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Dissertação de Mestrado

ANÁLISE TÉCNICA E ECONÔMICA PARA

UTILIZAÇÃO DE CABOS DUPLOS EM

REALCES DE SUBLEVEL NA MINA

PEQUIZÃO - MINERAÇÃO SERRA GRANDE,

CRIXÁS – GO

AUTOR: TÚLIO CÉSAR ABDUANI LIMA

ORIENTADOR: Prof. Dr. ANDRÉ PACHECO DE ASSIS

(UnB)

MESTRADO PROFISSIONAL EM ENGENHARIA GEOTÉCNICA DA UFOP

OURO PRETO - JULHO DE 2016

Catalogação: www.sisbin.ufop.br

L732a Lima, Túlio César Abduani. Análise técnica e econômica para utilização de cabos duplos em realces desublevel na Mina Pequizão - Mineração Serra Grande, Crixás, GO [manuscrito] / Túlio César Abduani Lima. - 2016. 188f.: il.: color; grafs; tabs; mapas.

Orientador: Prof. Dr. Andre Pacheco Assis.

Dissertação (Mestrado) - Universidade Federal de Ouro Preto. Escola deMinas. Departamento de Engenharia Civil. Programa de Pós Graduação emGeotecnia. Área de Concentração: Geotecnia Aplicada à Mineração.

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

CDU: 622.24.08

ii

ANÁLISE TÉCNICA E ECONÔMICA PARA

UTILIZAÇÃO DE CABOS DUPLOS EM

REALCES DE SUBLEVEL NA MINA

PEQUIZÃO - MINERAÇÃO SERRA GRANDE,

CRIXÁS – GO

Dissertação apresentada ao Mestrado Profissional

em Engenharia Geotécnica do Núcleo de Geotecnia

da Escola de Minas da Universidade Federal de

Ouro Preto, como parte integrante dos requisitos

para obtenção do título de Mestre em Geotecnia,

área de concentração em Geotecnia Aplicada à

Mineração.

Esta dissertação foi apresentada em sessão pública e aprovada em 13 de Julho de 2016, pela Banca Examinadora composta pelos membros:

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

Prof. Dr. Rodrigo Peluci de Figueiredo (UFOP)

Prof. Dr. Valdir Costa e Silva (UFOP)

iv

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

Aristóteles (384 a.C. – 322 a.C.)

v

DEDICATÓRIA

Dedico este trabalho aos meus pais José Antônio de Araújo

Lima e Marli Souza Abduani, em especial pela dedicação e

apoio em todos os momentos difíceis e ao amor e carinho

sempre despendidos.

vi

AGRADECIMENTOS

Este trabalho teve contribuição direta ou indireta de pessoas importantes em minha vida,

que merecem meu sincero agradecimento e devem ser lembradas.

Aos meus pais e familiares, que sempre me incentivaram e me motivaram a acreditar que

posso sempre ir além e alcançar objetivos que por muitas vezes poderia ter desistido

precocemente.

Aos companheiros de trabalho e amigos da geotecnia, Diogo, Marcelo, Gerson, Davi,

Gustavo, Reuber, Maurílio, Rodrigo, que contribuíram com a amizade e com a técnica e

ensinamentos.

Aos amigos que fiz na Mineração Serra Grande e na Mina Cuiabá, que com contribuições

técnicas e companheirismo sempre me apoiaram na conclusão da qualificação.

A AngloGold Ashanti, que sempre contribuiu e incentivou a qualificação técnica,

garantindo meu desenvolvimento pessoal e profissional.

Aos gerentes Edijarbas, Diogo, Reuber, Ricardo e Leonardo, os quais sempre me

apoiaram e permitiram a realização de tal trabalho.

A meu orientador, Prof. André Assis pela atenção e prontidão dedicada e pela clareza e

direcionamento adotado, essencial para o desenvolvimento de tal trabalho.

Aos colegas de UFOP e de trabalho, Alexandre, Frederico, Felipe, Cairon e aos outros

que estão em outras empresas.

vii

RESUMO

Métodos empíricos, baseados em modelos gráficos já difundidos mundialmente no

ambiente de mineração subterrânea, vem sendo amplamente utilizados nas principais

indústrias do setor mineral brasileiro. A mineralização de ouro, presente na cidade de

Crixás, GO, possui a característica peculiar de se estender por veios estreitos, onde a

viabilidade econômica depende de boas práticas na lavra, com baixos índices de diluição

de material estéril junto a porção mineralizada. Durante vários anos a execução de tal

premissa era facilmente cumprida com a utilização de métodos de lavra que priorizavam

a seletividade, obtendo por consequência níveis baixos de diluição, porém com o avanço

tecnológico e a necessidade de elevação dos índices de produção para garantir

competitividade no mercado, a metodologia de lavra foi alterada por um modelo mais

produtivo, entretanto com maiores dificuldades de se controlar a diluição entre o mineral

de interesse e o material estéril. Nesta nova metodologia de lavra, a presença de um

padrão de reforço do maciço rochoso se faz crucial para garantia de estabilidade da parede

do teto (Hanging Wall) e consequente manutenção de níveis aceitáveis de diluição

durante a lavra. Este trabalho busca encontrar um padrão de aplicação de cabos de aço

como reforço do maciço nas operações da Mineração Serra Grande (MSG), baseado em

análise técnica e econômica do sistema atualmente utilizado, contraposto por uma nova

proposta de cabeamento, onde se altera a quantidade de cabos no furo, de um para dois,

alterando também o espaçamento das linhas de reforço. A análise foi realizada utilizando

dados históricos de estabilidade de realces de lavra, abertos na metodologia de sublevel

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

contenção de blocos. Os custos associados também foram analisados relativos ao impacto

no custo final da aplicação de cabos de aço.

viii

ABSTRACT

Empirical methods based on graph models are known in the underground mining field

and they have been used for the main players in the mineral field in Brazil. Gold

mineralization at the city of Crixás, GO, has the peculiar characteristic to extend

throughout narrow veins where the economic viability rely on good operations of mining

with low dilution. For many years, the execution of such premise has easily accomplished

with the utilization of mining methods that put the selectivity in first place getting low

levels of dilutions, but the technological upgrade and the necessity to increase the

production rates in order to achieve competitiveness the mining methodology has

changed for a more productive model. However, there is more difficulty in controlling

dilution. In this new method of mining, called "Sublevel Stopping", the presence of a rock

mass reinforcement pattern becomes crucial for the hanging wall stability and consequent

dilution levels during mining. This work aims to find a standard application of steel cable

as rock mass reinforcement in operations at Mineração Serra Grande (MSG) based on

technical analysis of the currently used system, opposed by a new proposal of cable

bolting, which changes the amount of cables in the hole from one to two, also changing

the spacing of the reinforcement lines. The analysis have been performed using historical

data of stability in mining galleries using sublevel stopping, which have been used steel

cables as reinforcement of the rock mass and used to support blocks. The associated costs

have been analyzed for the impact on the final cost of the steel cables application.

