Apost_Lavra_I_geral_REV2 (2)

Prévia do material em texto

<p>1</p><p>CENTRO FEDERAL DE EDUCAÇÃO TECNOLÓGICA DE</p><p>MINAS GERAIS</p><p>(CEFET-MG / ARAXÁ)</p><p>CURSO TÉCNICO DE MINERAÇÃO</p><p>APOSTILA DE</p><p>LAVRA DE MINA</p><p>1º Edição</p><p>Marcélio Prado Fontes;</p><p>Allan Erlikhman Medeiros Santos.</p><p>2020</p><p>2</p><p>Sumário</p><p>CAPÍTULO I - LAVRA ................................................................................................... 6</p><p>1.1. Influência da Mineração na Civilização ............................................................... 6</p><p>1.2. Elementos de Mineração .................................................................................... 6</p><p>1.3. Evolução histórica da Tecnologia Mineral ........................................................... 8</p><p>1.4. Fases da mineração ........................................................................................... 9</p><p>1.5. Operações Unitárias ......................................................................................... 10</p><p>1.6. Economia Mineral ............................................................................................. 11</p><p>1.7. Impactos da Mineração .................................................................................... 12</p><p>1.8. Análise econômica de um bem mineral ............................................................ 13</p><p>1.9 Referências bibliográficas ................................................................................. 13</p><p>CAPÍTULO II – PROSPECÇÃO, EXPLORAÇÃO e AVALIAÇÃO ................................ 14</p><p>2.1. Pré-requisitos para a lavra................................................................................ 14</p><p>2.2. Prospecção ...................................................................................................... 14</p><p>2.3. Exploração e avaliação .................................................................................... 16</p><p>2.3.1 Métodos clássicos ....................................................................................... 17</p><p>2.3.1.1 Método das figuras geométricas .............................................................. 17</p><p>2.3.1.2 Método das curvas de isovalores ............................................................. 18</p><p>2.3.1.3 Método das distâncias pesadas ............................................................... 19</p><p>2.3.2 Método Geoestatístico ................................................................................ 20</p><p>2.4 Blocos tecnológicos ........................................................................................... 21</p><p>2.5 Reserva Geológica e Reserva Lavrável ............................................................ 22</p><p>2.6 Estudo de viabilidade ........................................................................................ 22</p><p>2.7 Exemplos resolvidos ......................................................................................... 23</p><p>2.8 Exercícios .......................................................................................................... 24</p><p>2.9 Referências bibliográficas ................................................................................. 26</p><p>CAPÍTULO III - DESENVOLVIMENTO E EXPLOTAÇÃO ........................................... 26</p><p>3.1. Desenvolvimento .............................................................................................. 26</p><p>3.2. Desenvolvimento: proteção ambiental .............................................................. 30</p><p>3.3. Desenvolvimento: implementação e custos ...................................................... 31</p><p>3.4. Estimativa de custos para o desenvolvimento .................................................. 31</p><p>3.5. Explotação: métodos de lavra .......................................................................... 32</p><p>3.5.1 Procedimentos de seleção do método ........................................................ 34</p><p>3.6 Referências bibliográficas ................................................................................. 35</p><p>CAPÍTULO IV – MÉTODOS DE LAVRA A CÉU ABERTO NA FORMA SÓLIDA ........ 35</p><p>4.1 Lavra em flanco ou em cava (Open Pit Mining) ................................................. 37</p><p>3</p><p>4.1.1 Desenvolvimento ........................................................................................ 38</p><p>4.1.2 Operação .................................................................................................... 39</p><p>4.1.3 Operações Auxiliares .................................................................................. 39</p><p>4.1.4 Condições ................................................................................................... 40</p><p>4.1.5 Vantagens................................................................................................... 40</p><p>4.1.6 Desvantagens ............................................................................................. 41</p><p>4.2 Lavra por lançamento ou lavra em tiras (Open Cast Mining or Striping Mining) . 42</p><p>4.2.1 Desenvolvimento ........................................................................................ 43</p><p>4.2.2 Operação .................................................................................................... 44</p><p>4.2.3 Operações Auxiliares .................................................................................. 44</p><p>4.2.4 Condições ................................................................................................... 44</p><p>4.2.5 Vantagens: .................................................................................................. 45</p><p>4.2.6 Desvantagens: ............................................................................................ 45</p><p>4.3 Lavra de blocos ou rochas ornamentais (quarry mining).................................... 46</p><p>4.3.1 Lavra de Matacões ..................................................................................... 46</p><p>4.3.2 Operação .................................................................................................... 50</p><p>4.3.3 Operações Auxiliares .................................................................................. 51</p><p>4.3.4 Condições ................................................................................................... 51</p><p>4.3.5 Vantagens................................................................................................... 52</p><p>4.3.6 Desvantagens ............................................................................................. 52</p><p>4.3.7 Referências bibliográficas ........................................................................... 52</p><p>CAPÍTULO V - LAVRA A CÉU ABERTO POR EXTRAÇÃO NA FORMA FLUÍDA ...... 52</p><p>5.1 Desmonte hidráulico (Hydraulicking) ..................................................................... 54</p><p>5.1.1 Operação ............................................................................................... 55</p><p>5.1.2 Desenvolvimento ................................................................................... 55</p><p>5.1.3 Ciclo de operações ................................................................................ 56</p><p>5.1.4 Condições ............................................................................................. 56</p><p>5.1.5 Vantagens ............................................................................................. 57</p><p>5.1.6 Desvantagens ........................................................................................ 57</p><p>5.1.7 Aplicações ............................................................................................. 57</p><p>5.2 Dragagem (Dredging) ........................................................................................... 58</p><p>5.2.1 Desenvolvimento ................................................................................... 59</p><p>5.2.2 Ciclo de operações ................................................................................ 60</p><p>5.2.3 Condições .............................................................................................</p><p>por</p><p>estradas e sim por lançamento direto, através de explosivos, ou por equipamento</p><p>de escavação (dragline). Um desenho esquemático deste tipo de lavra pode ser</p><p>visto na figura 6.</p><p>Figura 6 - Esquemático da lavra em tiras.</p><p>Dessa forma o manuseio de material estéril consiste na escavação e</p><p>transporte por uma única operação executada por apenas um equipamento. Por</p><p>essa diferenciação o método tem alta produtividade e menor custo unitário dentre</p><p>os métodos a céu aberto.</p><p>Porém não é somente o fato de concentrar escavação e transporte em uma</p><p>única operação que torna o método atrativo, o fato de permitir depositar o</p><p>material estéril em áreas previamente mineradas significa que a taxa de</p><p>exposição e pré-descobertura em avanço é a mínima possível. Dessa maneira a</p><p>operação de lavra propriamente dita, fica concentrada em uma área bastante</p><p>43</p><p>restrita. Além disso, a disposição de material estéril na área já lavrada permite</p><p>que seja feita a recomposição do terreno imediatamente após a explotação do</p><p>minério.</p><p>Alias a produtividade da operação de lavra é determinada pelo equipamento</p><p>empregado no decapeamento. Sendo assim, a retirada da cobertura utiliza os</p><p>maiores equipamentos possível. O método em tiras, geralmente, tem um número</p><p>de frentes de lavra limitada, levando a uma operação com pouca flexibilidade e</p><p>sincronizada. Logo, todo o decapeamento é executado por um único</p><p>equipamento, fragilizando a produção em casos de paradas, quebras e atrasos.</p><p>Contudo, a seleção do equipamento de remoção de estéril é uma decisão</p><p>primordial, ficando a escolha dentre os seguintes equipamentos e provavelmente</p><p>nessa ordem de preferência: Dragline, Cable Shovel (escavadeira frontal a cabo)</p><p>e Bucket whell.</p><p>Diferentemente do método em pit, o mesmo equipamento não pode ser</p><p>utilizado para remoção de material estéril e lavra de minério. Como o processo</p><p>de disposição por lançamento requer equipamentos específicos para a atividade</p><p>que se propõe ao passo que a lavra propriamente dita do minério é executada</p><p>por equipamentos convencionais de escavação e transporte usado na lavra em</p><p>cava.</p><p>Pela característica dos depósitos onde são aplicados esse tipo de método</p><p>(corpos planos, tabulares e extensos em área) e o padrão repetitivo, planos de</p><p>lavra não precisam ser tão elaborados quanto os planos de lavra em cava.</p><p>Contudo, em terrenos mais acidentados ou em situações de mergulho acentuado</p><p>da camada mineralizada, o conhecimento do comportamento da relação estéril</p><p>minério (REM) e a definição dos limites econômicos de lavra são fundamentais.</p><p>4.2.1 Desenvolvimento</p><p>De acordo com Hartman e Mutmansky (2002) os passos mais importantes</p><p>são: a confirmação do método de lavra, avaliar as questões ambientais, definir o</p><p>local da planta de beneficiamento e selecionar os equipamentos de lavra de</p><p>acordo com a demanda de produção.</p><p>44</p><p>4.2.2 Operação</p><p>O ciclo de operações na lavra por tiras é determinado largamente pela</p><p>natureza do capeamento. Solo e material intemperizado podem ser muitas vezes</p><p>escavados sem o uso de perfuração e desmonte. Caso seja necessários a</p><p>perfuração e desmonte, essas operações precedem o carregamento por</p><p>dragline, bucket-wheel e o transporte por caminhões (se necessário). No caso</p><p>de solos pode ser utilizado o scraper.</p><p>Durante a operação acontece um sincronismo entre a operação de</p><p>decapeamento, geralmente, executada por um grande equipamento como as</p><p>draglines e a operação de explotação do minério, geralmente, executada por</p><p>equipamentos tradicionais como escavadeiras frontais e caminhões. Caso</p><p>aconteça o atraso em alguma dessa operação, a outra fica comprometida</p><p>diminuindo a produtividade do ciclo como um todo. Isso acontece, pois o estéril</p><p>da próxima tira (área de lavra) é depositada na tira que esta em operação, logo</p><p>após a retirada do minério.</p><p>4.2.3 Operações Auxiliares</p><p>Na lavra por tiras as operações auxiliares correspondem:</p><p> Recuperação ambiental, concomitante com a lavra;</p><p> Estabilidade dos taludes;</p><p> Construção e manutenção de estradas;</p><p> Manutenção dos equipamentos;</p><p> Bombeamento de água do fundo de cava;</p><p> Distribuição de energia;</p><p> Comunicação;</p><p> Redistribuição e conformação do estéril.</p><p>4.2.4 Condições</p><p>45</p><p>As condições do método de tiras segundo Hartman e Mutmansky (2002)</p><p>são:</p><p> Competência do minério: qualquer;</p><p> Competência do estéril: qualquer;</p><p> Forma do depósito: tabular;</p><p> Mergulho do depósito: qualquer, preferencialmente horizontal ou de baixo</p><p>mergulho;</p><p> Tamanho do depósito: depósito de preferência continua e de grande</p><p>extensão lateral;</p><p> Teor do minério: pode ser baixo, se as outras condições forem favoráveis;</p><p> Uniformidade do minério: preferencialmente uniforme;</p><p> Profundidade: raso a moderado, controlado pela REM.</p><p>4.2.5 Vantagens:</p><p> Alta produtividade;</p><p> Menor custo por tonelada movimentada dos métodos a céu aberto;</p><p> Larga escala de produção;</p><p> Recuperação da área degradada concomitante com a lavra;</p><p> Desenvolvimento de mina simples e rápido;</p><p> Permite uso de grandes equipamentos;</p><p> Não utiliza depósito de estéril;</p><p> Boa recuperação de lavra;</p><p> Relativamente flexível, podendo expandir a produção com a expansão da</p><p>operação;</p><p> Baixo custo de perfuração e desmonte;</p><p> Geralmente, pode ser eliminado o transporte de estéril;</p><p> Boas condições de saúde e segurança.</p><p>4.2.6 Desvantagens:</p><p> Lavra sincronizada;</p><p> Impacto visual;</p><p>46</p><p> Mão de obra especializada;</p><p> Limitado pela profundidade;</p><p> Requer um sequenciamento cuidadoso das operações mineira,</p><p>principalmente do estéril;</p><p> Investimento inicial elevado;</p><p> Afetado pelas condições climáticas;</p><p> A imagem pública deste método é negativa;</p><p>4.3 Lavra de blocos ou rochas ornamentais (quarry mining)</p><p>A lavra de rocha ornamental consiste na produção de blocos prismáticos</p><p>que são grosseiramente de dimensões e formas regulares. Esse tipo de lavra se</p><p>assemelha ao método de lavra em cava, porém as bancadas (também chamadas</p><p>de faces) são menores e aproximadamente verticais.