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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 4.4: Variação do fator de segurança para malha de 1,5x1,8 com cabos duplos. 95
Figura 4.5: Variação do fator de segurança para malha de 1,5x2,0 com cabos duplos. 96
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 3.4: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 3. ............................................ 75
Tabela 3.5: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 4. ............................................ 76
Tabela 3.6: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 5. ............................................ 76
Tabela 3.7: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 6. ............................................ 76
Tabela 3.8: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 7. ............................................ 77
Tabela 3.9: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 8. ............................................ 77
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 3.12: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 1. .......................................... 78
Tabela 3.13: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 2. .......................................... 79
Tabela 3.14: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 3. .......................................... 79
Tabela 3.15: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 4. .......................................... 79
Tabela 3.16: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 5. .......................................... 80
Tabela 3.17: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 6. .......................................... 80
Tabela 3.18: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 7. .......................................... 80
Tabela 3.19: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 8. .......................................... 81
Tabela 3.20: Valores médios de RMR e Q’ para a Região 9. .......................................... 81
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.
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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.
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
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.
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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.
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.
17
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).
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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.
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).
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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
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
23
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