ix

LISTA DE FIGURAS

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Figura 2.14: Reforço e suporte por cabos de aço (Adaptado de Hutchinson e Diederichs 1996) ............................................................................................................................... 44

x

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

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

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

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

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

Figura 2.20: Fator A por (σc / σi). (Adaptado Steward e Forsyth, 1995). ....................... 51

Figura 2.21: Fator B por relação angular entre a descontinuidade e a face analisada (Adaptado Steward e Forsyth, 1995).............................................................................. 52

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

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

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

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

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

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

Figura 2.28: Gráfico de estabilidade para stopes com cabos de aço. (Adaptado de Hutchinson e Diederichs, 1996). .................................................................................... 59

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

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

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

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

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

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

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

Figura 3.4: Vista em planta de todas escavações da Mina Pequizão e sua localização em relação a Mina Nova. ...................................................................................................... 71

xi

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

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

Figura 3.7: Principais estruturas presentes na Mina Pequizão e tratadas no software DIPS. ................................................................................................................................ 84

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

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

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

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



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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Figura 4.19: Utilização da proposta de cálculo de dano proposta por Clark e Pakalnis (1997) para a Mina Pequizão em áreas com cabos duplos. ......................................... 115

xii

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

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

Figura 4.22: Curva característica para a Mina Pequizão, representativa da quebra linear no Hanging Wall para aplicação de cabos simples. ...................................................... 117

xiii

LISTA DE TABELAS

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

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

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

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

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

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

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







Tabela 3.10: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 9. .......................................... 77

Tabela 3.11: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 10. ........................................ 78










Tabela 3.21: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 10. ........................................ 81

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

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

Tabela 3.24: Definição do parâmetro B para as áreas com cabos duplos. .................... 86

xiv

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

Tabela 4.8: Custo médio anual para reforço do maciço na MSG com cabos. .............. 120

xv

LISTA DE SÍMBOLOS, NOMENCLATURA E

ABREVIAÇÕES

A – Fator de tensão de Mathews

Ā – Afastamento

AGA – AngloGold Ashanti

ASTM – American Society for Testing and Materials

At – Vetor Força resultante ativa

B – Fator de orientação da junta principal de Mathews

C – Fator de influência da gravidade

D – Vetor peso do concreto projetado sobre o bloco

CAD – Computer-Aided Drafting

CBCX – Clorita Biotita Xisto

CBS – Critical Bond Strength (Resistência de Aderência Crítica)

CXV – Clorita Xisto Verde

DNPM – Departamento Nacional de Produção Mineral

DOL – Dolomito

E – Espaçamento

Ē – Vetor Força Sísmica

ELOS – Equivalent Linear Overbreak/Slough (Equivalente Linear de Dano)

ESR – Equivalent Support Ratio (Razão Equivalente de Suporte)

FS – Fator de Segurança

GNCX – Grafita Clorita Xisto

GXN – Grafita Xisto Negro

h – Altura

H – Vetor resistência cisalhante do concreto projetado

HR – Hidraulic Ratio (Raio Hidráulico)

IBRAM – Instituto Brasileiro de Mineração

INT – Internível

Ja – Número de Alteração da descontinuidade

Jv – Número de fraturas presente em 1m³ de rocha

Jn – Número de famílias de fraturas

Jr – Número da rugosidade da fratura

xvi

Jw – Redução devida à presença de água na fratura

L – Comprimento dos cabos

MBA – Metabasalto

MEP – Mapeamento de Estruturas Persistentes

MG – Metagrauvaca

MSG – Mineração Serra Grande

MVA – Metavulcânica ácida

N – Número de estabilidade

N’ – Número de estabilidade modificado.

P – Vetor resultante da força passiva

PIB – Produto Interno Bruto

Q – Rock Quality Índex

Q’ – Modified Rock Quality Índex

RH – Raio Hidráulico

RMR – Rock Mass Rating

RQD – Rock Quality Designation

RSR – Rock Structural Rating

Sn – Xistosidade ou Foliação

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

t – Toneladas

T – Vetor força proveniente da aplicação de reforço

U – Vetor força da água

UCS – “Uniaxial Compressive Strength” (Resistência à Compressão Uniaxial)

USGS – United States Geological Survey (Serviço Geológico dos Estados Unidos)

VCR – Vertical Crater Retreat

VQZ – Veio de Quartzo

w – Largura

W – Vetor peso do bloco

X – Vetor pressão ativa

Z – Espessura da coluna de rocha imediatamente acima

α – Mergulho da face

γ – Peso específico da rocha (kN/m³).

ΔFS – Variação do Fator de Segurança

σc – Resistência a compressão uniaxial da rocha intacta

σi – Tensão Máxima Induzida

xvii

LISTA DE ANEXOS

ANEXO I - CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS

DUPLOS.

ANEXO II – CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM CABOS

SIMPLES.

ANEXO III – BANCO DE DADOS DE MAPEAMENTO DE ESTRUTURAS

PERSISTENTES PARA A MINA PEQUIZÃO.

ANEXO IV – BANCO DE DADOS DE ENSAIOS LABORATORIAS PARA

RESISTÊNCIA A COMPRESSÃO UNIAXIAL.