</p><p>O método é extremamente restrito às rochas com aplicação para pisos,</p><p>revestimentos e decorativo na indústria civil, rochas ornamentais típicas são</p><p>granitos, gneisses, gabros, mármores, calcários, arenitos, ardósias. A ordem</p><p>listada está aproximadamente relacionada com a dificuldade de cortar a rocha e</p><p>consequentemente com os custos associados no corte desse tipo de rocha.</p><p>Pela dificuldade de corte e custos associados com essa operação, a lavra</p><p>de rocha ornamental é extremamente dispendiosa (custo por tonelada em média</p><p>30 a 50 vezes maior do que o custo por tonelada de lavra em cava), sendo o</p><p>método de lavra a céu aberto de maior custo unitário. É também um método</p><p>altamente seletivo e de escala de produção reduzida com baixa produtividade.</p><p>Há dois tipos de depósitos de rochas ornamentais, onde podemos distinguir</p><p>duas formas de lavra: lavra de matacões e lavra de maciços rochosos.</p><p>4.3.1 Lavra de Matacões</p><p>A recuperação na lavra de matacões é mais baixa que na lavra de maciços</p><p>rochosos. O método é aplicado quando a rocha esta muito alterada pelo</p><p>intemperismo ou devido a sua geometria. Muitas vezes é utilizado explosivo</p><p>neste método. Na figura 7 pode ser visto um exemplo do método de matacões.</p><p>47</p><p>Oferece maior segurança na produção dos blocos de interesse, pois é mais</p><p>aplicável ao planejamento de lavra. Este método de lavra pode ser divido em:</p><p> Lavra por Bancadas Altas e Baixas;</p><p> Lavra por Desabamento</p><p> Lavra em Poços</p><p>Figura 7 - Exemplo do método de matacões.</p><p>Lavra em maciço rochoso – Bancadas Altas</p><p>Utilizada normalmente nos maciços rochosos que apresentam</p><p>heterogeneidade na qualidade e estrutura da jazida. As bancadas constituem</p><p>grandes pranchas com altura variando entre 4 e 16 metros. Essas pranchas</p><p>correspondem a blocos primários que podem</p><p>ser desdobrados em blocos</p><p>secundários, terciários ou finais. Na figura 8 pode ser visto uma prancha de</p><p>rocha.</p><p>48</p><p>Figura 8 - Prancha de rocha no método de bancada alta.</p><p>Lavra em maciço rochoso – Bancadas Baixas</p><p>A configuração de banca baixa é utilizada em jazidas homogêneas, onde a</p><p>altura da bancada corresponde à altura do bloco comercializável, o qual é</p><p>diretamente recuperado do maciço. Este método tem alta recuperação de lavra</p><p>e frentes de lavra extensas. Um exemplo deste tipo de lavra pode ser visto na</p><p>figura 9.</p><p>Figura 9 - Lavra de bancada baixa.</p><p>Lavra por Desabamento</p><p>49</p><p>Aplicada em maciços rochosos bem fraturados e com relevo acidentado</p><p>(acima de 45º) e bancadas altas: acima de 12 m. O método consiste no desmonte</p><p>de volumes de 3.000 a 5.000 m3 por vez e após o desmonte são selecionados</p><p>os maiores blocos com as formas mais apropriadas para o esquartejamento e</p><p>produção de blocos comercializáveis. A recuperação de lavra é muito baixa entre</p><p>10 e 15%. A operação pode ser feita em apenas um nível ou em vários níveis</p><p>simultâneos, caso necessário. Na figura 10 pode ser visto um esquemático do</p><p>método.</p><p>Figura 10 - Esquemático do método por desabamento.</p><p>Lavra em poço</p><p>A lavra em poço é um método aplicado em jazidas que ocorrem geralmente</p><p>em planícies ou em relevos bastante suaves. Sendo assim, o avanço de lavra</p><p>acontece em profundidade. Sendo essas depressões, normalmente, limitadas</p><p>pelo nível do lençol freático e quando necessário e viável é feito o bombeamento</p><p>da água durante a produção. Como o próprio nome diz e devido à estabilidade</p><p>da rocha, o avanço é feito na vertical sem bermas, geralmente, aplicado em</p><p>50</p><p>rochas de menor dureza como o mármore. Na figura 11 pode ser visto mina em</p><p>operação que utiliza este método.</p><p>O método possui rampas laterais íngremes, sendo muitas vezes verticais.</p><p>O risco de acidentes durante a operação da mina é grande.</p><p>Figura 11 - exemplo de uma mina operada pelo método poço.</p><p>4.3.2 Operação</p><p>Estéril</p><p>A remoção de estéril pode ser feita por desmonte mecânico, manual,</p><p>hidráulico ou por explosivos. Sendo o transporte e a deposição do estéril da</p><p>mesma forma de como é feito no método de cava, no entanto, muitas vezes esse</p><p>material é deixando dentro da área em operação.</p><p>Extração dos Blocos</p><p>Os cortes de rocha para produzir os blocos são normalmente feitos por:</p><p> Fio diamantado</p><p> Cabo de aço</p><p> Argamassa expansiva</p><p>51</p><p> Cunhas hidráulicas</p><p> Explosivos de baixa velocidade</p><p>O fio diamantado corta pela sua passagem pela rocha; o cabo de aço corta</p><p>a rocha por atritar areia contra a rocha; a argamassa expansiva consiste de dois</p><p>componentes que, misturados e colocados em furos, aumentam de volume</p><p>deslocando o bloco; as cunhas, colocadas nos furos, deslocam os blocos sob a</p><p>ação da energia hidráulica; a pólvora negra, que é explosivo de baixa velocidade,</p><p>desloca o bloco sem fragmentá-lo. Para argamassa, cunha e explosivos é</p><p>necessário fazer furos próximos uns dos outros.</p><p>Os blocos são içados por guincho e transportados em caminhões.</p><p>4.3.3 Operações Auxiliares</p><p>Em geral as operações auxiliares compreendem suprimento de energia,</p><p>manutenção de equipamento, drenagem, disposição de estéril, suprimento de</p><p>material e retomada dos blocos.</p><p>4.3.4 Condições</p><p>As condições para explotar pelo método de blocos segundo Hartman e</p><p>Mutmansky (2002) são:</p><p> Competência do minério: estruturalmente livre de defeitos indesejados;</p><p> Competência do estéril: qualquer;</p><p> Forma do depósito: espesso ou maciço, grande extensão lateral;</p><p> Mergulho do depósito: qualquer, se espesso;</p><p> Tamanho do depósito: grande, espesso;</p><p> Teor do minério: boas qualidades físicas e visuais;</p><p> Uniformidade do minério: uniforme;</p><p> Profundidade: raso a intermediário.</p><p>52</p><p>4.3.5 Vantagens</p><p> Baixo custo de capital;</p><p> Adequado para pequenos depósitos;</p><p> Facilmente acessíveis, içando complicam bastante a movimentação de</p><p>blocos, suprimentos e trabalhadores;</p><p> Paredes e bancos estáveis;</p><p> Altamente seletivo, pode considerar ou desconsiderar os blocos de baixa</p><p>qualidade;</p><p> Boa segurança, pequena chance de ruptura de talude.</p><p>4.3.6 Desvantagens</p><p> Um pouco limitado pela profundidade;</p><p> Produtividade baixa;</p><p> O maior custo de lavra devido à baixa produtividade;</p><p> Baixa escala de produção;</p><p> Relativa qualificação da mão de obra;</p><p> Método inflexível;</p><p> Mecanização da lavra limitada.</p><p>4.3.7 Referências bibliográficas</p><p> HARTMAN, H. L., MUTMANSKY, J. M. Introductory mining engineering. 2. ed. S.l.: Wiley</p><p>Interscience Publication John & Sons, 2002.</p><p>CAPÍTULO V - LAVRA A CÉU ABERTO POR EXTRAÇÃO NA FORMA</p><p>FLUÍDA</p><p>Segundo Hartman e Mutmansky (2002) ao lado dos métodos de extração</p><p>mecânica, existem ainda os métodos de extração com água dentre os métodos</p><p>de lavra à céu aberto. Esses métodos são executados na presença de água ou</p><p>de um líquido solvente para recuperação mineral, seja pela ação hidráulica ou</p><p>pelo ataque da solução. Embora muito menos aplicados em relação aos métodos</p><p>53</p><p>mecânicos (<10% da produção em lavra a céu aberto). Com relação aos custos</p><p>de produção, estes ficam em torno de 5% em comparação ao método de quarry</p><p>mining.</p><p>Os métodos de lavra com água são compostos de duas subclasses, lavra</p><p>em placer são aqueles com a intenção de recuperar minerais densos</p><p>principalmente de depósitos aluviais ou placer, utilizando água para escavar,</p><p>transportar e/ou concentrar o mineral. E a lavra por solução que são aqueles</p><p>onde a extração do bem mineral é feita a partir da adição de água ou líquido</p><p>solvente para dissolver os minerais. Sendo assim, as subclasses, e os métodos</p><p>são:</p><p>Lavra de placer:</p><p> Desmonte hidráulico</p><p> Dragagem</p><p>Lavra por dissolução:</p><p> Dissolução através de poços</p><p> Lixiviação</p><p>Depósitos de tipo placer</p><p>Os depósitos de tipo placer são concentrações de minerais que foram re-</p><p>depositados de forma inconsolidada pela ação de um fluído. Os depósitos</p><p>podem ser classificados de acordo com o agente intempérico: aluvionar, eólico,</p><p>marino ou glacial.</p><p>Muitos placer são resultados da ação da água formando depósitos de areia</p><p>e cascalho. Esses depósitos são fontes de recursos de ouro, diamantes,</p><p>estanho, titânio, platina, tungstênio, cromita, magnetita, carvão, fosfato, areia e</p><p>cascalho.</p><p>As propriedades particulares que favorecem os depósitos do tipo placer</p><p>para serem minerados são:</p><p>54</p><p> Material passível de desintegração pela ação de água sob pressão ou</p><p>desagregação mecânica e transporte hidráulico;</p><p> Boa disponibilidade de água para alimentar monitor hidráulico;</p><p> Espaço adequado para “deposição de estéril”;</p><p> Diferença de densidade, ou alguma propriedade similar para separação de</p><p>mineral-minério e ganga;</p><p> Gradiente natural suficiente para transporte dos minerais;</p><p> Capacidade de cumprir com os regulamentos ambientais.</p><p>Os dois principais métodos da lavra em placer são desmonte hidráulico e</p><p>dragagem.</p><p>5.1 Desmonte hidráulico (Hydraulicking)</p><p>No desmonte hidráulico grande pressões de água são direcionadas do</p><p>ponto mais alto do “banco” para os mais baixos escavando o material, figura 12.</p><p>Os minerais são desagregados e transportados em suspensão pela água para</p><p>um tanque natural, ou uma caixa de madeira ou metal, onde são separados pela</p><p>ação da densidade.</p><p>Figura 12 - Exemplo de desmonte hidráulico. Fonte: Hartman e Mutmansky (2002).</p><p>55</p><p>5.1.1 Operação</p><p>Os aparelhos utilizados no desmonte hidráulico são chamados de monitores</p><p>hidráulicos. Na figura 43 pode ser visto um monitor, neste é possível o controle</p><p>da pressão no bocal durante o uso, sendo este de fácil ancoragem.</p><p>Na operação da “mina” é possível montá-los em suporte móvel permitindo</p><p>a programação do desmonte do banco em recuso ou em avanço, algumas</p><p>informações podem ser vista na figura 14.</p><p>Figura 13 - Monitor hidraúlico. Fonte: Hartman e Mutmansky (2002).</p><p>Figura 14 - especificações técnicas do monitor hidráulico. Fonte: Hartman e Mutmansky (2002).</p><p>5.1.2 Desenvolvimento</p><p>56</p><p>O desenvolvimento das operações de desmonte hidráulico só é possível se</p><p>tiver:</p><p> Quantidade suficiente de água, preferencialmente a montante das</p><p>operações;</p><p> Área para “disposição do estéril”, preferencialmente, a jusante;</p><p> Controle da qualidade da água se possível;</p><p> Licenciamento ambiental;</p><p> Alterações na topografia e qualidade da água;</p><p> Geralmente não é preciso retirar estéril;</p><p> O desenvolvimento é preciso criar uma estação de bombeamento ou água</p><p>fluente para manutenção do monitor em funcionamento;</p><p> Um passo importante é assegurar recursos para proteção ambiental;</p><p> Antes de iniciar as operações fazer o requerimento da concessão de lavra e</p><p>certificar que terá água suficiente e de qualidade durante as operações.</p><p>5.1.3 Ciclo de operações</p><p> Escavação e transporte através da água;</p><p> Nenhuma quebra ou transporte pré-lavra, normalmente, é necessário;</p><p> Simplicidade do ciclo operacional devido ao multiuso da água são</p><p>atratividades deste método em termos de custos e produtividade;</p><p> Operações auxiliares são desprezíveis e recuperações ambientais são</p><p>incorporadas no ciclo operacional;</p><p>5.1.4 Condições</p><p> Mineral – minério: preferencialmente de elevada densidade no solo</p><p>inconsolidado com poucos pedregulhos;</p><p> Rocha: incosolidada;</p><p> Forma do depósito: tipo placer, tabular;</p><p> Mergulho do depósito: sub-horizontal (2 a 6% de inclinação)</p><p> Tamanho do depósito: pequeno a intermediário com espessura de 5 a 60</p><p>metros;</p><p> Teor do minério: pode ser muito baixo;</p><p>57</p><p> Uniformidade do minério: bastante uniforme;</p><p> Profundidade: pouco profundo de pequena cobertura;</p><p> Outros: necessita de grandes quantidades de água;</p><p>5.1.5 Vantagens</p><p> Elevada produtividade entre 75 a 300 m3 por hora/homem;</p><p> Baixo custo operacional (custo relativo em torno de 5%);</p><p> Intermediária taxa de produção;</p><p> Baixo investimento, equipamento e ciclo simples;</p><p> Possível automatizar algumas operações;</p><p> É possível operar a mina com poucos trabalhadores;</p><p>5.1.6 Desvantagens</p><p> Elevado impacto ambiental;</p><p> Plano de recuperação de área degradada precisa ser implementado;</p><p> Uso intensivo de água;</p><p> Limitado a depósitos incosolidados que podem ser desmontados por</p><p>monitores hidráulicos;</p><p> Ação de desmonte de difícil controle.</p><p>5.1.7 Aplicações</p><p>Devido a legislações ambientais, o desmonte hidráulico é muito pouco</p><p>usado nos Estado Unidos, exceto no Alasca. Sendo que no Alasca é usado na</p><p>lavra de ouro e na Florida é usado na lavra de fosfato;</p><p>Em outras partes do mundo são usados para estanho e ouro (primário),</p><p>ocasionalmente, pode ser usado para lavra de estéril em depósitos.</p><p>58</p><p>5.2 Dragagem (Dredging)</p><p>A Dragagem é uma escavação subaquática em depósitos do tipo placer.</p><p>Normalmente a draga é transportada por um navio, no qual ocorre a separação</p><p>e eliminação do rejeito de forma fácil. As dragas são usadas há muito tempo, há</p><p>indícios da utilização em Netherlands em 1565 Macdonald (1983). Sendo que o</p><p>corpo d’água do depósito pode ser formado por ação natural ou pelo homem.</p><p>O primeiro tipo de draga utilizada na extração de minerais foi à draga de</p><p>alcatruzes e as cortadeiras com sucção. A draga do tipo alcatruzes foi muito</p><p>utilizada na extração de aluvião até 50 metros de profundidade.</p><p>Os métodos de dragagem podem ser divididos em dragagem de corpos</p><p>d’água raso e dragagem de mar profundo, também chamado de dragagem</p><p>marina. A dragagem de corpo d’água raso pode ser classificada de acordo com</p><p>os métodos de escavação e transporte do material. Logo, as dragas mecânicas</p><p>são todas aquelas que escavam e transportam o material mecanicamente,</p><p>podendo ser: draga de caçambas, dragas escavadeiras, draga de roda de</p><p>caçamba, entre outras.</p><p>As dragas de caçambas (alcatruzes) são continuamente movimentadas ao</p><p>longo de “rampa”, escavando e transportando por elevação o material para</p><p>dentro da planta de beneficiamento abordo da draga, sendo a produtividade da</p><p>draga controlada pela força da lança (guindaste) das caçambas e a capacidade</p><p>de descarga do rejeito. Sendo, a movimentação ao longo do corpo de água</p><p>através de um par de estabilizadores na parte traseira da embarcação, onde são</p><p>ancorados no banco ou margem. Na figura 15 pode ser visto uma draga de</p><p>caçamba.