, teto e paredes, com malha de aço

Espessura de 100 a 150 mm no teto e 100 mm nas paredes.

Cambotas metálicas leves a médias, espaçadas de 1,5 m, onde precisar.

V Maciço muito fraturado RMR: < 20

Múltiplas frentes Avanço da calota de 0,5 a 1,5 m. Instalação do suporte paralelo com a escavação. Concreto projetado logo que possível após a escavação fogo.

Tirantes espaçados 1 a 1,5 m, de 5 a 6 m de comprimento em teto e paredes com malha de aço, atirantado

invertido.

Espessura de 150 a 200 mm no teto e 150 mm nas paredes, e 50 mm na face.

Cambotas

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31

2.3.2 – ROCK QUALITY INDEX - Q

O sistema Q de classificação de maciços rochosos proposto por Barton et al. (1974) foi baseado em estudos práticos em 212 túneis escavados na Escandinávia. A partir das características do maciço rochoso é determinado o índice Q, assim como o sistema de contenção para manter uma escavação subterrânea estável do ponto de vista geotécnico. O valor do índice Q pode variar de 0,001 até 1000 e é definido por seis parâmetros, que são:

 RQD = Índice de Qualidade do maciço rochoso

 Jn = Índice de influência do número de famílias de descontinuidades.

 Jr = Índice de influência de rugosidade da descontinuidade principal.

 Ja = Índice de influência de Grau de alteração ou preenchimento das descontinuidades.

 Jw = Índice de influência da ação de água subterrânea.

 SRF = Índice de influência estado de tensões no maciço (Stress Reduction Factor).

Os valores dos parâmetros listados acima estão presentes na seguinte equação que define o valor do índice Q:

                   SRF Jw Ja Jr Jn RQD

Q ( 2-1 )

Analisando a equação acima se percebe que há três quocientes que são interpretados como a medida de três parâmetros. A razão (RQD / Jn) se refere ao tamanho dos blocos, (Jr / Ja) a resistência ao cisalhamento entre os blocos e (Jw / SRF) a tensão ativa.

Os parâmetros RQD e Jn podem ser interpretados como uma análise de aspectos estruturais do maciço rochoso, pois seus índices são definidos em função do número de famílias de descontinuidades e da densidade de fraturamento, portanto remetendo ao tamanho dos blocos constituintes do maciço rochoso. Os parâmetros Jr e Ja são analisados em descontinuidades principais e refletem a qualidade das mesmas, logo, maior a qualidade, maior a resistência de cisalhamento entre blocos. Já as medidas de Jw e SRF permitem uma análise de volume de água que circula no maciço rochoso e do estado de tensão in situ e, assim, estimam a tensão ativa no maciço rochoso classificado.

(52)

32

visa garantir a estabilidade da escavação com uma determinada dimensão. Porém, é consenso que escavações que possuem diferentes fins devem possuir diferentes responsabilidades, ou diferentes tolerâncias de margem de erro. Barton et al. (1974), sugeriu então a utilização de um índice capaz de ponderar tal responsabilidade ou tolerância das escavações, o índice ESR (Excavation Support Ratio). A razão entre a dimensão da escavação com o seu respectivo ESR apresenta uma dimensão equivalente que combina a dimensão a ser escavada e o sistema de contenção adequado para garantir sua estabilidade. A Tabela 2.4 apresenta a relação entre o tipo de escavação e o seu respectivo valor do Índice ESR.

Tabela 2.4: Relação entre o tipo de escavação subterrânea e o valor de ESR.

TIPO DE ESCAVAÇÃO ESR Casos

A Escavações em minas temporárias 3-5 2

B Túneis verticais (poços): Seção circular

Seção retangular ou quadrada 2,5 2,0

C Escavações em minas permanentes, Túneis com fluxo de água

(excluindo Túneis de adução a alta pressão), Túneis piloto, Túneis de ligação de poços, e frentes de avanço de grande porte.