ANEXO V – ESTIMATIVAS DE VARIAÇÕES DE FS PARA DIFERENTES

MODELOS DE CABEAMENTO NA MINA PEQUIZÃO.

xviii

SUMÁRIO

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

1.1 – ASPECTOS ECONÔMICOS DA INDÚSTRIA MINERAL E AURÍFERA.1

1.2 – APRESENTAÇÃO DA MINERAÇÃO SERRA GRANDE. .......................... 2

1.3 – APRESENTAÇÃO DO PROBLEMA E DO ESTUDO DE CASO

ANALISADO. .............................................................................................................. 5

1.4 – ENQUADRAMENTO DA AVALIAÇÃO TÉCNICA E ECONÔMICA DO

SISTEMA DE CABOS. ............................................................................................. 10

1.5 – OBJETIVOS ..................................................................................................... 12

1.6 – METODOLOGIA ............................................................................................. 13

2 CONTEXTO BIBLIOGRÁFICO ....................................................................... 15

2.1 – GEOLOGIA REGIONAL ............................................................................... 15

2.2 – MINA PEQUIZÃO ........................................................................................... 21

2.3 – CLASSIFICAÇÃO GEOTÉCNICA ............................................................... 24

2.4 – MÉTODO DE LAVRA SUBLEVEL STOPING ........................................... 34

2.5 – TEORIA E APLICAÇÃO DO SOFTWARE UNWEDGE EM MINA

SUBTERRÂNEA ....................................................................................................... 37

2.6 – CORDOALHA DE AÇO E CABEAMENTO EM MINA SUBTERRÂNEA

42

2.7 – MÉTODOS GRÁFICOS DE ESTABILIDADE ............................................ 49

2.8 – DILUIÇÃO ........................................................................................................ 61

2.9 – EQUIVALENTE LINEAR DE SOBREQUEBRA/DESPLACAMENTO

(ELOS) ........................................................................................................................ 64

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

3.1 – LOCALIZAÇÃO DAS ÁREAS ESTUDADAS ............................................. 66

3.2 – DESCRIÇÃO GEOTÉCNICA DOS TESTEMUNHOS DE SONDAGEM 71

xix

3.3 – CARACTERIZAÇÃO DO MACIÇO ROCHOSO NAS ÁREAS DE

ESTUDO ..................................................................................................................... 74

3.4 – MAPEAMENTO ESTRUTURAL NA MINA PEQUIZÃO ......................... 81

3.5 – NÚMERO DE ESTABILIDADE MODIFICADO PARA AS ÁREAS EM

ESTUDO ..................................................................................................................... 84

3.6 – CÁLCULO DO RAIO HIDRÁULICO PARA AS ÁREAS DE ESTUDO . 89

4 AVALIAÇÕES PARA A ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE

CABEAMENTO ............................................................................................................ 92

4.1 – DEFINIÇÃO DA MALHA DE CABEAMENTO.......................................... 92

4.2 – AVALIAÇÃO DA RESISTÊNCIA DE ADERÊNCIA DO CABEAMENTO.

97

4.3 –DILUIÇÃO MEDIDA POR SISTEMAS DE ESCANEAMENTO

TRIDIMENSIONAL A LASER. ............................................................................ 102

4.4 – COMPARATIVO DO EQUIVALENTE LINEAR DE

SOBREQUEBRA/DESPLACAMENTO (ELOS) OBSERVADO E PROJETADO

PARA AS ÁREAS AVALIADAS. .......................................................................... 112

4.5 – ANÁLISE COMPARATIVA DE CUSTOS ASSOCIADOS AS DUAS

PROPOSTAS DE MALHAS DE PERFURAÇÃO .............................................. 118

5 CONCLUSÕES ................................................................................................... 122

5.1 – AVALIAÇÃO TÉCNICA DA ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE CABOS.

122

5.2 – AVALIAÇÃO ECONÔMICA DA ALTERAÇÃO DO SISTEMA DE

CABOS. .................................................................................................................... 123

5.3 – SUGESTÕES PARA TRABAHOS FUTUROS ........................................... 123

REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS ...................................................................... 125

ANEXOS ...................................................................................................................... 129

I. ANEXO I - CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM

CABOS DUPLOS. ..................................................................................................... I-1

xx

II. ANEXO II – CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA PARA AS ÁREAS COM

CABOS SIMPLES. ................................................................................................... II-1

III. ANEXO III – BANCO DE DADOS DE MAPEAMENTO DE ESTRUTURAS

PERSISTENTES PARA A MINA PEQUIZÃO. ..................................................... III-1

IV. ANEXO IV – BANCO DE DADOS DE ENSAIOS LABORATORIAS PARA

RESISTÊNCIA A COMPRESSÃO UNIAXIAL. .................................................. IV-1

V. ANEXO V – ESTIMATIVAS DE VARIAÇÕES DE FS PARA DIFERENTES

MODELOS DE CABEAMENTO NA MINA PEQUIZÃO. .................................... V-1

1

1 INTRODUÇÃO

1.1 – ASPECTOS ECONÔMICOS DA INDÚSTRIA MINERAL E AURÍFERA.

Neste capítulo será abordado o desenvolvimento econômico da indústria extrativa mineral

no país, bem como a participação da extração aurífera em âmbito nacional e no estado de

Goiás, onde a Mineração Serra Grande (MSG) está em operação desde a década de 70.

Após este tópico inicial, seguirá a exposição de outros assuntos pertinentes ao tema

central desta dissertação e sua relevância técnica.

O Brasil é um país dotado de vasto território continental e tamanha grandeza propiciou

que fosse também detentor de grande diversidade mineral, onde existem várias jazidas

minerais de diferentes classes. Função desta condição apresentada no país, não é de

surpreender que o setor mineral apresenta elevada importância para o desenvolvimento

econômico no país, onde em 2014, segundo dados do Instituto Brasileiro de Mineração

(IBRAM), foi atingido a marca de US$ 40 bilhões em produção mineral, representando

5% do Produto Interno Bruto (PIB) industrial do país.

O Brasil é o décimo primeiro maior produtor de ouro, tendo como maior produtora a

China, com cerca de 13,14% da produção mundial, seguida pela Austrália com 10%, pelos

EUA (8,77%) e pela África do Sul (7,03%), segundo dados da U.S. Geological Survey

(USGS).

Segundo dados do Sumário Mineral de 2014 do Departamento Nacional de Pesquisa

Mineral (DNPM, 2014), as maiores empresas atuantes na extração de ouro no Brasil são:

Anglogold, Kinross, Yamana, VALE, Beadell, Apoema/Aura, Jaguar, Luna/Aurizona,

Troy e Caraiba. Considerando somente a produção de ouro primário, Minas Gerais é o

estado com maior destaque na produção nacional, com 45,6%, seguido por Goiás

(12,3%), Mato Grosso (11%), Pará (11%), Amapá (7,6%), Bahia (7,4%) e Maranhão

(3,6%).

Considerado um elemento importante para a balança comercial brasileira, o ouro é o

segundo mais importante mineral de exportação, estando atrás apenas do minério de ferro.

Os países que mais importam ouro do Brasil são: Reino Unido (45%), Suíça (32%),

Emirados Árabes (12%), Estados Unidos (9%) e Canadá (2%), também baseado nos

2

dados do Sumário Mineral de 2014 do Departamento Nacional de Pesquisa Mineral

(DNPM, 2014).

A maior parte da utilização de tal bem mineral está relacionada a indústria de joalherias.