</p><p>59</p><p>Figura 15 - Draga de caçambas ou alcatruzes. Fonte: Hartman e Mutmansky (2002).</p><p>Às vezes pode ser criado “pond” (lagoas) para as dragas flutuarem sobre o</p><p>corpo mineral. Neste caso à medida que as dragas avançam é feito o</p><p>preenchimento da área pela traseira da embarcação. Sendo que, as dragas</p><p>alcatruzes podem ser empregadas em depósitos marinhos de pouca</p><p>profundidade, geralmente para ouro, estanho e diamantes.</p><p>As dragas de sucção fazem o corte (caso necessário), a sucção e o</p><p>transporte do material selecionado do leito do curso d’água. Sendo que, estas</p><p>podem ser divididas em: dragas de agitação, dragas de sucção, dragas</p><p>cortadeiras com sucção. Dragas de sucção são usadas para transportar a polpa</p><p>da frente de lavra para o processo separação na embarcação e depois para ao</p><p>destino final. Normalmente, não acontece o processamento dentro da draga, a</p><p>polpa é levada para beneficiamento em terra. Nas dragas de corte e sucção, a</p><p>parte cortante desagrega o material in situ enquanto a sucção transporta a polpa</p><p>para a embarcação, comumente, não ultrapassando 18 metros de profundidade.</p><p>As dragas de rodas de caçambas, assim como as cortadeiras, tem o mesmo</p><p>conceito das dragas de corte e sucção, porém suportam a ação de escavação,</p><p>geralmente para profundidades em torno de 35 metros.</p><p>5.2.1 Desenvolvimento</p><p>O desenvolvimento e preparação são etapas importantes para uma boa</p><p>performace tanto para dragagem como desmonte hidráulico. A demanda de</p><p>60</p><p>água é imperativa para ambos os métodos. Na dragagem, muitas vezes, são</p><p>criados pond em depressões para tornar possível o bombeamento da polpa.</p><p>Para cumprir as normas ambientais. É necessário ter uma adequada</p><p>disposição do rejeito e um bom plano de recuperação da área degradada.</p><p>5.2.2 Ciclo de operações</p><p>O processo de dragagem é continuo e são necessárias pequenas paradas,</p><p>por exemplo, para manutenção do equipamento. A água auxilia na escavação,</p><p>enquanto o processo de separação é mecânico através de gravimétria abordo</p><p>da draga. O rejeito do processo é despejado na traseira da embarcação</p><p>preenchendo a área escavada à medida que a draga avança. Sendo que a</p><p>recuperação da área degradada faz parte do ciclo de operações.</p><p>5.2.3 Condições</p><p>Os tipos de materiais processados por dragagem incluem solos, cascalhos</p><p>de rios, areias, leques aluviais formados por processos geológicos, encostas</p><p>oceânicas que contém minerais valiosos.</p><p> Mineral – minério: solo inconsolidado, pedregulhos ou material similar,</p><p>materiais mais grosseiros, dependendo do tipo de draga, preferencialmente,</p><p>minerais de elevada densidade em relação ao estéril;</p><p> Rocha: incosolidada;</p><p> Forma do depósito: tipo placer, tabular;</p><p> Mergulho do depósito: sub-horizontal (2 a 6% de inclinação)</p><p> Tamanho do depósito: intermediário a grande com espessura de 8 a 60</p><p>metros;</p><p> Teor do minério: pode ser muito baixo;</p><p> Uniformidade do minério: bastante uniforme;</p><p> Profundidade: pouco profundo de pequena cobertura;</p><p> Outros: necessita de grandes quantidades de água, geralmente, de 13 a</p><p>125 litros/segundo;</p><p>61</p><p>5.2.4 Vantagens</p><p> Método de lavra mais produtivo por hora/homem entre 190 a 300 m3;</p><p> Baixíssimo custo operacional (custo relativo menor que 5%);</p><p> Elevada taxa de produção (7 milhões de m3 por ano);</p><p> Pequeno</p><p>mão de obra (2 a 30 pessoas);</p><p> Boa recuperação (maior que 90%);</p><p> Operação continua com pequenas interrupções;</p><p>5.2.5 Desvantagens</p><p> Problema severos de impacto ambiental;</p><p> Plano de recuperação de área degradada precisa ser implementado;</p><p> Uso intensivo de água (3000 a 4000 litros/m3);</p><p> Limitado a depósitos incosolidados que podem ser desmontados por</p><p>monitores hidráulicos subaquáticos ou mecanicamente;</p><p> Elevado capital de investimento para grandes dragas;</p><p> Lavra inflexível e não seletiva limitada para depósitos do tipo placer;</p><p>5.3 Lavra por solução (Solution mining)</p><p>O método de lavra por solução é um dos mais baratos, porém de difícil</p><p>controle. O método por poços esta cada vez mais conhecido na indústria mineral.</p><p>Sendo que, os minerais são lixiviados, dissolvidos, “colocados em solução” e</p><p>conduzidos para a planta de processamento.</p><p>O método por solução foi utilizado nos Estados Unidos pela primeira vez em</p><p>1922 para extração de evaporitos, enxofre e cobre, mas tem sido cada vez mais</p><p>aplicado. Outros bens minerais como: ouro, prata, cobre, urânio, sal, magnésio,</p><p>enxofre e lítio, também podem ser lavrados por este métodos. Na figura 16 pode</p><p>ser visto os minerais, o percentual de produção primária através deste método</p><p>nos Estados Unidos e seus respectivos reagentes lixiviantes.</p><p>62</p><p>Figura 16 - Minerais, percentual de lavra primária e solução lixiviante do método por solução</p><p>nos Estados Unidos. Fonte: Hartman e Mutmansky (2002).</p><p>É notório o avanço de velocidade de extração desenvolvido nesta última</p><p>década. No entanto, é difícil categorizar os métodos de lavra por solução devido</p><p>aos diferentes tipos de depósitos minerais (minerais in situ, anteriormente</p><p>somente, evaporitos e “depósitos de lagos”). Outra variedade de categoria são</p><p>os métodos de ataque por solução (dissolução por ataque de água pura,</p><p>soluções químicas ou água com algum solvente). Sendo assim, os métodos de</p><p>dissolução são divididos em: sistema de dissolução por poços; lixiviação e</p><p>processos de extração de evaporitos.</p><p>Extração por poços</p><p>O número de métodos de extração por poços depende do acesso aos bens</p><p>minerais de valor no subsolo. O método consiste em injetar água ou solução para</p><p>lixiviar e extrair o bem mineral no depósito. Este método é utilizado quando o</p><p>depósito é profundo com teores muito baixos, inviabilizando a lavra a céu aberto</p><p>e a lavra subterrânea. Alguns exemplos são:</p><p> “Fusão” de enxofre (Frasch process);</p><p> Lixiviação de urânio, cobre, ouro e prata;</p><p> Dissolução de sal, potássio, trona;</p><p>63</p><p> “Colocados em solução” os bens minerais: fosfato, caulim, carvão, urânio,</p><p>óleo de areia, gilsonite;</p><p>O processo de lavra por solução consiste na fusão, dissolução e</p><p>“empolpamento” (colocar em solução) o bem mineral. Na figura 47 pode ser visto</p><p>um esquemático da lavra por solução do enxofre.</p><p>Ainda com relação à figura 17 pode ser identificado três tubos concêntricos,</p><p>o mais exterior é usado para infetar a água aquecida para solubilizar o enxofre,</p><p>o tubo mais interno é usado para injetar ar sobre pressão para aumentar o fluxo</p><p>da base para o tubo intermediário com enxofre “fundido”. O fluxo se dá pela</p><p>diferença de densidade entre a água e a solução aquecida contendo enxofre.</p><p>Figura 17 - Processo de lavra por solução. Fonte: Hartman e Mutmansky (2002).</p><p>Grande quantidade de enxofre é produzida no golfo do Texas e Louisiana</p><p>nos Estados Unidos, onde existem domos de sal e generosos estoques de gás</p><p>natural coexistindo. Para a lavra do enxofre no processo Frasch, a água é</p><p>aquecida a 160ºC e injetada no depósito, sendo os poços espaçados de 30 a</p><p>100 metros. O processo demanda grande quantidade de água, em torno de 4200</p><p>a 5000 litros/tonelada. Por isso, é preciso de grande demanda de água e energia</p><p>(combustível) para aquecê-la.</p><p>64</p><p>Outras commodities tem produção eficiente apenas por múltiplos poços,</p><p>sendo muitos deles trabalhando juntos para permear fluídos pelo depósito.</p><p>Alguns desses poços injetam água ou fluídos lixiviante nas áreas de mineral-</p><p>minério, outros fazem a recuperação da solução de extração. Os poços são</p><p>distribuídos numa geometria que facilita a recuperação do fluído, alguns deles</p><p>patenteados. Na figura 18 pode ser visto esta geometria, sendo que os pontos</p><p>escuros são poços de injeção e os pontos sem preenchimentos os poços de</p><p>recuperação do fluído mineralizado.</p><p>Figura 18 - Geometria dos poços. Fonte: Hartman e Mutmansky (2002).</p><p>Na figura 19 pode ser visto, novamente, a geometria dos poços, mas em</p><p>perspectiva, além dos poços de injeção e recuperação do fluído, pode ter alguns</p><p>poços que permitem identificar o escape de solução química. Esses poços de</p><p>monitoramento visam indicar se esta escapando alguma solução que pode levar</p><p>a impactos ambientais. Existem monitores bastante sofisticados mostrando as</p><p>informações on line como na extração do urânio.</p><p>65</p><p>Figura 19 - Poços em perspectiva e poços de monitoramento.</p><p>As condições para lavra por solução através de múltiplos poços são: a</p><p>camada de “minério” deve ser permeável ou levemente fraturamento para que</p><p>ocorra a percolação de fluídos no depósito. O fraturamento pode ser causado</p><p>por pressões hidráulicas ou pequenas cargas de explosivos. Outra condição</p><p>importante é que o mineral minério deve ser solúvel na solução química. Na</p><p>figura 49 pode ser visto a camada acima e abaixo do horizonte mineralizado</p><p>impermeáveis e os monitores indicam se esta ocorrendo o escape da solução</p><p>lixiviante através das outras camadas.</p><p>5.3.1 Ciclo de operações</p><p>Os métodos poços simples e/ou múltiplos poços tem o ciclo parecido. A</p><p>diferença está no tipo de fluído que é injetado, o método de solubilização e a</p><p>forma de recuperar o bem mineral. O ciclo pode ser dividido em três passos:</p><p>1. Preparação da solução seja aquecendo ou adicionando um solvente;</p><p>2. Injetar a solução dentro do depósito para solubilizar, fundir, dissolver, o bem</p><p>mineral de interesse;</p><p>3. Trazer a solução com o bem de interesse para a superfície.</p><p>66</p><p>Por causa da variedade de possibilidades essas três passos podem mudar</p><p>bastante, no geral se resuma as três etapas apresentadas.</p><p>5.3.2 Condições</p><p> Rocha hospedeira: razoavelmente competente, porém com poros e</p><p>permeável;</p><p> Rocha encaixante: circundando a rocha hospedeira sendo competentes e</p><p>impermeáveis;</p><p> Forma do depósito: qualquer, de preferencialmente, tabular e de grande</p><p>extensão lateral;</p><p> Mergulho do depósito: qualquer, preferencialmente horizontal e não muito</p><p>profundo;</p><p> Tamanho do depósito: intermediário a grande com espessura maior que</p><p>15 metros;</p><p> Teor do minério: baixo a intermediário, exceto para o enxofre > 5%</p><p> Uniformidade do minério: variável para uniforme;</p><p> Profundidade: intermediário para profundo, enxofre de 60 a 750 metros,</p><p>normalmente menores de 3000 metros para as demais bens minerais;</p><p> Outros: moderada a grande necessidade de água e combustível para</p><p>aquecimento da água.</p><p>O método de solução por poços compete com os métodos de lavra a céu</p><p>aberto convencional, assim como os métodos de lavra subterrânea em vários</p><p>casos. Quando as condições geológicas admitem a aplicação de qualquer</p><p>método de lavra, geralmente, lavra por solução é adotado.</p><p>5.3.3 Vantagens</p><p> Elevada produtividades e custo moderado de produção;</p><p> Baixo capital de investimento em comparação com os outros métodos;</p><p> Baixo custo de produção (custo relativo em torno de 5%)</p><p> Aplicado para depósitos profundos e de baixo teor;</p><p>67</p><p> Reduz o tempo e custo de desenvolvimento;</p><p> Operação continua;</p><p> A quebra (fragmentação) do mineral – minério não é necessária;</p><p> Menor perturbação na área de superfície;</p><p>5.3.4 Desvantagens</p><p> Limitado para depósitos permeáveis;</p><p> Moderada quantidade de água;</p><p> Testes ocasionalmente demonstram dificuldades;</p><p> O processo Frasch necessita de muita energia;</p><p> Métodos não seletivos para zonas de extração;</p><p> Recuperação do fluído, geralmente, de lenta a moderada;</p><p> Possibilidade de contaminação de águas subterrâneas;</p><p>5.4 Lavra por lixiviação (Solution mining)</p><p>A lavra por lixiviação pode ser dividida em lavra in situ e lavra em pilhas. A</p><p>primeira lavra por este último método em larga escala foi utilizado em meados</p><p>da década de 1980. Duas variações são conhecidas: solubilização (através de</p><p>poços) e percolação por solução lixiviante, como já foi descrito no item anterior.</p><p>O processo em ambos os casos é basicamente químico, mas é possível</p><p>bacteriológico também.</p><p>Algumas bactérias catalisam o processo de lixiviação. Se a lixiviação in situ</p><p>pode ter ser realizada usando poços, como já foi descrito, ou lixiviação em pilhas</p><p>de minério fragmentado em estoques ou depósitos de estéril. O processo de</p><p>lixiviação é realização pela percolação de um fluído que atravessa a massa de</p><p>mineralizada. Um esquemático pode ser visto na figura 20.</p><p>68</p><p>Figura 20 - Esquemático da lavra por solução em pilha.</p><p>Existe mais uma variação que é o processo de lixiviação em tanque. A</p><p>Lixiviação em pilha evoluiu da prática de lixiviação de cobre em pilhas de estéreis</p><p>usando ácido sulfúrico considerando um processo secundário.</p><p>Atualmente, é realizada significativamente sendo o único método de</p><p>recuperar economicamente alguns corpos mineralizados. Esse procedimento</p><p>tem sido usado para ouro, prata nas últimas décadas e, ultimamente, para cobre</p><p>e urânio, também.</p><p>Para lixiviação em pilhas é necessário à impermeabilização da base com</p><p>asfalto, camadas de argila ou geomembranas para controle da solução lixiviante.</p><p>As pilhas devem ser projetadas de tal forma que facilite a penetração e</p><p>percolação do fluído. Pode ser realizado de acordo com três métodos:</p><p>1. Método da plataforma reusável;</p><p>2. Método da plataforma de expansão;</p><p>3. Método de lixiviação no vale.</p><p>Após o revestimento da área é colocada uma camada de drenagem, que</p><p>tem a função de coletar o composto formado pela solução ácida e o minério. A</p><p>pilha de minério é colocada em cima da camada de drenos. A lixiviação em pilhas</p><p>69</p><p>pode levar de 30 a 90 dias para pilhas mais rasas, para pilhas mais espessas</p><p>pode levar muito mais tempo.</p><p>As soluções podem ser gotejadas, lançadas em “jatos em leques”, entre</p><p>outras, numa taxa de 0,002 a 0,005 litros/sec/m2. O controle do tipo de fluído</p><p>utilizado nas operações de lixiviação é crucial para um bom controle ambiental.