1,6 83

D Cavernas de estocagem, plantas de tratamento de água, pequenas auto-estrada e linhas ferroviárias subterrâneas, acesso a cavernas confinadas, Túneis de acesso em geral

1,31 25

E Usinas hidrelétricas, grandes auto pistas e linhas ferroviárias subterrâneas, cavernas de segurança, portais, interseções.

1,0 73

F Estações nucleares subterrâneas, estações ferroviárias subterrâneas,

fábricas. 0,8 2

(53)

33 CATEGORIAS DE SUPORTE

(1) Sem suporte (6) Concreto projetado reforçado com fibra de aço, de espessura de 90-120 mm, e com tirantes

(2) Tirantes curtos localizados

(3) Sistema de tirantes (7) Concreto projetado reforçado com fibra de aço, de espessura de 120-150 mm, e com tirantes

(4) Sistema de tirantes com concreto projetado de 40-100 mm

(8) Concreto projetado reforçado com fibra de aço, de espessura de > 150 mm, reforçado com arcos de concreto e tirantes

(5) Concreto projetado reforçado com fibra de aço, de espessura de 50-90 mm, e com tirantes

(9) Estrutura de concreto

Figura 2.8: Classes de maciços rochosos e categorias de suporte baseados no índice Q. (Adaptado Aguiar, 2002)

2.3.3 – MODIFIED ROCK QUALITY INDEX - Q'

O sistema de classificação de maciços rochosos Q vem sendo usado no mundo todo com grande sucesso quando se refere à atividade de escavações subterrâneas em maciços rochosos. Como já descrito anteriormente, esse sistema contém seis parâmetros que possuem influência direta na estabilidade de escavações e, além disso, esses parâmetros são relacionados a caracterização de um padrão de contenção para manutenção de estabilidade de uma escavação. Porém, esse

Excepc.

ruim Extrem..ruim Muitoruim Ruim Pobre Boa Muitoboa Extre.boa Exc. boa

1 10 100 50 20 10 5 2 1

0,001 0,004 0,01 0,04 0,01 0,4 4 40 100 400 1000 20 10 7 5 3 2,4 1,5

(9) (8) (7) (6) (5) (4) (3) (2) (1)

espaçament o de tirante

s em area com

concreto proje tado 1,0 m 2,1 m 1,7 m 1,3 m 1,5 m 1,2 m

2,3 m 2,5 m

1,0 m 1,3 m 1,5 m 2,0 m 3,0 m 4,0 m espaçam ento de

tirantes e m area

sem conc reto pr

ojetado

250 mm ₁₂0 m

m

150 m m

90 m m

50 m m

(54)

34

sistema pode ser redundante quando é utilizado em estimação de propriedades do maciço rochoso com o propósito de aplicá-los em estudos analíticos ou numéricos.

O parâmetro SRF é o responsável pela redundância abordada acima. Como já descrito nesse item o índice SRF é encarregado por evidenciar a influência do estado de tensão que o maciço está submetido. Se for aplicado um parâmetro do maciço rochoso estimado através do sistema Q em um modelo numérico, isso se torna redundante uma vez que no próprio modelo há inserção do estado de tensão.

O mesmo pode acontecer com o parâmetro Jw, pois é notável que a grande maioria das minas subterrâneas do mundo são moderadamente secas ou possuem pouca influência das águas subterrâneas, não é considerado nessa análise a ação de águas que possuem fluxos através de furos ou de enchimentos hidráulicos de realces ou painéis. Portanto, na definição do valor de Q, são adotados os valores de SRF e Jw para 1, obtendo-se o parâmetro Q'.

( 2-2 )

Em ambientes em que há grande influência de água subterrânea, como grande fluxo ou considerável pressão relativa à presença de água o valor de Jw deve fazer parte da análise.

O valor do índice Q' é utilizado na determinação do N', número de estabilidade modificado, que é usado no método de dimensionamento de realces em sublevel stope, proposto por Potvin (1988), tal método será melhor descrito nesse capítulo.

2.4 – MÉTODO DE LAVRA SUBLEVEL STOPING