O incremento do poder de aquisitivo das Classes C e D está aumentando o consumo de

ouro no Brasil.

Presente não somente no mercado de joalherias, o metal também está presente em

componentes eletrônicos, peças de computadores, tablets e notebooks, celulares, peças

para a indústria automobilística, na área hospitalar e odontológica, como também em

componentes da construção civil.

Não se limitando a importância econômica nacional, o setor mineral representa relevante

participação na geração de receitas no estado de Goiás. O estado citado apresenta como

principais bens minerais o Cobre, o Níquel e o Ouro, com a presença de grandes industrias

mineradoras em diversas regiões. Toda produção mineral do estado representa 5% da

produção mineral nacional, garantindo ao estado a terceira posição entre as potências

nacionais da indústria extrativa mineral.

1.2 – APRESENTAÇÃO DA MINERAÇÃO SERRA GRANDE.

Representante de cerca de 4,4% da produção total de ouro no país e a maior extratora de

ouro no estado de Goiás, a Mineração Serra Grande (MSG) está localizada a Noroeste do

estado de Goiás e a Sul da cidade de Crixás – GO, com operações subterrâneas e a céu

aberto.

A empresa está em operação desde a década de 70, onde se iniciaram as primeiras

pesquisas minerais. Em 1987 foi iniciado a abertura da mina subterrânea com o

desenvolvimento da rampa principal da Mina III, porém o início da lavra e das operações

na planta de beneficiamento e metalurgia da empresa só se iniciaram em 1989. Entre 1989

e 1995 a empresa extraia minério somente da Mina III, a partir de então foi dado o início

no projeto Mina Nova e começaram as explorações em tal mina, neste momento a

empresa operava com duas minas subterrâneas acessadas por diferentes rampas. Em 2007

se iniciou a lavra a céu aberto do afloramento da mineralização da Mina III, anteriormente

lavrada somente por métodos subterrâneos, que foi denominado de Open Pit Mina III.

Com a crescente no preço do ouro e com o aumento da demanda, a empresa abriu sua

3

terceira mina subterrânea em 2008, a Mina Palmeiras. Atrelado a elevação da produção,

onde três minas subterrâneas e uma a céu aberto estavam em operação, em 2009 a

empresa concluiu a expansão da planta de beneficiamento e metalurgia, onde a partir de

então a empresa teria capacidade de tratar 1,25 milhões de toneladas de minério por ano.

Em 2011 fora iniciada a lavra no corpo Pequizão, acessado pela Mina Nova, porém

localizado em estrutura geológica diferente. Neste momento a Mina III, pioneira das

operações da empresa em Crixás, já se encontrava com produção reduzida e com reserva

se aproximando do fim de vida útil. O Corpo Pequizão, a partir do momento de sua

abertura, se tornou a principal fonte de minério da empresa, principalmente por apresentar

teores maiores que os demais corpos, além de potência mineralizada representativa.

A MSG desde as primeiras atividades na cidade de Crixás foi controlada por grupos de

investimentos com um histórico de poder acionário dividido em uma joint venture

composta sempre por duas empresas distintas, em percentuais iguais, entretanto a MSG é

hoje subsidiária do grupo sul-africano AngloGold Ashanti (AGA). Em 2012 o grupo

citado adquiriu 50% da MSG que eram pertencentes a canadense Kinross Gold

Corporation.

Atualmente a maior parcela da produção da empresa ocorre por meio de operações pelo

subsolo através das 3 minas subterrâneas: Mina III, Mina Nova/Pequizão e Mina

Palmeiras. Conforme já citado, é através do corpo de minério “Pequizão” que é retirada

a maior parte de sua produção (36% da produção total), que representam mais de 40 KOz

de ouro. Em função de condição intrínseca de tal corpo mineral, mediante as suas

características geomecânicas e em âmbito de economia mineral, em alguns momentos o

mesmo será neste trabalho tratado como “Mina Pequizão”, apesar de possuir a mesma

entrada da “Mina Nova” e em âmbitos legais na legislação mineral também ser

considerado um corpo de minério da mina citada. Como os demais corpos de minério da

Mina Nova estão exaurindo e a participação dos mesmos na produção final da empresa

não ser tão significativa, a nomenclatura do corpo Pequizão como mina iniciou-se de

forma natural internamente na empresa.

Condicionado às perspectivas de mercado para os próximos anos, a MSG vem passando

por reformulações em sua estratégia econômica, uma vez que a empresa é classificada

dentro do grupo AGA como uma mina de baixo teor, onde em momentos de variações no

preço do ouro é necessário reavaliar as definições de recursos e reservas, uma vez que

áreas anteriormente classificadas como reserva (onde a extração do bem mineral é viável)

4

se tornaram áreas de recurso (onde existe a presença do mineral de interesse, porém em

quantidade inviáveis economicamente para a extração).

Apesar do declínio do preço do ouro nos últimos anos, novos investimentos continuam

sendo feitos pela empresa na região de Crixás, com a presença de um programa de

exploração atuando estrategicamente no detalhamento e busca de alvos de teores

elevados, permitindo uma operação viável economicamente mesmo em épocas de preços

baixos na venda do ouro.

A disposição dos corpos mineralizados, está situada sob o eixo Norte-Sul, onde a

localização da empresa, a disposição da mineralização e a porção sul da cidade são

mostradas abaixo na Figura 1.1. A Figura 1.2 ilustra a produção percentual, em onças de

ouro, extraídas em cada um dos corpos de minério lavrado no subsolo além do percentual

extraído através da lavra superficial da mineralização da Mina III.

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

GO.

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

1.3 – APRESENTAÇÃO DO PROBLEMA E DO ESTUDO DE CASO

ANALISADO.

Como já apresentado no ítem anterior, a maior parcela da produção na MSG é feita através

de métodos subterrâneos. Em função da empresa contar com 3 minas com atividades no

subsolo em operação, onde cada um dos corpos lavrados apresenta suas peculiaridades, a

lavra local se divide em até três métodos distintos de lavra, sendo: Câmaras e pilares,

corte e enchimento e sublevel stoping.

A lavra por câmaras e pilares foi muito usada na Mina III e também utilizada em toda a

Mina Nova. O método normalmente é aplicado a formações minerais de baixa inclinação

de mergulho, onde são abertos vazios durante a extração mineral e abandonadas algumas

porções de rocha a fim de fornecer sustentação para o teto sobre o trecho escavado, estas

porções de rocha abandonadas (pilares) devem ter resistência suficiente para manter a

sustentação local. A Figura 1.3 representa o modelo de lavra por câmaras e pilares na

MSG.