</p><p>O composto formado das pilhas de lixiviação é encaminhado a um tanque</p><p>por meio de tubulação, geralmente, em PVC. Neste tanque (tanque de composto</p><p>recolhido) o metal é extraído da solução gerada após a etapa de lixiviação (rica</p><p>no metal de interesse). No caso do ouro, a recuperação é feita através da</p><p>precipitação de zinco ou adsorção por carvão ativado. A solução extraída da</p><p>“planta de recuperação” é re-circulada, ou seja, não ocorre perda da solução</p><p>ácida no processo de lixiviação, sendo 100% reaproveitada, apenas perda de</p><p>água apenas por evaporação.</p><p>5.4.1 Condições</p><p>As condições para lavra por solução lixiviante são bastante obvias. De</p><p>acordo, os parâmetros específicos para a lavra in situ de acordo com a geologia.</p><p> Mineral – minério: permeável;</p><p> Rocha encaixante: a resistência pode ser fraca, mas impermeável para o</p><p>transporte dos fluídos;</p><p> Forma do depósito: maciço ou veio largo</p><p> Mergulho do depósito: íngreme se for veio;</p><p> Tamanho do depósito: qualquer, preferencialmente grande;</p><p> Teor do minério: pode ser bem baixo;</p><p> Uniformidade do minério: variável, minerais acessíveis à solução</p><p>lixiviante;</p><p> Profundidade: depende do tipo de lixiviação, normalmente menor que 300</p><p>metros;</p><p> Outros: moderada a grande necessidade de água;</p><p>70</p><p>5.4.2 Vantagens</p><p> Baixo custo de lavra (custo relativo em torno de 5%);</p><p> Baixa exigência de trabalho;</p><p> Aplicável para baixos teores de minério;</p><p> Tempo reduzido de retorno do investimento;</p><p> Pode ser usada como lavra primária.</p><p> Boas condições de trabalho e saúde;</p><p> Ciências biológicos (agentes) podem acelerar as reações e ajuda na</p><p>recuperação ambiental;</p><p>5.4.3 Desvantagens</p><p> Limitado para minerais que podem ser solúveis em lixiviação “quimica”;</p><p> Demanda moderada de água;</p><p> Grandes áreas para pilhas de lixiviação;</p><p> Pode não ser seletivo;</p><p> Recuperação baixa em determinados casos;</p><p> Possíveis impactos ambientais, principalmente em águas subterrâneas;</p><p> Balanço de água é controlado pelo design das pilhas;</p><p> Soluções lixiviantes são prejudiciais para pássaros, necessitando de</p><p>proteções nos ponds ou diques.</p><p>5.5 Referências bibliográficas</p><p> HARTMAN, H. L., MUTMANSKY, J. M. Introductory mining engineering. 2. ed. S.l.: Wiley</p><p>Interscience Publication John & Sons, 2002.</p><p>CAPÍTULO VI - COMPARATIVO DOS MÉTODOS DE LAVRA A CÉU</p><p>ABERTO</p><p>71</p><p>Em todas as operações mineiras de superfície, onde há uma escolha de</p><p>método e equipamento de mineração, a alternativa ideal é muitas vezes de difícil</p><p>escolha, porque as diferenças podem estar dentro do grau de precisão do estudo</p><p>de compromisso. Os cinco critérios mais importantes na seleção do melhor</p><p>método e equipamento de mineração são:</p><p>1. Tipo de depósito, maciço ou disseminado;</p><p>2. Geometria do depósito e terreno;</p><p>3. Movimentação total de material por período de tempo;</p><p>4. Vida útil do projeto;</p><p>5. Localização geográfica.</p><p>Outros fatores de menor importância incluem:</p><p> Condições climáticas e altitude;</p><p> Disponibilidade e custo de mão de obra qualificada;</p><p> Restrições ambientais e legais;</p><p> Estabilidade de taludes e lençóis freáticos;</p><p> Risco de investimento e financiamento de capital disponível;</p><p> Restrições de detonação;</p><p> Método de disposição de rejeitos, externo ou aterro;</p><p> Disponibilidade de serviços de suporte e infraestrutura;</p><p> Disponibilidade de energia elétrica versus o custo local do combustível</p><p>diesel.</p><p>Nas figuras de 21 a 23 é possível ver um comparativo dos métodos de lavra</p><p>embasados em livros consumados da área de mineração como Hartman e</p><p>Mutmansky (2002) e Darling (2011), ambos disponíveis na biblioteca.</p><p>72</p><p>Figura 21 – Esquemático de como definir o método de lavra a céu aberto. Fonte: Hartman e</p><p>Mutmansky (2002).</p><p>Figura 22 – Comparativo I dos métodos de lavra a céu aberto. Fonte: Darling (2011).</p><p>73</p><p>Figura 23 – Comparativo II dos métodos de lavra a céu aberto. Fonte: Darling (2011).</p><p>6.1 Referências bibliográficas</p><p> HARTMAN, H. L., MUTMANSKY, J. M. Introductory mining engineering. 2. ed. S.l.: Wiley</p><p>Interscience Publication John & Sons, 2002.</p><p> DARLING, P. SME Mining engineering handbook. Nova Iorque: SME, 2011. v. 1.</p><p>CAPÍTULO VII - PLANEJAMENTO DE MINA A CÉU ABERTO</p><p>O principal objetivo do planejamento de mina é garantir a sustentabilidade</p><p>duradoura da atividade de mineração enquanto conseguir rentabilidade</p><p>econômica. Sendo assim, o planejamento é visto como um sistema de dados</p><p>que indicam o desenvolvimento futuro da empresa, tal como previsto pela sua</p><p>administração. O processo geral de planejamento de lavra inclui três níveis de</p><p>planejamento:</p><p> Plano de lavra de longo prazo, geralmente conhecido como o "Plano</p><p>Estratégico de Mina", que poderá abranger um período de 5 a 10 anos, ou</p><p>mesmo até 30 anos;</p><p>74</p><p> Plano de lavra de médio prazo, conhecido como o "Plano tático", que diz</p><p>respeito a um período mais curto, de 2 a 5 anos;</p><p> Plano de lavra de curto prazo que se concentra em um período de produção</p><p>menor que 2 anos;</p><p>O planejamento de longo prazo é impreciso, porque muitos fatos novos</p><p>ocorrem com o passar do tempo, como novas campanhas de sondagem e</p><p>amostragens ao longo da operação da mina. Portanto, o principal objetivo do</p><p>planejamento de longo prazo é gerar a cava final e definir as</p><p>reservas do</p><p>empreendimento mineiro. Com a cava final definida, temos uma poligonal que é</p><p>dita limite da cava final, sendo assim, toda a infraestrutura da mina e</p><p>processamento mineral deve ficar fora deste limite, evitando assim gastos com</p><p>remanejamento. Como exemplos de estruturas podem citar: escritório, britagem,</p><p>paiol, barragem de rejeito e depósito de estéril. Com base na reserva mineral e</p><p>na demanda de mercado é definido a escala de produção que a empresa deve</p><p>trabalhar. Logo, fica a cargo do planejamento de longo sequenciar a cava final</p><p>até a cava do 5º ano de acordo com essa demanda. Como objetivos secundários</p><p>podem citar: dimensionar a frota de equipamentos ao longo do tempo, definir a</p><p>localização do depósito de estéril e direcionar novas campanhas de</p><p>amostragens. Na figura 24 pode ser visto o perfil de uma cava final e na figura</p><p>25 uma cava final em três dimensões operacionalizada, ou seja, com bermas e</p><p>rampas.</p><p>Figura 24 - Perfil de uma cava final.</p><p>75</p><p>Figura 25 - Cava final em três dimensões operacionalizada. Fonte: Hartman e Mutmansky</p><p>(2002).</p><p>O planejamento de médio prazo tem a função de conectar os objetivos do</p><p>planejamento de longo com o dinamismo do curto prazo. O médio prazo deve</p><p>criar toda a infraestrutura necessária para que o curto prazo consiga operar a</p><p>mina. Entre elas podemos mencionar: operacionalização das cavas, promover a</p><p>rede elétrica na direção dos avanços de lavra; preparar os locais para expansões</p><p>do deposito de estéril e barragem de rejeito; acionar o setor de meio ambiente</p><p>para liberar as áreas perante aos órgãos ambientais (como licença para</p><p>desmatamento); expandir a rede de acessos da mina, fazer o dimensionamento</p><p>de frota para o ano subsequente, fazer o planejamento quinquenal da mina, entre</p><p>outras.</p><p>O planejamento de curto tem como objetivo principal manter o fluxo de</p><p>minério nas condições necessárias para que a usina tenha uma boa</p><p>produtividade. Outra função importante é cumprir o decapeamento, retirada de</p><p>estéril, prevista para o ano corrente durante principalmente o período de seca.</p><p>Geralmente, para organizar as frentes de lavra com os devidos equipamentos, o</p><p>plano de lavra anual passado pelo planejamento de médio prazo é destrinchado</p><p>em semestres, trimestres, mensal e semana. Desta forma cada escavadeira tem</p><p>uma área e um certo volume para escavar semanalmente. Pode parecer simples</p><p>76</p><p>trabalhar no planejamento de curto prazo, visto que, possui apenas esses dois</p><p>objetivos, no entanto, as condições de operações podem variar muito e o</p><p>imprevisto pode muitas vezes imperar. Contudo, todas as falhas do</p><p>planejamento de longo e médio prazo ficam para o planejamento de curto prazo</p><p>resolver e ainda com a pressão de manter o britador alimentado.</p><p>7.1 Geometria da cava</p><p>A geometria da cava é definida no planejamento de longo prazo. Sendo</p><p>assim, a altura dos bancos, largura das bermas e inclinações do talude geral e</p><p>individual é definido na delineação e operacionalização da cava final. Para</p><p>definição destes parâmetros é imprescindível o apoio da geotecnia e da pesquisa</p><p>de mercado para definir a escala de produção. Contudo, é possível projetar a</p><p>cava final e o sequenciamento de lavra com segurança operacional levando em</p><p>consideração a demanda do bem mineral. Os principais parâmetros geométricos</p><p>da cava podem ser visto na figura 26.</p><p>Figura 26 - Parâmetros geométricos da cava.</p><p>O ângulo de talude geral é aquele definido por uma reta imaginaria, que</p><p>passa pelo pé do banco mais profundo e pela crista do primeiro banco, e a</p><p>horizontal. O ângulo de talude individual é o ângulo entre bermas (ou bancos de</p><p>lavra), definido como o ângulo que a face do banco faz com a horizontal. O</p><p>77</p><p>ângulo da berma é definido como o ângulo que o piso da berma faz com a</p><p>horizontal, deve ter um valor, o qual permita o escoamento das águas (de chuva</p><p>e/ou de surgências subterrâneas) para a canaleta que geralmente fica no pé do</p><p>banco.</p><p>A largura da berma deve ser dimensionada de tal maneira que permita o</p><p>tráfego de equipamentos de transporte e manobra dos equipamentos de</p><p>carregamento, caso estes estejam no mesmo nível. A largura da berma deve</p><p>contemplar, ainda, a largura das leiras de proteção e canaleta de drenagem.</p><p>Além disso, a sua função principal é evitar que os movimentos de massa</p><p>(escoamentos e/ou deslizamentos) atinjam níveis inferiores, assim como o</p><p>material proveniente do plano de fogo.</p><p>A altura do banco, geralmente, leva em consideração duas variáveis para</p><p>definir a sua dimensão. Essas variáveis são: porte do equipamento de</p><p>carregamento e altura do modelo de blocos. A altura do banco deve ter o</p><p>comprimento da lança da escavadeira e no caso de carregadeiras a altura do</p><p>preenchimento da concha da mesma. O modelo de blocos é a representação do</p><p>corpo de minério (fenômeno geológicos) em blocos, os quais recebem números</p><p>e podem ser manipulados por softwares de planejamento. Geralmente, as</p><p>informações de cada bloco ficam no centroíde. Sendo assim, o interessante é</p><p>sempre lavra o bloco por inteiro para que as características deste bloco sejam</p><p>contempladas como um todo. Logo, a altura do banco deve coincidir com a altura</p><p>do modelo de blocos ou ser múltiplos inteiros destes.</p><p>7.2 Explotação: organização e custos</p><p>Organização e administração</p><p>A lavra e suas operações subsequentes são tecnológica e</p><p>economicamente complexas, requerendo pessoal capacitado. Numa mina, a</p><p>produção é sustentada pelas funções de:</p><p>- administração</p><p>- operação</p><p>- manutenção</p><p>78</p><p>- planejamento e controle</p><p>- pesquisa e desenvolvimento.</p><p>O técnico de mineração atua notadamente na área de operação,</p><p>planejamento, controle, pesquisa e desenvolvimento.</p><p>7.3 Blendagem de Minério</p><p>Salvo raras exceções, as minas, geralmente, são heterogêneas, ou seja, os</p><p>teores e outras características do minério variam ao longo dos setores da mina.</p><p>Para manter o minério mais homogêneo possível para alimentar a usina é</p><p>preciso blendar as frentes de lavra de alto teor de minério com as frentes de</p><p>baixo teor, chegando assim aos teores ótimos de alimentação. Outra</p><p>consequência benéfica desta blendagem é o prolongamento da vida útil da mina,</p><p>visto que, os teores mais ricos são misturados com os teores mais baixos da</p><p>mina e lavra predatória não acontece. A lavra predatória seria a lavra somente</p><p>do minério mais rico da mina, levando à sua exaustão mais rapidamente.</p><p>7.4 Exercícios</p><p>1) Misturando-se 10 t de um minério de uma frente A com um teor ta=2%,</p><p>com 10 t de um minério B com um teor tb=3%, qual o teor médio obtido?</p><p>2) Misturando-se 100 t de um minério de uma frente A com um teor ta=2%,</p><p>com 10t de um minério B com um teor tb=3%, qual o teor médio obtido?</p><p>3) Qual o teor médio e o peso total obtidos, misturando-se as frentes A, B e</p><p>C ? Qual o teor médio obtido, misturando-se as frentes A, B e C ?</p><p>4) Qual o teor médio e o peso total obtidos, misturando-se as frentes A, B e</p><p>C ?</p><p>79</p><p>5) Qual o teor médio obtido, misturando-se as frentes A, B e C ?</p><p>6) Para escolher entre lavra a céu aberto e lavra subterrânea, consideram-</p><p>se os seguintes fatores fundamentais: custo de produção, recuperação do</p><p>minério, diluição do minério.</p><p>Os custos de mineração a céu aberto incluem os de remoção de estéril</p><p>obedecendo ao ângulo de talude e ângulo geral da cava. A relação estéril/minério</p><p>é o elemento de controle no custo comparativo entre a lavra a céu aberto e a</p><p>subterrânea. Na lavra a céu aberto esta relação é obtida a partir dos limites da</p><p>cava.</p><p>Exemplo 6.1. Ao se projetar uma mina, estimou-se os seguintes custos de</p><p>produção:</p><p> $ 2,00/t para o minério na lavra subterrânea = MLS</p><p> $ 0,30/t para o minério na lavra a céu aberto = MCA</p><p> $ 0,35/t para o estéril na lavra a céu aberto = ECA</p><p>Qual a relação estéril/minério (E:M), a partir da qual a lavra subterrânea é</p><p>mais barata que a céu aberto?</p><p>7) Uma mina opera a céu aberto com relação E:M = 7,2. Os custos de lavra</p><p>por tonelada são:</p><p>a) Minério a céu aberto = $1,50;</p><p>b) Minério subterrânea = $12,00;</p><p>c) Estéril a céu aberto = $1,20.</p><p>Será que convém passar para subterrânea ou manter à céu aberto?</p><p>80</p><p>8) Neste exercício vale o mesmo raciocínio, porém considerando a</p><p>diferença entre o valor de venda e o custo do minério, como sendo a sobra que</p><p>paga a remoção de estéril:</p><p>As quantidades, tanto de estéril como de minério, dependendo da mina, podem ser expressas</p><p>em volume (m3) ou peso (t).</p><p>CAPÍTULO VIII - OPERAÇÕES UNITÁRIAS</p><p>8.1 Operações fundamentais e ciclos</p><p>As operações unitárias são aquelas que podem ser bem identificadas e</p><p>isoladas. As quatro operações unitárias de lavra fundamentais são: perfuração,</p><p>desmonte, carregamento e transporte.</p><p>Há também as operações auxiliares, por exemplo, transporte de pessoal,</p><p>que não são parte da lavra, porém sustentam a atividade principal. Outros</p><p>exemplos de operações auxiliares estão citados no item 4.1.3.