6

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

A lavra por corte e enchimento é utilizada em ambas as minas subterrâneas, sendo que a

metodologia é principalmente utilizada na Mina Palmeiras. O método é utilizado em áreas

onde a mineralização possui inclinação de mergulho maior que 16°. No passado fora

utilizado tal método para inclinações superiores a 45°, entretanto atualmente a inclinação

máxima da mineralização condicionada à utilização do método na MSG se limita a 32°.

A metodologia consiste em realizar a escavação do bem mineral de forma ascendente em

parcelas com cerca de 3,5 metros de altura inclinada em cada ciclo. Após a retirada do

minério é iniciado um ciclo de enchimento para permitir que haja piso e altura operacional

suficiente para dar início a um novo ciclo de retirada do minério. A Figura 1.4 representa

a utilização da metodologia citada nas operações da MSG.

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

Por fim tem-se como principal método de lavra, utilizado para a extração do ouro na

empresa, o Sublevel Stoping, que é utilizado em todas as minas. O método é utilizado em

áreas onde a inclinação de mergulho da mineralização é maior que 32°. A metodologia

consiste na abertura de um vazio entre dois subníveis, através da lavra da porção

mineralizada que se encontra entre os mesmos. A metodologia é ilustrada pela Figura 1.5.

Tal metodologia representou cerca de 61,6% da produção em toneladas no ano de 2013,

e a tendência na empresa é intensificar a utilização do mesmo sempre que possível. A

Figura 1.6 ilustra a produção por método no ano de 2013.

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

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

porcentagem.

Mediantes tais conceitos, é importante ressaltar que a lavra subterrânea requer a aplicação

de conceitos e práticas geomecânicas para o controle do risco de rupturas nas escavações,

contribuindo para o aproveitamento adequado do recurso, completa extração da reserva,

controle de diluição operacional e evitando acidentes, com pessoas ou equipamento. Para

garantir tais condições é necessário conhecer as propriedades dos maciços rochosos,

entender o sequenciamento de lavra, dimensionar vãos máximos admissíveis para

escavações e propor um arranjo adequado de reforço e/ou suporte no maciço, embasado

em critérios aceitáveis de análise.

O sistema de cabeamento aplicado no maciço rochoso da MSG é o principal componente

para a contenção de grandes blocos e uma importante ferramenta no controle da diluição

do minério, além de ser um elemento de reforço do maciço rochoso, ou seja, promove

uma melhoria nos parâmetros de resistência e elasticidade do maciço rochoso, de modo a

torna-lo mais rígido. Hutchinson e Diederichs (1996) definem na obra “Cablebolting in

Underground Mines” que sistemas de contenção baseados na aplicação de cabos de aço,

são basicamente dispositivos de atrito, totalmente acoplados à rocha, ou seja, a capacidade

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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.

A utilização de cabos de aço na mineração subterrânea é defendida por diversos autores

também para garantir o controle da diluição, uma vez que esta pode ter influência

significativa sobre os custos de lavra, podendo em alguns casos tornar inviável a extração

de uma determinada porção mineralizada. O custo da diluição deve ser criteriosamente

11

analisado em uma mineração, principalmente em empresas que operam com o

beneficiamento de minério de baixo teor, situação presente na MSG. A avaliação

financeira da diluição deve considerar que o material estéril retirado juntamente com o

minério terá de ser transportado, britado, levado até a superfície, moído, beneficiado e

por fim depositado na barragem de rejeitos. Além disso empresas que trabalham em sua

capacidade máxima na planta de beneficiamento estarão comprometendo sua produção,

uma vez que o material estéril estará substituindo uma massa de minério em todo ciclo de

tratamento mineral. Uma última consideração diz respeito aos problemas relacionados a

presença de blocos com dimensões grandes dentro do stope de lavra, podendo causar

atrasos operacionais durante a limpeza do minério, ou alguns casos podendo impedir a

retirada do mesmo, obrigando a abandonar uma certa quantidade de material rentável por

baixo de tais possíveis blocos. A Figura 1.7 abaixo ilustra uma condição onde foi

necessário abandonar o minério existente abaixo do bloco em função da impossibilidade

de retirar o mesmo.

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

12

Apresentado as condições econômicas do mercado de mineração, conjuntamente as

perspectivas futuras da empresa, com um cenário de maior dificuldade de manutenção no

mercado em função de baixos teores lavrados, faz-se necessário encontrar a harmonia

entre as melhores práticas de reforço do maciço, adequado as premissas técnicas e de

segurança e que também se enquadrem em um orçamento viável. A partir de então se fez

necessário a realização de tal trabalho.

1.5 – OBJETIVOS

A proposta do tema descrito nessa dissertação tem como objetivo proporcionar

conhecimento do comportamento do maciço rochoso mediante diferentes condições de

aplicação de reforço, além da contribuição que o mesmo pode oferecer na alteração dos

parâmetros de diluição utilizados nas avaliações geomecânicas para a lavra no Corpo

Pequizão. Não limitado a tal objetivo, tal proposta procura buscar soluções dentro da

tecnologia atual no sistema de reforço do maciço com a aplicação de cabos de aço e

aplicar tal conhecimento adquirido a condição operacional da Mineração Serra Grande,

buscando sempre melhorias em resultados, reduções de custos e elevação ou manutenção

dos padrões de segurança vigentes na empresa e na legislação nacional.

Ao final do trabalho espera-se encontrar um padrão de cabeamento, com afastamento

viável economicamente e tecnicamente, mantendo ou melhorando a estabilidade do

maciço. Outra importante conclusão que se espera, relaciona-se a influência do sistema

de contenção na alteração das curvas utilizadas para definição da diluição, calculadas a

partir de ábacos que utilizam o raio hidráulico e o parâmetro N’ (Número de estabilidade

modificado, proposto por Potvin et al. 1988) como parâmetros de entrada. Assim será

possível compreender o comportamento do sistema de contenção no maciço rochoso da

Mineração Serra Grande.

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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

stope de lavra é dependente do N’, onde propostas para cálculo de diluição foram

inicialmente difundidas por Mathews e Potvin (1988) e consolidadas na avaliação de

veios estreitos pela utilização do parâmetro ELOS (Equivalent Linear Overbreak/Slough)

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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.

Com todos os dados coletados, análises comparativas, mediante critérios estabelecidos,

estarão presentes na conclusão do trabalho, buscando validar um padrão de aplicação de

reforço do maciço nas áreas a serem lavradas pela metodologia do sublevel stoping, com

a utilização de cabos de aços, de maneira viável economicamente e tecnicamente na Mina

Pequizão, além da obtenção de gráficos específicos para estimativas de diluição.

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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.

O Grupo Pilar de Goiás, também conhecido como Greenstone Belt de Crixás, está

localizado na margem oeste do Cráton do São Francisco. Danni e Ribeiro (1978)

definiram na região de Pilar de Goiás e Guarinos o Grupo Pilar de Goiás, cujas rochas

ocorrem em faixas alongadas, condicionadas em calhas tectônicas no embasamento

siálico polimetamórfico. A seguir, Sabóia (1979) definiu o Greenstone Belt de Crixás,

subdividindo-o em três faixas vulcano-sedimentares denominadas de: Faixa Crixás, Faixa

Guarinos e Faixa Pilar de Goiás, conforme a Figura 2.1.

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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).

Posteriormente Jost & Oliveira (1991), propuseram considerar cada faixa como uma

entidade distinta, reunindo as de Crixás com o nome de Grupo Crixás e subdividindo a

mesma em três formações distintas, baseadas na posição ocupada pela mesma no grupo,

sendo a Formação Córrego Alagadinho posicionada na base do greenstone, a Formação

Rio Vermelho localizada na porção central e uma unidade de na porção superior do

mesmo, denominada de Formação Ribeirão das Antas. A Figura 2.2 ilustra a divisão

proposta.

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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.

Em geral a sequência citada como limítrofe ao greenstone nas porções a leste, sul e oeste,

é composta por metassedimentos, sendo os mesmos descritos como formação

basicamente descrita por conter porções generosas de micaxistos e quartzitos

intercalados, sendo atribuídas características similares às rochas do Grupo Araxá definido

por Barbosa (1955).

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

1997).

19

2.1.1 – FORMAÇÃO CÓRREGO ALAGADINHO

A Formação Córrego Alagadinho possui cerca de 500 m de espessura. É constituída

predominantemente por derrames e intrusões ultramáficas metamorfisadas, com rochas

básicas, intermediárias e sedimentares subordinadas. Os tipos litológicos

metaultramáficos reconhecidos no mapeamento e através de testemunhos de sondagem

foram: talco xisto, talco-magnetita-clorita xisto e talco-tremolita xisto. Observam-se

localmente pequenas intercalações de rochas sedimentares metamorfisadas, constituídas

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

pirrotita), além de fuchsita xisto associados.

2.1.2 – FORMAÇÃO RIO VERMELHO

A formação central do Grupo Crixás apresenta cerca de 350 m de espessura. É constituído

de um ou mais pacotes de rocha básica de composição basáltica metamorfoseada e

raramente de composição ultramáfica. Estas rochas são geralmente de fácil

intemperização apresentando poucos afloramentos geralmente sempre muito alterados.

O contato inferior desta unidade geológica é caracterizado pela intercalação de rochas

máficas e ultramáficas, aproximando da descrição presente na Formação Córrego

Alagadinho, unidade limítrofe.

O contato superior com a Formação Ribeirão das Antas é descrito por intercalações de

metabasalto com pacotes sedimentares xisto-carbonosos.

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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.

Figura 2.3: Colunas estratigráfica da sequência greenstone que compõem o Grupo

Crixás (Pimentel et al., 2003 após Jost et al., 1998).

21

2.2 – MINA PEQUIZÃO

A Mina Pequizão, ou Corpo Pequizão, se apresenta como uma porção isolada da Mina

Nova, esta responsável legalmente pelo nome de mina. Como já citado, por muitas vezes

nesse trabalho o Corpo Pequizão, tratado assim em âmbitos legais será chamado de mina

neste trabalho, por suas peculiaridades.

O Corpo Pequizão está localizado a aproximadamente 1700 m a Noroeste da planta

industrial da Mineração Serra Grande. A mineralização é associada a veios e vênulas de

quartzo com ouro livre e sulfetações de pirrotita e arsenopirita disseminados em veios em

uma matriz xistosa. A principal litologia da rocha encaixante à mineralização é composta

por xistos filíticos e carbonáticos da formação Ribeirão das Antas.

Os recursos da Mina Pequizão representam, em 2014, 4.740.170 toneladas com um teor

médio de 4,34 g/t, representando em onças de ouro um total de 19% dos Recursos totais

da MSG.

O mesmo apresenta-se como uma operação de lavra exclusivamente subterrânea, porém

com afloramento e recursos nas proximidades a superfície, o que não descarta a

possibilidade de o mesmo também ser lavrado a céu aberto no futuro. A mina se subdivide

em 31 subcorpos mineralizados, separados por lentes de estéril com espessuras variáveis

de 10 a 50 m, onde os principais corpos lavrados na mina são os corpos “C” e “G”. A

Figura 2.4 ilustra a disposição dos corpos mineralizados da mina, onde é possível

visualizar os dois principais corpos citados acima. O life of mine da mina inclui a lavra

dos corpos C, D, E2, G, G1, G2, G3, G4, I e I2, porém sabemos que variações no âmbito

econômico, bem como novas tecnologias podem alterar a situação, adicionando ou

reduzindo o número de subcorpos lavrados.

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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%.

Como uma premissa para o sequenciamento de lavra, a exposição da mineralização se faz

seguindo seu contato inferior, mantendo o mesmo sob uma altura máxima de 1,5 m do

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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.

A descrição estrutural das principais juntas e descontinuidades da Mina Pequizão se faz

importante, uma vez que na mina identifica-se a presença de uma zona de cisalhamento

24

regional que se estende por todos os corpos lavrados, sendo a mesma sempre presente no

contato de base da mineralização, podendo apresentar espessuras centimétricas a

decamétricas nas piores situações observadas e descritas pela sondagem. Tal estrutura

gera por muitas vezes condições de instabilidade nas galerias secundárias, onde ocorre a

exposição da mineralização e também elevação da diluição no footwall durante a lavra.

Segundo Campos (2015), outras estruturas de descontinuidade são marcantes na Mina

Pequizão, onde é descrito a presença de um falhamento principal associado à percolação

de fluidos com dip/dipdirection em 32/226 e um fraturamento principal (J1) ocorrendo

em toda a mina, característico por uma junta N-S sub-vertical com caimento geralmente

para leste, por fim é descrito que a xistosidade geralmente se destaca como um outro

principal plano de fraqueza, ocorrendo em todos os pacotes e tendo uma concentração de

planos medidos sob a orientação 27/231 (dip/dip direction).