</p><p>As operações podem ser cíclicas ou contínuas. As operações cíclicas são</p><p>repetitivas, enquanto as operações contínuas não sofrem interrupção frequente,</p><p>apenas para as devidas manutenções.</p><p>O material extraído na lavra pode variar largamente, desde solo ou rocha</p><p>fragmentada até a rocha compacta, tanto na forma de estéril como de minério.</p><p>Quando o material a ser lavrado é friável, a operação de desmonte é feita com</p><p>equipamento de escavação, sendo o carregamento efetuado pelo mesmo</p><p>equipamento. Nesse caso, dizemos que o ciclo de produção é composto pelo</p><p>carregamento e transporte apenas.</p><p>Quando o material a ser lavrado é resistente (coeso) ou não friável, o ciclo</p><p>operacional tem mais duas operações: perfuração e detonação. Nesse caso,</p><p>dizemos que o ciclo de produção é composto de perfuração, desmonte,</p><p>carregamento e transporte. O ciclo operacional pode ser visto na figura 27.</p><p>Perfuração</p><p>Desmonte Carregamento</p><p>Transporte</p><p>81</p><p>8.2 Perfuração de rocha</p><p>De acordo com Jimeno (2003) a perfuração no campo do desmonte tem a</p><p>finalidade de abrir furos com a geometria e distribuição adequados dentro do</p><p>maciço rochoso para alocar carga de explosivo e acessórios de detonação.</p><p>Rochas duras requerem explosivos para serem fragmentadas. Para colocar</p><p>o explosivo dentro da rocha, é necessário fazer os furos, sendo esses furos feitos</p><p>através de perfuratrizes. De acordo com Jimeno (2003) os métodos de</p><p>perfuração podem ser classificados da seguinte maneira em ordem de aplicação:</p><p>1. Mecânicos: percussiva, roto-percussiva e rotativa;</p><p>2. Térmica: lança térmica (maçarico), plasma ou fluídos quentes e frios</p><p>(choque térmico);</p><p>3. Hidráulico: jato de água sob pressão;</p><p>4. Sônico: vibração de alta frequência;</p><p>5. Químico: micro detonação e dissolução;</p><p>6. Elétrico: arco elétrico e indução magnética;</p><p>7. Sísmico: raio laser;</p><p>8. Nuclear: fusão e fissão.</p><p>Apesar da variedade de tipos de perfuração a grande maioria das</p><p>perfurações em mineração utiliza o método mecânico. Sendo assim nesta</p><p>apostila, iremos detalhar apenas este método.</p><p>82</p><p>Existem dois tipos de perfuração: perfuração manual e a perfuração</p><p>mecanizada. Geralmente, essa perfuração é feita na vertical ou em pequenas</p><p>inclinações como pode ser visto na figura 28. Em empreendimentos mineiros de</p><p>médio a grande escala de produção a perfuração mecanizada é imperativa,</p><p>sendo os métodos roto-percussivo e rotativo os mais empregados. Mesmo</p><p>dentro da mineração a perfuração pode ser empregada em outros tipos de</p><p>trabalhos como perfuração de galerias, túneis e perfuração de chaminés (dutos).</p><p>As perfuratrizes mais utilizadas no ciclo operacional de mina são:</p><p>percussivas, rotativas, roto-percussivas e furo abaixo.</p><p>O campo de aplicação dos tipos de perfuração pode ser dividido da seguinte</p><p>maneira, segundo Jimeno (2003) para mineração a céu aberto: para diâmetros</p><p>entre 1’’ e 2’’ pode ser aplicado a perfuração manual; entre 3 ½’’ e 5’’ (89 – 127</p><p>mm) perfuração com martelo de superfície; entre 3’’ e 8½’’ (76 – 216 mm)</p><p>perfuração com martelo de fundo; entre 3 1/8’’ e 17 1/2’’ (80 – 440 mm) rotativa</p><p>por trituração e entre 3 1/8’’ e 9 7/8’’ (80 – 251 mm) perfuração rotativa com corte.</p><p>Sendo que diâmetros acima de 5’’ pode ser classificado como perfurações para</p><p>grandes produções. Para média produção o diâmetro fica entre 3 ½’’ e 6’’.</p><p>Maiores detalhes nas figuras 29 e 30.</p><p>A energia que aciona as perfuratrizes geralmente está na forma de ar</p><p>comprimido ou óleo sob pressão. O ar comprimido é produzido por um</p><p>equipamento chamado compressor, enquanto o óleo é pressurizado por uma</p><p>bomba hidráulica. Tanto o compressor, como a bomba hidráulica como a própria</p><p>perfuratriz pode ser acionado por motor elétrico ou diesel. Logo, a perfuratriz</p><p>aciona uma ferramenta denominada broca que atua diretamente na rocha.</p><p>83</p><p>Figura 29 - Relação entre diâmetro e tipo de perfuração.</p><p>Figura 28 - Perfuração rotopercussiva inclinada.</p><p>84</p><p>Figura 30 - Relação entre diâmetro e tipo de perfuração.</p><p>8.2.1 Perfuratriz percussiva</p><p>Embora chamada apenas percussiva, ela produz um giro na broca,</p><p>imediatamente após cada golpe. Esse giro, sempre de um pequeno arco de</p><p>círculo, é descontínuo. Desta maneira reproduz a perfuração manual,</p><p>caracterizada por dois movimentos distintos e independentes: golpeamento da</p><p>broca, seguido de uma pequena rotação da mesma.</p><p>O acionamento das perfuratrizes percussivas é feito principalmente por ar</p><p>comprimido. Entretanto, existem no mercado perfuratrizes mais leves que são</p><p>acionadas por motor a gasolina. Estas são destinadas a pequenos trabalhos,</p><p>que não comportariam o deslocamento de um compressor de ar. Essas</p><p>perfuratrizes portáteis são constituídas por um motor a gasolina e um conjunto</p><p>único de hastes e broca, geralmente, empregadas em exploração de áreas de</p><p>difícil acesso. As perfuratrizes hidráulicas são acionadas por óleo sob pressão.</p><p>Os compressores de ar destinados a fornecer o ar comprimido podem ser</p><p>estacionários ou portáteis. São estacionários quando montados sobre bases</p><p>85</p><p>rígidas e de difícil deslocamento e, na maioria dos casos, movidos por motor</p><p>elétrico. Os compressores são portáteis quando montados sobre rodas de pneus</p><p>e utilizam normalmente motor diesel.</p><p>A perfuratriz percussiva possui três sistemas: de percussão, de rotação, e</p><p>de limpeza.</p><p>Sistema de percussão</p><p>As percussões sobre a broca são produzidas por um pistão que se</p><p>movimenta dentro de um cilindro acionado, alternadamente, para cima e para</p><p>baixo por impulsão provocada pela entrada de ar comprimido numa extremidade</p><p>e saída na outra. As entrada e saída de ar são controladas por válvulas. A cabeça</p><p>do pistão possui diâmetro maior que o pescoço e divide o cilindro em duas</p><p>câmaras separadas: a superior, acima da superfície superior da cabeça do</p><p>pistão, e a inferior, situada abaixo da superfície inferior da cabeça do pistão.</p><p>Sistema de rotação</p><p>A perfuratriz percussiva reproduz o trabalho normal de perfuração. A cada</p><p>golpe do pescoço do pistão contra o punho da broca corresponde a uma rotação</p><p>de um pequeno arco de círculo, de modo a se proporcionar superfície de rocha</p><p>nova para a extremidade inferior da broca que promove o corte. Essa rotação</p><p>ocorre normalmente quando o fluxo de ar comprimido entra na câmara inferior e</p><p>impulsiona a cabeça do pistão para cima, que por sua vez movimenta um</p><p>sistema de catraca causando o giro da broca. Desta maneira, quando o pistão</p><p>desce para o impacto contra o punho da broca, toda energia é destinada a esse</p><p>impacto e não há movimento de rotação. A razão desse movimento de rotação</p><p>é que no golpe seguinte da broca não se fará sobre a mesma região da rocha já</p><p>fragmentada.</p><p>A cada, aproximadamente, 11 percussões do pistão contra o</p><p>punho de</p><p>broca correspondem a uma rotação completa. Esse número é quase o mesmo</p><p>para todas as perfuratrizes.</p><p>Sistema de limpeza</p><p>86</p><p>O sistema de limpeza destina-se a remover os resíduos de rocha produzidos</p><p>pelo avanço da perfuração. O sistema adotado na maioria das perfuratrizes, não</p><p>só nas percussivas, consiste na introdução, no furo, de um fluído que pode ser</p><p>água ou ar comprimido, através da extremidade da broca. A água ou ar de</p><p>limpeza percorre a perfuratriz, segue através de um orifício central da broca e</p><p>sai pela extremidade, removendo os detritos através do espaço entre a superfície</p><p>externa da haste da broca e o furo, como pode ser visto na figura 31.</p><p>A injeção de água de limpeza é necessária para os trabalhos em aberturas</p><p>subterrâneas, por impedir a formação de poeira que causa danos à saúde e aos</p><p>equipamentos. Nas escavações a céu aberto, normalmente adota-se a limpeza</p><p>por ar comprimido, sem apresentar riscos notáveis para a saúde do operador. O</p><p>ambiente naturalmente ventilado impede a formação de poeira em suspensão</p><p>em níveis considerados insuportáveis. Alguns fabricantes desenvolveram</p><p>coletores de pó com filtros que absorvem os detritos saídos do furo. Algumas</p><p>minas utilizam este pó como amostra para análise de teor e consequente</p><p>acompanhamento de lavra.</p><p>O sistema de limpeza por ar consiste, basicamente, num tubo metálico que</p><p>penetra pelo cabeçote traseiro do eixo de catraca, através do pistão, e adentra</p><p>um pouco o punho da broca, que já é perfurado para recebê-lo. O tubo metálico</p><p>para limpeza por água é um pouco diferente na extremidade que entra na broca.</p><p>Figura 31 - Componentes da perfuração percussiva.</p><p>8.2.2 Perfuratriz rotopercussivas</p><p>A perfuração rotopercussiva é o sistema mais clássico da perfuração de</p><p>rochas e coincide com o desenvolvimento industrial do século XIX. O princípio</p><p>87</p><p>da perfuração destes equipamentos baseia-se no impacto de um êmbolo que</p><p>atinge as hastes que, por sua vez, transmite a energia para a broca que esta no</p><p>fundo do furo em contato com a rocha. O sistema contempla dois acionamentos</p><p>independentes: o de rotação e o de percussão. O equipamento rotopercutivos é</p><p>classificado em dois grandes grupos: martelo de superfície e martelo de fundo</p><p>(DTH).</p><p>A perfuratriz com martelo de superfície tem os acionamentos básicos de</p><p>rotação e percussão. Sendo que o martelo pode ter acionamento pneumático ou</p><p>hidráulico.</p><p>Na perfuração com martelo de fundo a percussão se realiza diretamente</p><p>sobre a broca, ou seja, o martelo se localiza dentro da primeira haste, como pode</p><p>ser visto na figura 32. Enquanto a rotação é efetuada na parte exterior do furo,</p><p>parte da perfuratriz que fica na superfície. Com relação ao acionamento do</p><p>martelo de fundo, este tem o acionamento pneumático, enquanto a rotação pode</p><p>ser pneumática ou hidráulica. O DTH é mais eficiente para perfuração de furos</p><p>de maior comprimento. Pois quando se usa o martelo de superfície à medida que</p><p>é acrescentado mais hastes para atingir a profundidade do furo requerida a</p><p>energia é dissipada ao longo das hastes, chegando menos energia na broca. A</p><p>figura 33 mostra essa perda de energia à medida que e acrescentado mais</p><p>hastes a perfuração.</p><p>Figura 32 - Martelo de fundo.</p><p>88</p><p>Figura 33 - Perda de energia à medida que e acrescentado mais hastes a perfuração com</p><p>martelo de superfície. Fonte: Jimeno (2003).</p><p>A utilização da perfuração rotopercussiva com martelo de fundo é utilizada</p><p>para bancadas altas, geralmente, acima de 10 m. Como vantagens desse tipo</p><p>de temos, Jimeno (2003):</p><p> A velocidade de perfuração se mantem constante ao longo da</p><p>perfuração;</p><p> O desgaste da broca é menor em relação ao martelo de superfície;</p><p> A limpeza do furo é mais eficiente;</p><p> Maior vida útil das hastes e punhos;</p><p> Pequenos desvios de furos;</p><p> Menor energia com maior frequência de impacto favorece a</p><p>perfuração em estratigrafia mais complexas;</p><p> O custo por metro linear para grandes diâmetros é menor do que na</p><p>perfuração rotativa;</p><p> O consumo de ar é mais baixo do que com a perfuração com martelo</p><p>de superfície;</p><p> O nível de ruído é menor do que com o martelo de superfície.</p><p>89</p><p>E como desvantagens:</p><p> Baixa velocidade de penetração;</p><p> Cada martelo é projetado para uma pequena gama de diâmetros,</p><p>oscilando em mm;</p><p> A ruptura ou o travamento do conjunto de hastes pode significar</p><p>perda total da parte percussiva da perfuratriz;</p><p> Necessita de compressores de alta pressão com elevados consumos</p><p>energéticos;</p><p>De acordo com Jimeno (2003) nas operações de lavra a céu aberto o</p><p>diâmetro recomendado para uso com martelo de superfície é entre 50 e 127 mm</p><p>e para martelo de fundo entre 75 e 200 mm. Para a lavra subterrânea de 38 a 65</p><p>mm para martelo de superfície e entre 100 e 135 mm para martelo de fundo.</p><p>As vantagens do uso das perfuratrizes rotopercussivas de uma forma geral</p><p>são:</p><p> Pode ser aplicado em todos os tipos de rochas, desde brandas a</p><p>resistentes.</p><p> Existe uma grande variedade de diâmetros disponíveis.</p><p> Os equipamentos de perfuração são versáteis, podendo se adaptar</p><p>a diferentes trabalhos com grande mobilidade.</p><p> Necessita de apenas um homem para a operação e manejo.</p><p> A manutenção é fácil e rápida.</p><p> O preço de aquisição não é muito elevado.</p><p>Avanços</p><p>Para que ocorra um trabalho efetivo de demolição da rocha e consequente</p><p>desenvolvimento da perfuração é necessário que seja exercido um esforço sobre</p><p>a perfuratriz. É esse esforço, aliado à percussão e rotação, que faz progredir o</p><p>furo.</p><p>90</p><p>Nas perfuratrizes percussivas que são leves, o esforço pode ser executado</p><p>fisicamente pelo operador da perfuratriz, sendo transmitido à broca e à sua</p><p>extremidade onde está a pastilha. O avanço é um dispositivo mecânico que</p><p>pressiona a perfuratriz no sentido de a broca penetrar no furo. Sem a aplicação</p><p>desse esforço, ou quando insuficiente, a máquina fica saltitando na perfuração,</p><p>improdutivamente.</p><p>A necessidade da redução de custos da mão-de-obra e aumento da</p><p>produção levou ao desenvolvimento de avanços que não usam o esforço</p><p>humano. Nos serviços de escavação a céu aberto, os sistemas de avanços</p><p>desenvolvidos foram: pneumáticos, de corrente, de parafuso, a cabo de aço e</p><p>hidráulico.</p><p>8.2.3 Perfuratriz rotativas</p><p>O sistema rotativo foi desenvolvido nos Estados Unidos por volta de 1950</p><p>para ser utilizado em grande explotações a céu aberto de carvão com camadas</p><p>de estéril que chegavam a 40 metros. Na mesma época teve o aparecimento do</p><p>explosivo de grande eficiência e baixo custo (ANFO). Sendo assim, os</p><p>fabricantes foram impulsionados a desenvolver grandes equipamentos com</p><p>elevadas velocidades de perfuração.</p><p>A perfuração rotativa tricônica começou a ser utilizadas com o sistema de</p><p>ar comprimido para limpeza dos furos para diâmetros entre 6’’ e 12’’ (152 a 344</p><p>mm) em minas céu aberto. Para furos menores do que 6’’ pode ocorrer</p><p>problemas com a duração da broca tricônica.</p><p>A perfuração rotativa, como o próprio nome diz, transmite à broca somente</p><p>movimento de rotação contínua. Não há, portanto, percussões. A fragmentação</p><p>da rocha no furo é feita apenas por rotação da broca, que trabalha sob a ação</p><p>de uma pressão constante. O equipamento é montado sobre uma plataforma ou</p><p>carreta para permitir facilidade de locomoção.</p><p>Conforme o tipo de broca, as perfuratrizes rotativas podem fragmentar a</p><p>rocha por corte, abrasão ou esmagamento. O mecanismo de avanço aplica uma</p><p>carga acima de 65% do peso da máquina, forçando a broca em direção à rocha.</p><p>A broca quebra e remove a rocha por ação de raspagem em rochas macias,</p><p>91</p><p>esmagamento trituração – lasqueamento em rochas duras ou por uma</p><p>combinação destas ações. A figura 34 ilustra este modelo de corte.</p><p>Figura 34 - Perfuratriz rotativa - mecanismo de ruptura.</p><p>As perfuratrizes rotativas destinam-se, quase sempre, a furos de</p><p>grandes</p><p>profundidades, como os necessários para prospecções geológicas, poços</p><p>artesianos, prospecção e exploração de poços petrolíferos. Na lavra, as</p><p>perfuratrizes rotativas são usadas para fazer furos de grande diâmetro.</p><p>O avanço é promovido apenas pela força exercida sobre a broca, sendo</p><p>assim o avanço se dá por corte, abrasão ou esmagamento. Geralmente, o</p><p>equipamento é montado sobre plataforma ou carreta de fácil locomoção.</p><p>8.3 Brocas</p><p>Broca é o dispositivo que faz com que o trabalho executado pela perfuratriz,</p><p>chegue à rocha. Temos dois tipos: brocas integrais ou monobloco e brocas de</p><p>extensão.</p><p>As brocas integrais perfuram no máximo 6,40m de profundidade e 33 mm</p><p>de diâmetro, enquanto as brocas de extensão atingem valores bem maiores,</p><p>dependendo da perfuratriz.</p><p>8.3.1 Brocas integrais</p><p>Brocas integrais são aquelas em que as partes componentes constituem</p><p>uma peça única. Por isso, para se atingir diferentes profundidades, são</p><p>92</p><p>necessárias brocas de vários comprimentos: inicia-se o furo com uma broca</p><p>pequena, troca-se seguidamente por brocas maiores até atingir a profundidade</p><p>final. Seu uso se restringe às perfuratrizes manuais.</p><p>As partes principais da broca integral são: superfície de impacto, furo de</p><p>limpeza, punho, colar, haste e coroa, como pode ser visto na figura 35.</p><p>Figura 35 - Componentes de uma broca integral.</p><p>8.3.2 Brocas de Extensão</p><p>Brocas de extensão são as que variam a profundidade da perfuração pela</p><p>adição de segmentos de aço rosqueados. Estes segmentos são chamados de</p><p>hastes. O termo haste é também empregado para designar uma parte da broca</p><p>integral. Consegue-se maior profundidade acrescentando-se hastes, sem retirar</p><p>a anterior do furo.</p><p>São utilizadas nas perfuratrizes rotativas, rotativo- percussivas e de furo-</p><p>abaixo (DTH). Os componentes da broca de extensão são: punho, haste, luva e</p><p>coroa.</p><p>O punho, com cerca de 500 mm de comprimento, engastado no mandril da</p><p>perfuratriz, transmite o movimento de percussão e rotação. A haste transfere à</p><p>coroa os esforços de rotação e percussão recebidos pelo punho. Sendo que o</p><p>mesmo tem roscas nas extremidades para acoplar as luvas. A luva, com cerca</p><p>de 200 mm de comprimento, faz a união entre o punho e a primeira haste, entre</p><p>hastes sucessivas e entre a última haste e a coroa. E a coroa tem na sua face</p><p>externa as pastilhas de metal duro que trabalham a rocha, perfurando-a. Na</p><p>figura 36 é possível visualizar os componentes de uma broca de extensão.</p><p>93</p><p>Figura 36 - Componentes de uma broca de extensão.</p><p>8.3.3 Coroas</p><p>A coroa é parte integrante da broca integral. Nas perfuratrizes: rotativa e</p><p>percussivo-rotativa, a coroa é rosqueada na extremidade da coluna de hastes.</p><p>Na perfuratriz de furo abaixo, a coroa é rosqueada no martelete ou perfuratriz</p><p>percussiva que está na extremidade da coluna de hastes.</p><p>As coroas podem ser de 4 tipos: em cruz, em X, de botões ou esferas e</p><p>tricones, como pode ser visto nas figuras 37 e 38.</p><p>Em cruz, usadas para diâmetros até 2 1/2”. Têm o inconveniente de</p><p>produzir estrias nos furos. São usadas sob ação de percussão e rotação</p><p>combinadas.</p><p>Em X, são usadas para diâmetros acima de 2”. São usadas sob ação de</p><p>percussão e rotação combinadas.</p><p>As coroas de botões ou esfera necessitam de mais ar de limpeza, devido a</p><p>maior produção de fragmentos. Intervalo entre afiações bem maior. São usadas</p><p>sob a ação de percussão combinada com rotação e se aplicam a rochas brandas.</p><p>As brocas tricones são usadas em perfuração rotativa para rochas brandas.</p><p>94</p><p>Figura 38 - Tipos de coroas.</p><p>As brocas tricônicas são classificadas de acordo com o material dos dentes</p><p>e geometria do cone. Os dentes podem ser de face dura, cobertura endurecida</p><p>ou insertos de carboneto de tungstênio. As brocas com dentes de face dura ou</p><p>cobertura endurecida são denominadas brocas dentadas e as com insertos de</p><p>tungstênio de brocas de botões.</p><p>Afiação das coroas</p><p>A afiação consiste em recompor as características geométricas do elemento</p><p>cortante da broca.</p><p>Nas coroas de botões, a afiação procurará reconstituir a esfericidade do</p><p>topo das pastilhas (calotas esféricas) e desbastar o excesso de aço da base.</p><p>Figura 37 - Tipos de coroas.</p><p>95</p><p>Rodízio das hastes das brocas de extensão</p><p>A vida útil das brocas depende muito dos cuidados que lhes forem</p><p>dispensados, tais como, operação de perfuração, afiação e armazenamento.</p><p>Nas brocas de extensão, o avanço da perfuração é feito através da adição</p><p>sucessiva de hastes rosqueadas, aumentando seu comprimento. Assim, a</p><p>primeira haste introduzida no furo, junto à coroa, é a que mais vai trabalhar na</p><p>perfuração. Por exemplo, se o furo tiver 9m de profundidade e se forem usadas</p><p>três hastes de 3 metros cada, ao fim do trabalho a 1ª haste terá perfurado 9</p><p>metros de rocha, a segunda 6 metros (foi introduzida quando a primeira já havia</p><p>perfurado os 3 primeiros metros) e a terceira apenas 3 metros, como pode ser</p><p>visto na figura 39.</p><p>Para perfurar 9m de rocha foram necessários 18m de trabalho de hastes.</p><p>1ª haste: 3 + 3 + 3 = 9m</p><p>2ª haste: 3 + 3 = 6m</p><p>3ª haste: 3 = 3m</p><p>A primeira haste introduzida no furo é a que mais vai trabalhar. Logo,</p><p>mantida esta situação, é evidente que será a primeira a atingir o limite de fadiga,</p><p>rompendo-se ou sendo descartada antes das demais. Substituindo-a por uma</p><p>nova, esta irá operar com as outras, já tendo completado boa parte de sua vida</p><p>útil.</p><p>Esta situação indesejável é evitada com o rodízio das hastes onde a</p><p>primeira utilizada em um furo será a 2ª utilizada no furo seguinte e assim por</p><p>diante. Dessa maneira, todas as hastes empregadas na perfuração de um certo</p><p>número de furos, envelhecem simultaneamente, isto é, perfuram o mesmo</p><p>número de metros.</p><p>96</p><p>Figura 39 - Metros perfurados por hastes.</p><p>8.3.4 Características dos furos</p><p>Os furos são geralmente caracterizados por quatro parâmetros: diâmetro,</p><p>profundidade, retilinidade e estabilidade.</p><p>Diâmetro do furo</p><p>O diâmetro do furo depende da finalidade do mesmo. Em furos para</p><p>detonações, há vários fatores que influem na escolha do diâmetro, por exemplo,</p><p>o tamanho desejado dos fragmentos, após a detonação; o tipo de explosivo a</p><p>ser utilizado, a vibração admissível do terreno durante a detonação, etc. Em</p><p>grandes empresas de mineração a céu aberto, furos de grande diâmetro</p><p>apresentam menores custos de perfuração, e detonação por m3 ou tonelada de</p><p>rocha movimentada. A eleição do diâmetro dos furos depende, também, da</p><p>produção horária, do ritmo de escavação e da resistência da rocha. A figura 40</p><p>97</p><p>mostra a relação entre os diâmetros e o número de furos, porte dos</p><p>equipamentos de escavação, altura da pilha e granulometria dos fragmentos</p><p>rochosos após a detonação.</p><p>Figura 40 - Relação entre os diâmetros e o número de furos, porte dos equipamentos de</p><p>escavação, altura da pilha e granulometria dos fragmentos rochosos após a detonação.</p><p>Profundidade dos furos</p><p>A profundidade do furo determina a escolha do equipamento de perfuração.</p><p>Para profundidade maior do que 30 metros utiliza-se perfuração de fundo de furo,</p><p>ao invés de martelo de superfície, já que o método DTH proporciona mais</p><p>eficiência de transmissão energética e remoção dos fragmentos de rocha. No</p><p>entanto, é difícil precisar a partir de qual profundidade é mais interessante usar</p><p>o martelo de fundo ao invés do martelo de superfície, pois existem muitas</p><p>variáveis envolvidas como: tipos de rochas, geologia estrutural do local de</p><p>perfuração, diâmetro da perfuração, presença de água, entre outras. Sendo</p><p>assim, cada caso é um caso particular.</p><p>98</p><p>Retilinidade do furo</p><p>A retilinidade de uma perfuração varia, dependendo do tipo e natureza da</p><p>rocha, do diâmetro e da profundidade do furo, do método e das condições do</p><p>equipamento utilizado e da experiência do operador.</p><p>Na perfuração horizontal ou</p><p>inclinada, o peso da coluna de perfuração pode levar a um desvio do furo. Ao</p><p>perfurar furos profundos para detonação, o furo deve ser tão reto quanto possível</p><p>para que os explosivos sejam distribuídos corretamente, para obter o resultado</p><p>desejado.</p><p>Para compensar o desvio do furo às vezes e necessário furar com menor</p><p>espaçamento, o que resulta em maior custo. Um problema particular causado</p><p>por um desvio do furo é a possibilidade de encontrar-se com um outro furo já</p><p>perfurado, causando a detonação de cargas por “simpatia”. A probabilidade do</p><p>equipamento se prender é grande e a detonação não pode ser executada</p><p>adequadamente.</p><p>Além do desvio do furo propriamente dito, o alinhamento pode ser afetado</p><p>pelo desalinhamento das hastes e pelo cuidado durante o emboque do furo.</p><p>Estabilidade</p><p>Outra necessidade em perfuração é que o furo permaneça “aberto”</p><p>enquanto estiver sendo utilizado para o carregamento de explosivos. Em certas</p><p>condições, por exemplo, quando a perfuração é em material “solto” ou rocha que</p><p>tendem a desmoronar e tapar o furo, torna-se essencial estabilizar o furo com</p><p>tubos ou mangueiras de revestimento.</p><p>Perfuração vertical x inclinada</p><p>Existem algumas vantagens e desvantagens em relação a se fazer uma</p><p>perfuração inclinada em relação à perfuração vertical.</p><p>Principais vantagens da perfuração inclinada:</p><p>99</p><p> Melhor fragmentação;</p><p> Diminuição dos problemas de repé devido ao melhor aproveitamento</p><p>das ondas de choque na parte crítica do furo (pé da bancada);</p><p> Maior lançamento;</p><p> Permite maior malha;</p><p> Permite redução da razão de carregamento ou uso de explosivo de</p><p>menor densidade;</p><p> Maior estabilidade da face da bancada;</p><p> Menor ultra-arranque.</p><p>Principais desvantagens da perfuração inclinada:</p><p> Menor produtividade por perfuratriz;</p><p> Maior desgaste de brocas, hastes, e estabilizadores;</p><p> Maior custo de perfuração;</p><p> Maior comprimento de furo para uma determinada bancada;</p><p> Maior risco de ultralançamento dos fragmentos rochosos.</p><p>8.3.5 Malha de perfuração</p><p>A geometria das malhas de perfuração definem a quantidade e a</p><p>distribuição de explosivo ao longo do maciço rochoso que se deseja fragmentar.</p><p>A malha pode ser quadrada, retangular, estagiada, triângulo equilátero ou malha</p><p>alongada.</p><p>MALHA QUADRADA</p><p>Devido a sua geometria é de fácil perfuração e menor tempo de</p><p>deslocamento entre furos. A figura 41 ilustra este tipo de malha.</p><p>A = E</p><p>100</p><p>MALHA RETANGULAR</p><p>A malha retangular é mais espaçada do que a malha quadrada, tendo um</p><p>menor custo por tonelada desmontada. A figura 42 ilustra este tipo de malha.</p><p>MALHA ESTAGIADA</p><p>Face livre</p><p>A</p><p>E</p><p>A ≠ E</p><p>Figura 42 - Malha retangular.</p><p>101</p><p>Devido à geometria de furos alternados dificulta a perfuração (maior tempo</p><p>de locomoção furo a furo), porém melhor distribuição dos explosivos no maciço</p><p>rochoso. A figura 43 ilustra este tipo de malha.</p><p>MALHA TRIÂNGULO EQUILÁTERO</p><p>É uma malha estagiada com relação E/A 1,15. São indicadas para rochas</p><p>compactas e duras. Possuem ótima distribuição de explosivos no maciço</p><p>rochoso, maximizado a fragmentação. O centro do triângulo recebe influência</p><p>dos três furos circundantes. A figura 44 ilustra este tipo de malha.</p><p>MALHA ALONGADA</p><p>As malhas alongadas são destinadas a apenas afrouxamento do maciço</p><p>rochoso, facilitando o preenchimento da concha do equipamento de</p><p>carregamento. Para malhas alongadas a relação deve ser maior que 1,75. São</p><p>indicadas para rochas friáveis/macias aumentando lançamento por possuírem</p><p>menor afastamento.</p><p>Face livre</p><p>A</p><p>E</p><p>A ≠ E</p><p>Figura 43 - Malha estagiada.</p><p>E / A = 1,15</p><p>102</p><p>8.3.6 Cálculo do número de perfuratrizes e de seus componentes</p><p>Existem várias formas de fazer o dimensionamento de equipamentos de</p><p>mineração, assim como o cálculo do número de perfuratrizes e seus</p><p>componentes para uma operação anual de uma mina por exemplo.</p><p>A metodologia sugerida é uma das mais simples, porém eficiente,</p><p>dependendo da qualidade das informações utilizadas no cálculo. As informações</p><p>iniciais contempla o volume anual requerido, número de dias trabalhos no ano,</p><p>comprimento do furo e a malha de perfuração. Sendo assim pode ser calculado</p><p>o número de furos (Nf) efetuado por dia com base na equação 1:</p><p>Equação 1- Número de furos.</p><p>VA = volume anual (m3);</p><p>A = afastamento (m);</p><p>E = espaçamento (m);</p><p>Hf = comprimento do furo (m).</p><p>103</p><p>Nd = número de dias trabalhados durante o ano.</p><p>Em seguida pode ser calculada a quantidade de metros perfurados por ano</p><p>(PT). Sendo que a equação 2 pode ser usada:</p><p>Equação 2 - Quantidade de metros perfurados.</p><p>sendo:</p><p>Nf = número de furos por dia</p><p>Hf = comprimento do furo (m)</p><p>Nd = número de dias trabalhados durante o ano</p><p>Com base nos manuais das perfuratrizes ou no histórico de produção é</p><p>possível estimar quantos metros de perfuração é possível executar por dia. A</p><p>equação 3 pode ser usada:</p><p>Equação 3 - Metros perfurados por dia.</p><p>sendo:</p><p>NH = número de horas/dia trabalhado por uma perfuratriz;</p><p>TP = taxa de penetração (m/h);</p><p>DM = disponibilidade mecânica da perfuratriz (%);</p><p>RMO = rendimento da mão-de-obra (%);</p><p>U = utilização do equipamento (%).</p><p>Para cálculo da quantidade de hastes necessária para a operação anual é</p><p>necessário utilizar um fator K para estimar o desgaste médio do conjunto de</p><p>hastes. A equação 4 pode auxiliar nessa estimativa.