2.3 – CLASSIFICAÇÃO GEOTÉCNICA

Devido à grande complexidade do maciço rochoso é necessário a aplicação de

ferramentas teóricas que possibilitem a análise de seu comportamento e sua relação com

eventuais projetos de engenharia. Portanto, são aplicadas nessas ocasiões as classificações

geomecânicas de maciços rochosos, que são modelos que reúnem várias características

geológicas e geotécnicas que são relevantes ao maciço rochoso. A partir dessas

classificações são dimensionadas e projetadas escavações com diversos fins, assim como

os padrões de elementos de contenção quando esses se fazem necessários para promover

a estabilidade das escavações.

Os primeiros estudos que se relacionam com esse tópico da engenharia foram realizados

por Terzaghi (1946). Desde então, diversas outras metodologias de análise ao maciço

rochoso foram propostas, tendo quase sempre como objetivo final aplicações como

escavações em maciços rochosos para a construção civil e a atividade de mineração.

As classificações geotécnicas com mais aceitação e relevância na área de Mecânica das

Rochas são: Classificação de Bieniawski (1973) com o sistema RMR (Rock Mass Rating),

O Sistema Q proposta por Barton et al. (1974) (Rock Quality Index). Além desses é

também utilizado sobre determinadas condições o sistema Q' (Modified Rock Quality

Index), que se baseia sobre algumas considerações feitas no sistema Q.

25

Existem outros sistemas como o índice RQD (Rock Quality Designation), proposto por

Deere et al. (1963). O objetivo nesse sistema é oferecer uma estimativa definida em um

número para a qualidade de um maciço rochoso. Isso é feito através da análise de

testemunhos obtidos através de sondagens rotativas. O índice RQD é obtido pela razão

entre a soma dos comprimentos das partes intactas do testemunho maiores que 10 cm e o

comprimento total do testemunho. A Figura 2.6 ilustra o processo de medição de

testemunho e o cálculo do índice RQD.

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

O sistema de classificação de Bieniawski (1973) assim como o Sistema Q de Barton et

al. (1974) incluem entre seus parâmetros geotécnicos analisados o índice RQD.

Outro sistema de classificação de maciços rochosos foi proposto por Wickham et al.

(1972). Nesse sistema foi apresentado um método quantitativo para a descrição da

qualidade do maciço rochoso e para a determinação de um sistema de suporte apropriado

baseado no índice RSR (Rock Structural Rating). O índice RSR é ponderado por três

parâmetros característicos do maciço rochoso. Esses parâmetros são: “A” um parâmetro

geológico, “B” um parâmetro geométrico onde é analisado o efeito das descontinuidades

com relação ao eixo da escavação e “C” um parâmetro onde é evidenciado o efeito da

água com relação às condições das descontinuidades.

26

O trabalho de Wickham assim como o de Deere possuem contribuições importantes no

desenvolvimento das classificações hoje mais utilizadas: os sistemas RMR e Q.

Nesse item serão abordadas apenas as classificações referentes ao Sistema de

classificação Q, Q' e RMR que são mais relevantes para o estudo descrito nessa

dissertação de mestrado.

2.3.1 – ROCK MASS RATING – RMR

O sistema proposto por Bieniawski (1973) introduziu a classificação geomecânica RMR,

que foi derivado principalmente de aplicações em projetos de túneis. Desde então esse

sistema de classificação vem sendo modificado e ajustado em função de sua aplicação

nos mais diversos tipos de escavação e pelo maior número de dados que foram sendo

registrados. Essas alterações provocaram significativas mudanças nas pontuações dos

diferentes parâmetros de classificação.

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

são eles:

Resistência à compressão uniaxial da rocha.

Índice RQD.

Espaçamento das descontinuidades.

Condição das descontinuidades.

Presença da água subterrânea.

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

Para a aplicação da classificação RMR é necessário que o maciço rochoso seja dividido

em domínios com características geológicas e estruturais semelhantes. O sistema RMR

mais atualizado possui tabelas que atribuem notas aos parâmetros acima listados, assim

como correções e guias auxiliares. Essas tabelas são mostradas a seguir:

27

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

A PARÂMETROS DE CLASSIFICAÇÃO COM SEUS PESOS

Parâmetro Faixa de valores

Resistência

Índice de carga

puntiforme

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

ensaio (c)

1 da rocha intacta Resistência a

Compressão uniaxial

>250 MPa 100-250 MPa 50-100 MPa 25-50 MPa 5-25 MPa 1-5 MPa

28

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

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

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

Túneis e minas 0 -2 -5 -10 -12

Pesos Fundações 0 -2 -7 -15 -25

Taludes 0 -5 -25 -50 -60

C DETERMINAÇÃO DAS CLASSES DO MACIÇO ROCHOSO DO PESO TOTAL

Peso 100 81 80 61 60 41 40 21 400 300-400 200-300 100-200 45 35-45 25-35 15-25 5 mm

2

mole < 5 mm

2

mole > 5 mm

0

Grau de Alteração (Intemperismo)

Peso

Inalterada

6

Levemente alterada

5

Moderada. alterada

3

Fortemente alterada

1

Decomposta

0

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

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

Ângulo de mergulho 45o-90o Ângulo de mergulho 20o-45o Mergulho 45o-90o Mergulho 20o-45o

Muito Favorável Favorável Muito Favorável Desfavorável

Ângulo de mergulho contrário 45o-90o Ângulo de mergulho contrário 20o-45o Mergulho de 0-20 sem relação a direção

Desfavorável Muito Desfavorável Desfavorável

29

Após determinação dos valores dos primeiros cinco parâmetros listados anteriormente, estes

são somados para a obtenção do RMR preliminar. O sexto e último parâmetro ajusta o valor

preliminar de RMR em função dos posicionamentos espaciais da descontinuidade principal e o

eixo da escavação. Além desse procedimento descrito, há outros parâmetros que são

considerados para melhor ajuste de RMR. Esses parâmetros levam em consideração o objetivo

da escavação, túnel, talude, mineração, etc. Estes índices podem ser favoráveis ou não à

estabilidade da escavação analisada.

Após obter o valor de RMR, através dos seis parâmetros e as correções devido ao objetivo da

escavação, a classificação do maciço rochoso é determinada conforme a Tabela 2.2. Além dessa

informação é possível estimar alguns parâmetros geomecânicos, como por exemplo, coesão e

ângulo de atrito interno.

Bieniawski (1989) propôs ainda uma relação entre dimensões de escavações e sua capacidade

de se autossustentar no tempo. A relação proposta é ilustrada na Figura 2.7 onde é mostrado o

tempo de autossustentação de uma escavação subterrânea em função da classificação RMR e

da dimensão do vão da abertura

Figura 2.7: Relação entre o tempo de autossustentação e o tamanho do vão da escavação de

acordo com a classificação RMR. (Adaptado Bieniawski 1989).