</p><p>104</p><p>Equação 4 - Quantidade de hastes necessária para operação anual.</p><p>sendo:</p><p>C = comprimento da haste;</p><p>Hf = profundidade do furo.</p><p>Contudo, o número de perfuratrizes necessária (NP) para executar a</p><p>demanda de produção anual pode ser calculada com base na equação 5.</p><p>Equação 5 - Número de perfuratrizes necessárias por ano.</p><p>8.4 Desmonte de rocha por explosivos</p><p>Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os explosivos vêm</p><p>sofrendo, desde a década de 1940, um acentuado desenvolvimento tecnológico,</p><p>objetivando alcançar os seguintes resultados: uma melhor fragmentação das</p><p>rochas, maior segurança no manuseio, maior resistência à água, menor custo</p><p>por unidade de rocha desmontada.</p><p>EXPLOSIVO: são substâncias ou misturas, em qualquer estado físico, que,</p><p>quando submetidos a uma causa térmica ou mecânica suficientemente</p><p>energética (calor, atrito ou impacto) se transforma, total ou parcialmente, em</p><p>gases, em um intervalo muito curto de tempo, desprendendo considerável</p><p>quantidade de calor. Outra definição muito aceita também é um composto</p><p>químico que quando iniciado devidamente sofre transformações químicas</p><p>rápidas liberando muita energia numa fração de segundo. Depois da reação,</p><p>pode atingir volumes de até 19.000 vezes o volume inicial.</p><p>Explosivo base é explosivo sólido ou líquido que, submetido a uma</p><p>aplicação suficiente de calor ou choque, desenvolve uma reação exotérmica</p><p>extremamente rápida e transforma-se em gases a altas temperaturas e</p><p>105</p><p>pressões. Exemplo típico de explosivos básico é a nitroglicerina C3H5O9N3</p><p>descoberta em 1846 pelo químico italiano Ascanio Sobrera.</p><p>Os combustíveis e oxidantes são adicionados ao explosivo básico para</p><p>favorecer o balanço de oxigênio na reação química de detonação. O combustível</p><p>(óleo diesel, serragem, carvão em pó, parafina, sabugo de milho, palha de arroz,</p><p>etc..) combina com o excesso de oxigênio da mistura explosiva. De forma que</p><p>previne a formação de NO e NO2, agente oxidante (nitrato de amônio, nitrato de</p><p>cálcio, nitrato de potássio, nitrato de sódio, etc ...) assegura a completa oxidação</p><p>do carbono, prevenindo a formação de CO. A formação de NO, NO2 e CO é</p><p>indesejável, pois além de altamente tóxicos para o ser humano, especialmente</p><p>em trabalhos subterrâneos, esses gases reduzem a</p><p>60</p><p>5.2.4 Vantagens ............................................................................................. 61</p><p>5.2.5 Desvantagens ........................................................................................ 61</p><p>4</p><p>5.3 Lavra por solução (Solution mining) ...................................................................... 61</p><p>5.3.1 Ciclo de operações ................................................................................ 65</p><p>5.3.2 Condições ............................................................................................. 66</p><p>5.3.3 Vantagens ............................................................................................. 66</p><p>5.3.4 Desvantagens ........................................................................................ 67</p><p>5.4 Lavra por lixiviação (Solution mining) .................................................................... 67</p><p>5.4.1 Condições ............................................................................................. 69</p><p>5.4.2 Vantagens ............................................................................................. 70</p><p>5.4.3 Desvantagens ........................................................................................ 70</p><p>5.5 Referências bibliográficas ..................................................................................... 70</p><p>CAPÍTULO VI - COMPARATIVO DOS MÉTODOS DE LAVRA A CÉU ABERTO ....... 70</p><p>6.1 Referências bibliográficas ..................................................................................... 73</p><p>CAPÍTULO VII - PLANEJAMENTO DE MINA A CÉU ABERTO .................................. 73</p><p>7.1 Geometria da cava ............................................................................................ 76</p><p>7.2 Explotação: organização e custos ..................................................................... 77</p><p>7.3 Blendagem de Minério ....................................................................................... 78</p><p>7.4 Exercícios .......................................................................................................... 78</p><p>CAPÍTULO VIII - OPERAÇÕES UNITÁRIAS .............................................................. 80</p><p>8.1 Operações fundamentais e ciclos ...................................................................... 80</p><p>8.2 Perfuração de rocha .......................................................................................... 81</p><p>8.2.1 Perfuratriz percussiva ................................................................................. 84</p><p>8.2.2 Perfuratriz rotopercussivas ......................................................................... 86</p><p>8.2.3 Perfuratriz rotativas ..................................................................................... 90</p><p>8.3 Brocas ............................................................................................................... 91</p><p>8.3.1 Brocas integrais .......................................................................................... 91</p><p>8.3.2 Brocas de Extensão .................................................................................... 92</p><p>8.3.3 Coroas ........................................................................................................ 93</p><p>8.3.4 Características dos furos ............................................................................ 96</p><p>8.3.5 Malha de perfuração ................................................................................... 99</p><p>8.3.6 Cálculo do número de perfuratrizes e de seus componentes .................... 102</p><p>8.4 Desmonte de rocha por explosivos .................................................................. 104</p><p>8.4.1 Propriedades dos explosivos .................................................................... 105</p><p>8.4.2 Acessórios de detonação .......................................................................... 113</p><p>8.4.3 Mecanismo de ruptura da rocha ............................................................... 119</p><p>8.4.4 Plano de fogo ........................................................................................... 122</p><p>8.4.5 Aspectos legais e de segurança dos explosivos ....................................... 139</p><p>5</p><p>8.5 Carregamento e transporte ............................................................................. 140</p><p>8.5.1 Principais considerações na seleção primária dos equipamentos ............. 141</p><p>8.5.2 Dimensionamento de frota ........................................................................ 141</p><p>8.5.3 Exercícios ................................................................................................. 143</p><p>8.6 Referências bibliográficas ............................................................................... 145</p><p>CAPÍTULO IX - NOÇÕES DE ESTABILIDADE DE TALUDE .................................... 145</p><p>9.1 Considerações iniciais ..................................................................................... 145</p><p>9.2 Caracterização de maciços rochosos .............................................................. 148</p><p>9.3 Classificação de maciços rochosos ................................................................. 155</p><p>9.3.1 RQD – Rock Quality Designation .............................................................. 157</p><p>9.3.2 RMR – Rock Mass Rating ......................................................................... 157</p><p>9.3.3 Sistema Q – Rock Tunnelling Quality Index .............................................. 166</p><p>9.3.4 GSI – Geological Strenght Index ............................................................... 170</p><p>9.4 Critérios de resistência .................................................................................... 172</p><p>9.4.1 Critério de Mohr-Coulomb ......................................................................... 173</p><p>9.4.2 Critério de Hoek-Brown ............................................................................. 174</p><p>9.4.3 Critério de Barton & Bandis ....................................................................... 178</p><p>9.5 Análise cinemática .......................................................................................... 180</p><p>9.6 Estabilidade de blocos rígidos ......................................................................... 183</p><p>9.7 Análise de estabilidade em rupturas circulares ................................................ 187</p><p>9.8 Exercícios ................................................................................................... 191</p><p>9.9 Referências bibliográficas ............................................................................... 193</p><p>CAPÍTULO X - BARRAGEM DE REJEITOS ............................................................. 195</p><p>10.1 Métodos construtivos ..................................................................................... 196</p><p>10.2 Referências bibliográficas.............................................................................. 200</p><p>6</p><p>CAPÍTULO I - LAVRA</p><p>1.1. Influência da Mineração na Civilização</p><p>A agricultura e a mineração são as atividades básicas mais antigas da</p><p>nossa civilização. A mineração sempre foi de fundamental importância por gerar</p><p>riquezas a partir de recursos limitados e não renováveis.</p><p>A mineração tem sido praticada desde os tempos pré-históricos quando</p><p>fragmentos de rocha eram usados como ferramentas e utensílios.</p><p>1.2. Elementos de Mineração</p><p>Os elementos químicos conhecidos e isolados em laboratório totalizam de</p><p>119 elementos. Sendo que oito elementos químicos constituem 99% em peso da</p><p>crosta terrestre. São eles:</p><p>- oxigênio 47%</p><p>- silício 28%</p><p>- alumínio 8%</p><p>- ferro 5%</p><p>- sódio < 3%</p><p>- magnésio < 2%</p><p>- potássio < 3%</p><p>- cálcio < 4%</p><p>Somente alguns poucos elementos podem ser encontrados em estado</p><p>nativo: ouro, platina, cobre e enxofre, por exemplo. A combinação dos elementos</p><p>químicos, menos frequentes,</p><p>temperatura da reação</p><p>“ladrões de calor” e consequentemente, diminuem o potencial energético e a</p><p>eficiência do explosivo.</p><p>8.4.1 Propriedades dos explosivos</p><p>Densidade de um explosivo</p><p>Densidade é a relação entre massa e o volume dessa massa, medida em</p><p>g/cm3. A densidade dos explosivos comerciais varia entre 0,6 a 1,45 g/cm3. A</p><p>densidade dos explosivos é um fator importante para a escolha do explosivo. Os</p><p>explosivos com densidade inferior a 1 não devem ser utilizados em furos</p><p>contendo água, para evitar com que os mesmo boiem. Para detonação em</p><p>rochas resistente, em que uma granulometria fina é desejada, recomenda se um</p><p>explosivo denso. Para rochas fragmentadas ‘’in situ’’, ou onde não é requerida</p><p>uma fragmentação demasiada, um explosivo pouco denso será suficiente.</p><p>Energia de um explosivo</p><p>A finalidade da aplicação de um explosivo em um desmonte é gerar trabalho</p><p>útil. A energia liberada pelo explosivo em um furo é manifestada da seguinte</p><p>forma: pulverização da rocha nas paredes do furo, rompimento da rocha,</p><p>106</p><p>produção de calor e luz, movimentação da rocha, vibração do terreno e</p><p>sobrepressão atmosférica.</p><p>No passado, a energia de um explosivo era medida em função da</p><p>porcentagem de nitroglicerina (NG) contida no mesmo. Um explosivo que</p><p>possuía 60% de NG em peso era qualificado com tendo força de 60%. Acontece</p><p>que os explosivos modernos, especialmente os agentes detonantes, não</p><p>possuem NG nas suas formulações, daí a necessidade de se estabelecer um</p><p>novo padrão de comparação. Na atualidade, os seguintes conceitos são</p><p>utilizados.</p><p>- RWS – Relative weight strength (energia relativa por massa): é a energia</p><p>disponível por massa de um explosivo X, comparada com a energia disponível</p><p>por igual massa de um explosivo tomado com padrão. Normalmente o ANFO é</p><p>tomado como explosivo padrão. O cálculo do RWS é feito através da seguinte</p><p>expressão:</p><p>RWS =</p><p>ETx</p><p>ETp</p><p>Onde: ETx e ETp são as energias termoquímicas do explosivo x e padrão.</p><p>Exemplo: considerando o ANFO como o explosivo padrão, tendo as</p><p>seguintes propriedades: densidade = 0,85 g/cm3 , energia termoquímica = 900</p><p>cal/g. Calcule a energia relativa por massa ( RWS) do explosivo emulsão que</p><p>apresenta as seguintes propriedades: densidade = 1,15 g/cm3 e energia</p><p>termoquímica = 850 cal/g.</p><p>RWS =</p><p>���</p><p>���</p><p>=</p><p>��� ���/�</p><p>��� ���/�</p><p>= 0,944</p><p>RWS = 0,944 ou RWS = 94,4. Uma unidade de massa da emulsão possui</p><p>5,6% a menos de energia quando comparada com a mesma unidade de massa</p><p>do ANFO.</p><p>107</p><p>- RBS – relative bulk strength (energia relativa por volume): é a energia</p><p>disponível por volume de um explosivo x, comparada com a energia disponível</p><p>por igual volume de um explosivo tomado com padrão. Isto é:</p><p>RBS =</p><p>���</p><p>���</p><p>x</p><p>��</p><p>��</p><p>= RWS x</p><p>��</p><p>��</p><p>Onde: px e pp são as densidade do explosivos x e p, respectivamente.</p><p>Exemplo: utilizando os dados do exemplo anterior, calcule a energia relativa</p><p>por volume (RBS).</p><p>RBS =</p><p>��� ���/�</p><p>��� ���/�</p><p>x</p><p>�,�� �/���</p><p>�,�� �/���</p><p>RBS = 1,28 ou RBS = 128. Uma unidade de volume da emulsão possui 28%</p><p>a mais de energia quando comparada com a mesma unidade de volume do</p><p>ANFO.</p><p>Classificação dos explosivos quanto à velocidade e pressão</p><p>A velocidade de detonação de um explosivo (VOD) é o índice mais</p><p>importante do desempenho do mesmo, visto que a pressão de detonação de um</p><p>explosivo é diretamente proporcional ao quadrado da velocidade de detonação.