30

Quando se obtém a classificação de um determinado maciço rochoso é possível sugerir um

padrão de contenção para permitir que uma escavação feita nesse maciço se mantenha estável.

Bieniawski (1989) propôs a Tabela 2.3, com um padrão de contenção relativo a qualidade do

maciço.

Tabela 2.3: Padrão de suporte - reforço de acordo com a classificação RMR de um maciço

rochoso. (Adaptado Bieniawski 1989).

Tipo de Maciço

Rochoso

Método de

escavação

Tirantes (diâmetro

de 20 mm, com

calda de concreto)

Concreto projetado Cambotas

metálicas

I Rocha muito boa

RMR: 81-100

Face completa

Avanço de 3 m

Geralmente não precisa suporte exceto tirantes localizados

curtos

II Rocha boa

RMR: 61-80

Face completa

Avanço de 1 a 1,5

m. Suporte

contínuo pronto a

20 m da face

Tirantes

localizados no teto

de 3 m de

comprimento e

espaçados 2,5 m,

malha de aço

opcional

Espessura de 50

mm no teto, onde

necessitar

Nulo

III Rocha média

RMR: 41-60

Frente de

escavação em

bancadas (berma)

1,5 a 3 m de

avanço na calota.

Instalação da

contenção após

cada escavação a

fogo.

Suporte contínuo

pronto a 10 m da

face

Tirantes espaçados

1,5 a 2 m, de 4 m

de comprimento,

no teto e paredes,

com malha de aço

no teto

Espessura de 50 a

100 mm no teto e

30 mm nas paredes

Nulo

IV Maciço

fraturado

RMR: 21-41

Frente de

escavações em

camadas

Avanço da calota

de 1 a 1,5 m.

Instalação do

reforço paralelo

com a escavação.

Suporte contínuo a

10 m da frente.

Tirantes espaçados

1 a 1,5 m, de 4 a 5

m de comprimento,

teto e paredes, com

malha de aço

Espessura de 100 a

150 mm no teto e

100 mm nas

paredes.

Cambotas

metálicas leves a

médias, espaçadas

de 1,5 m, onde

precisar.

V Maciço muito

fraturado

RMR: < 20

Múltiplas frentes

Avanço da calota

de 0,5 a 1,5 m.

Instalação do

suporte paralelo

com a escavação.

Concreto projetado

logo que possível

após a escavação

fogo.

Tirantes espaçados

1 a 1,5 m, de 5 a 6

m de comprimento

em teto e paredes

com malha de aço,

atirantado

invertido.

Espessura de 150 a

200 mm no teto e

150 mm nas

paredes, e 50 mm

na face.

Cambotas

metálicas médias a

pesadas, espaçadas

de 0,75 m, com

aduelas de aço.

Arco invertido.

31

2.3.2 – ROCK QUALITY INDEX - Q

O sistema Q de classificação de maciços rochosos proposto por Barton et al. (1974) foi baseado

em estudos práticos em 212 túneis escavados na Escandinávia. A partir das características do

maciço rochoso é determinado o índice Q, assim como o sistema de contenção para manter uma

escavação subterrânea estável do ponto de vista geotécnico. O valor do índice Q pode variar de

0,001 até 1000 e é definido por seis parâmetros, que são:

RQD = Índice de Qualidade do maciço rochoso

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

Jr = Índice de influência de rugosidade da descontinuidade principal.

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

Jw = Índice de influência da ação de água subterrânea.

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

Os valores dos parâmetros listados acima estão presentes na seguinte equação que define o valor

do índice Q:

SRF

Jw

Ja

Jr

Jn

RQDQ ( 2-1 )

Analisando a equação acima se percebe que há três quocientes que são interpretados como a

medida de três parâmetros. A razão (RQD / Jn) se refere ao tamanho dos blocos, (Jr / Ja) a

resistência ao cisalhamento entre os blocos e (Jw / SRF) a tensão ativa.

Os parâmetros RQD e Jn podem ser interpretados como uma análise de aspectos estruturais do

maciço rochoso, pois seus índices são definidos em função do número de famílias de

descontinuidades e da densidade de fraturamento, portanto remetendo ao tamanho dos blocos

constituintes do maciço rochoso. Os parâmetros Jr e Ja são analisados em descontinuidades

principais e refletem a qualidade das mesmas, logo, maior a qualidade, maior a resistência de

cisalhamento entre blocos. Já as medidas de Jw e SRF permitem uma análise de volume de água

que circula no maciço rochoso e do estado de tensão in situ e, assim, estimam a tensão ativa no

maciço rochoso classificado.

O sistema Q de Barton estabelece uma relação entre a classificação do maciço rochoso com o

tipo de padrão de contenção tendo em vista a dimensão da escavação. O padrão da contenção

32

visa garantir a estabilidade da escavação com uma determinada dimensão. Porém, é consenso

que escavações que possuem diferentes fins devem possuir diferentes responsabilidades, ou

diferentes tolerâncias de margem de erro. Barton et al. (1974), sugeriu então a utilização de um

índice capaz de ponderar tal responsabilidade ou tolerância das escavações, o índice ESR

(Excavation Support Ratio). A razão entre a dimensão da escavação com o seu respectivo ESR

apresenta uma dimensão equivalente que combina a dimensão a ser escavada e o sistema de

contenção adequado para garantir sua estabilidade. A Tabela 2.4 apresenta a relação entre o tipo

de escavação e o seu respectivo valor do Índice ESR.

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

TIPO DE ESCAVAÇÃO ESR Casos

A Escavações em minas temporárias 3-5 2

B Túneis verticais (poços):

Seção circular

Seção retangular ou quadrada

2,5

2,0

C Escavações em minas permanentes, Túneis com fluxo de água

(excluindo Túneis de adução a alta pressão), Túneis piloto, Túneis de

ligação de poços, e frentes de avanço de grande porte.

1,6 83

D Cavernas de estocagem, plantas de tratamento de água, pequenas

auto-estrada e linhas ferroviárias subterrâneas, acesso a cavernas

confinadas, Túneis de acesso em geral

1,31 25

E Usinas hidrelétricas, grandes auto pistas e linhas ferroviárias

subterrâneas, cavernas de segurança, portais, interseções.

1,0 73

F Estações nucleares subterrâneas, estações ferroviárias subterrâneas,

fábricas.

0,8 2

A Figura 2.8 mostra um gráfico que relaciona a dimensão equivalente de uma escavação e um

padrão de tipo de

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