</p><p>Uma maneira de avaliar o desempenho de um explosivo é pela comparação da</p><p>pressão produzida no furo durante a detonação. Caso a pressão produzida no</p><p>furo durante a detonação não supere a resistência dinâmica da rocha, a mesma</p><p>não será fragmentada, entretanto a energia não utilizada no processo de</p><p>fragmentação e deslocamento da rocha se propagará no terreno sob a forma de</p><p>vibração. O pico da pressão exercida pela expansão dos gases depende</p><p>primeiramente da densidade e da velocidade da detonação. As pressões podem</p><p>ser calculadas usando a seguinte equação:</p><p>108</p><p>PF = β VOD2 x 10-6</p><p>4</p><p>Sendo:</p><p>PF = pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente</p><p>acoplado ao furo (GPa);</p><p>β = densidade do explosivo (g/cm3);</p><p>VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s).</p><p>Sensibilidade à iniciação</p><p>Define-se como a susceptibilidade de um explosivo a iniciação, isto é, se o</p><p>explosivo é sensível a espoleta, cordel, booster, etc ...</p><p>Diâmetro crítico</p><p>As cargas de explosivos com forma cilíndrica tem um diâmetro abaixo do</p><p>qual a onde de detonação não se propaga ou propaga-se com uma velocidade</p><p>muito baixa. A esse diâmetro, dá se o nome de diâmetro crítico. Os principais</p><p>fatores que influenciam no diâmetro crítico são: tamanho das partículas,</p><p>reatividade dos ingredientes, densidade e confinamento.</p><p>Gases gerados pelos explosivos</p><p>A classificação dos gases é primordialmente importante na seleção de</p><p>explosivos para desmontes subterrâneos ou utilização em túneis em que as</p><p>condições de ventilação e renovação do ar são limitadas. Quando o explosivo</p><p>detona, decompõe em estado gasoso. Os principais componentes são: dióxido</p><p>de carbono, monóxido de carbono, oxigênio, óxidos de nitrogênio e gás</p><p>sulfídrico.</p><p>Os gases tóxicos produzidos podem provocar dores de cabeça e náuseas.</p><p>Quanto aos gases tóxicos, os explosivos são classificados em 3 classes:</p><p>109</p><p>Classe Toxidade Quantidades</p><p>1 Praticamente não tóxicos Menor que 22,65 l/Kg</p><p>2 Pouco tóxicos De 22,65 a menos de 46,7 l/Kg</p><p>3 Bastante tóxicos De 44,7 a menos de 94,8 l/Kg</p><p>Resistência à água</p><p>É a capacidade que um explosivo tem de resistir a uma exposição à água</p><p>durante um determinado tempo, sem perder suas características. A resistência</p><p>de um explosivo à água pode ser classificada como: nenhuma, limitada, boa,</p><p>muito boa e excelente.</p><p>Classificação dos explosivos</p><p>Há 3 tipos de explosivos químicos comerciais: explosivos iniciadores, altos</p><p>explosivos e baixos explosivos.</p><p>Os explosivos iniciadores são extremamente sensíveis e por isso são</p><p>usados para iniciar os explosivos que causam o desmonte. Os explosivos</p><p>iniciadores são considerados “acessórios de detonação” e por isso são</p><p>chamados de explosivos primários. Sendo estes sensíveis quanto à iniciação por</p><p>chama, centelha ou impacto.</p><p>Os altos explosivos detonam a velocidades entre 2000 e 7000 m/seg</p><p>acompanhados de quantidades enormes de gases e a pressões muito altas</p><p>(100.000 atm). Fragmentam a rocha pela tração das ondas de choque e pela</p><p>pressão de gases. São também chamados explosivos secundários, ou seja, sua</p><p>iniciação é causada por um estimulo inicial de considerável grandeza.</p><p>Os baixos explosivos desmontam pela sua queima rápida sem produção de</p><p>onda de choque de intensidade significativa, sendo a velocidade de detonação</p><p>inferior a 2000 m/s. Dentre os baixos explosivos, o único que tem alguma</p><p>importância é a pólvora negra, usada para o corte de rocha destinada à produção</p><p>de blocos de granito, blocos de mármore, placas de revestimento ou outros</p><p>110</p><p>materiais que não devem ser fragmentados no desmonte. Pode ainda ser usada</p><p>para desagregar rocha pouco consolidada.</p><p>Os agentes detonantes são misturas cujos ingredientes não são</p><p>classificados como explosivo. Exemplo: ANFO, ANFO/Al, lama, ANFO pesado,</p><p>emulsões.</p><p>Tipos de explosivos</p><p>De acordo com Jimeno (2003) os explosivos industriais de uso civil se</p><p>dividem em agentes explosivos e explosivos convencionais. Os agentes</p><p>explosivos são misturas ilegais, salvo em alguns casos, ingredientes</p><p>intrinsecamente explosivos. Os principais são: ANFO, ALANFO (ANFO com</p><p>alumínio), hidrogéis; emulsões e ANFO Pesado. Os explosivos convencionais</p><p>levam em sua fabricação substâncias intrinsecamente explosivos que atuam</p><p>como sensibilizadores das misturas.</p><p>As mais conhecidas são: gelatinosos,</p><p>pulverulento e o de segurança.</p><p>A pólvora negra é de baixa velocidade, é enquadrada na categoria dos</p><p>baixos explosivos e por ser higroscópica não pode ser empregada na presença</p><p>de água. A pólvora tipo A contém nitrato de potássio, enxofre e carvão vegetal,</p><p>sendo usada para corte de paralelepípedos e congêneres. A pólvora tipo B</p><p>contém nitrato de sódio, enxofre e carvão vegetal. É mais lenta e tem menor</p><p>força que o tipo A, sendo utilizada no desmonte de argilas e folhelhos.</p><p>O ANFO é um explosivo formulado a partir de nitrato de amônio e óleo</p><p>diesel. O nitrato de amônio é um fertilizante que foi identificado como explosivo</p><p>devido a dois grandes acidentes ocorridos nas décadas de 1923 e 1947 (Texas,</p><p>USA). Sua perfeita utilização se dá quando misturado com 5% a 6% de óleo</p><p>diesel. Esta mistura é chamada de ANFO (amonium nitrate fuel oil) e pode ser</p><p>preparada na hora do consumo ou previamente. O carregamento pode ser feito</p><p>por derramamento da mistura diretamente no furo ou por bombeamento a partir</p><p>de um tanque. Por ser higroscópico é comercializado em “prills” recobertos</p><p>(“granulado”). Os granulados são explosivos na forma de grãos, com</p><p>aproximadamente 4 mm de diâmetro, geralmente com carbonitratos como</p><p>explosivo básico e que exigem sensibilização por um alto explosivo para que</p><p>ocorra a detonação. Em outras palavras, é necessária a detonação prévia de</p><p>111</p><p>uma carga explosiva para dar início à detonação do explosivo. São de baixa</p><p>densidade e nenhuma resistência à água. Facilmente manuseáveis a granel e</p><p>muito adequados ao carregamento pneumático dos furos. As vantagens do</p><p>nitrato de amônio nas misturas explosivas são:</p><p> Não é sensível ao impacto;</p><p> Demanda menor tempo de carregamento;</p><p> Aceita melhor compactação no furo;</p><p> Proporciona melhor fragmentação;</p><p> Produz menos gases tóxicos;</p><p> Resulta em menor custo por tonelada desmontada.</p><p>Os hidrogéis são agentes explosivos constituídos por soluções aquosas</p><p>saturadas em nitrato de amônio, frequentemente, com outros oxidantes tais</p><p>como: nitrato de sódio e nitrato de cálcio. Estes se encontram dispersos junto</p><p>com o combustível, sensibilizadores, agentes dispersantes e gelatinosos que</p><p>evitam a segregação das partículas sólidas.</p><p>As emulsões são um grupo de explosivos que começaram a aparecer no</p><p>mercado na década 1960, mantendo as propriedades dos hidrogéis com</p><p>algumas melhorias em questões de potência e resistência à água. As emulsões,</p><p>pela sua consistência, facilitam o carregamento de furos com as mais variadas</p><p>inclinações e desníveis. Apresentam excelente resistência à água e devido à</p><p>facilidade de acomodação ao furo, proporcionam ótimas densidades de</p><p>carregamento. As emulsões a granel são facilmente bombeáveis, decorrendo</p><p>desse fato uma grande rapidez no carregamento mecânico dos furos,</p><p>particularmente nos de grande diâmetro. É recomendável o uso de “booster” para</p><p>garantir a detonação. As emulsões podem ser utilizadas mesmo em perfurações</p><p>com 100% de água. Ao serem carregadas, expulsam a água do furo por terem</p><p>densidade maior que da água.</p><p>Os explosivos gelatinosos foram descobertos por Afred Nobel em 1875. Em</p><p>seus experimentos parte da nitroglicerina era quebrada e se convertida em</p><p>nitrocelulose, obtendo um produto de consistência plástica de fácil manipulação</p><p>naquela época. A gelatina explosiva é formada por 92% de nitroglicerina e 8%</p><p>112</p><p>de nitrocelulose, tendo balanço de oxigênio nulo e energia superior à</p><p>nitroglicerina pura. Posteriormente, para reduzir a potência do explosivo foram</p><p>adicionadas substâncias oxidantes e combustíveis em proporções adequadas</p><p>para manter o balanço de oxigênio e diminuir o custo de fabricação e manter a</p><p>consistência gelatinosa. Assim, os percentuais de nitroglicerina e nitrocelulose</p><p>nas gelatinas explosivas atuais oscilam entre 30 e 35% e o resto correspondem</p><p>aos oxidantes como o nitrato de amônio, os combustíveis e outros produtos que</p><p>servem para corrigir a higroscopicidade dos nitratos. As principais vantagens das</p><p>gelatinas são:</p><p> Potencias elevadas;</p><p> Alta densidade entre 1,2 a 1,5 g/cm3;</p><p> Elevadas velocidades de detonação entre 5000 e 6000 m/s;</p><p> Grande resistência à água e estabilidade química;</p><p>As desvantagens são:</p><p> Risco de acidente na fabricação e transporte;</p><p> Sensibilidade ao impacto por equipamentos;</p><p> Produz dores de cabeças, pois a nitroglicerina dilata os vasos</p><p>sanguíneos;</p><p> Reduzida flexibilidade para ambientes em condições perigosas;</p><p> Elevado custo de fabricação.</p><p>Os explosivos pulverulentos são misturas de explosivos sensibilizadas com</p><p>um percentual inferior a 15% de nitroglicerina, tendo uma consistência granular</p><p>a pulverulenta (pó). Neste grupo de explosivos os componentes da mistura</p><p>podem ou não explosivas separadamente. Em outros explosivos pulverulentos a</p><p>nitroglicerina pode ser substituída parcialmente ou totalmente por trinitrotolueno.</p><p>As características dessas misturas explosivas são:</p><p> Potencia inferior aos explosivos gelatinosos;</p><p> Velocidade de detonação entre 3000 a 4500 m/s;</p><p>113</p><p> Densidades 0,9 a 1,2 g/cm3;</p><p> Pouca resistência à água;</p><p> Adequado para rochas brandas.</p><p>Os explosivos de segurança são aqueles destinados especialmente para</p><p>uso em minas de carvão com “ambiente explosivo” como o grisú. Sua</p><p>característica principal é a temperatura de detonação. Os explosivos de</p><p>segurança são divididos em dois grupos. O primeiro grupo é adicionado um</p><p>inibidor no explosivo, geralmente, cloreto de sódio, segunda uma certa</p><p>granulometria e percentual de acordo com o “ambiente explosivo”. O segundo</p><p>grupo pode ser denominado como segurança reforçada, pois acontece uma</p><p>troca iônica, conseguindo diminuir a temperatura da detonação. As</p><p>características destes explosivos são:</p><p> Potencia de media a baixa;</p><p> Velocidade de detonação entre 2000 e 4500 m/s;</p><p> Densidades entre 1 e 1,5 g/cm3;</p><p> Pouca resistência à água, salvo alguns compostos.</p><p>8.4.2 Acessórios de detonação</p><p>Paralelamente a evolução dos explosivos, os acessórios de iniciação de</p><p>desmonte de rocha por explosivo vêm sofrendo, desde a década de 1940, um</p><p>acentuado desenvolvimento tecnológico. Sendo o objetivo principal desta</p><p>evolução a busca pelos seguintes resultados: uma melhor fragmentação das</p><p>rochas, maior precisão nos tempos de retardo, maior segurança e facilidade no</p><p>manuseio, redução dos problemas ambientais gerados durante o desmonte,</p><p>menor custo por unidade de rocha desmontada.</p><p>Os explosivos industriais tem certo grau de estabilidade química que os</p><p>tornam perfeitamente manuseáveis, dentro das condições normais de</p><p>segurança. Para desencadear a explosão é necessário transmitir ao explosivo</p><p>uma quantidade inicial de energia de ativação, suficientemente capaz de</p><p>promover as reações internas para a transformação em gases. Uma vez iniciada</p><p>114</p><p>esta reação, ela se propaga através de toda a massa explosiva. Esta energia</p><p>inicial propaga sob forma de choques moleculares, oriundos de calor, atrito,</p><p>impacto, etc.</p><p>Os acessórios de detonação são destinados a provocar estes fenômenos</p><p>iniciais de uma forma segura. Alguns deles são destinados a retardar a explosão,</p><p>quando isto for desejável. Podemos, pois, dizer que os acessórios de detonação</p><p>são dispositivos, aparelhos ou instrumentos usados na operação de explosão,</p><p>para se obter explosão segura e eficaz. Sendo assim, os acessórios de</p><p>detonação controlam: a sequência de detonação, a vibração, a fragmentação e</p><p>o backbreak.</p><p>Se o acessório iniciador não transmitir uma energia de ativação satisfatória</p><p>para ocasionar uma iniciação desejável, pode resultar, simplesmente, na queima</p><p>dos explosivos, sem detoná-lo.</p><p>Estopim de segurança</p><p>Acessório desenvolvido para mineração por William Bickford na Inglaterra</p><p>em 1831. O estopim de segurança, ou estopim, conduz chama com velocidade</p><p>uniforme</p><p>a um tempo de queima constante de 140 s (± 10 s) por metro, para</p><p>ignição direta de uma carga de pólvora ou detonação de uma espoleta simples.</p><p>Constituída de um núcleo de pólvora negra, envolvida por materiais têxteis que,</p><p>por sua vez, são envolvidos por material plástico ou outro, visando sua proteção</p><p>e impermeabilização.</p><p>Para iniciar o estopim, pode usar palitos de fósforos comuns ou isqueiros.</p><p>Espoleta simples</p><p>Alfred Nobel, conhecedor do poder da nitroglicerina, por vários anos tentou</p><p>criar uma carga de iniciação que pudesse detonar este explosivo. Após varias</p><p>tentativas fracassadas, utilizando-se de uma mistura de pólvora negra e</p><p>nitroglicerina, observou que a nitroglicerina molhava a pólvora negra reduzido</p><p>115</p><p>assim a capacidade de queima. Então, no ano de 1863 ele desenvolveu o</p><p>primeiro protótipo que seria chamado de espoleta simples.</p><p>A espoleta simples consta de um tubo, de alumínio ou cobre, com uma</p><p>extremidade aberta e outra fechada, contendo em seu interior uma carga</p><p>detonante constituída por uma carga chamada primária, ou de ignição, cujo</p><p>explosivo é a azida de chumbo Pb (N3)2, e uma carga básica de tetranitrato de</p><p>pentaeritritol (C2H4N2O6), também chamado de PETN. A razão destas duas</p><p>cargas é devido ao fato de que a azida de chumbo é um explosivo fulminante</p><p>que pode ser iniciado a custa de uma fagulha. A azida de chumbo, uma vez</p><p>iniciada pela faísca do estopim, faz detonar a carga de PETN. Os tipos mais</p><p>comuns das espoletas encontradas no mercado são do tipo nº 6 (massa de</p><p>0,325g de PETN e 0,3g de misto iniciador) e a nº 8 (massa de 0,5 g de PETN e</p><p>0,3 g de misto iniciador). Na figura 45 pode ser visto uma espoleta simples.</p><p>A cápsula de cobre só é usada para casos particulares, porque a presença</p><p>de umidade contendo gás carbônico, a azida de chumbo pode se transformar</p><p>em azida de cobre, que é muito mais sensível e, portanto, mais perigosa.</p><p>Figura 45 - Espoleta simples.</p><p>Espoletas elétricas</p><p>As exigências do mercado com relação à necessidade de um acessório que</p><p>oferecesse um maior controle da detonação levaram H. Julius Smith a inventar</p><p>a espoleta elétrica em 1876. A grande ideia que este cientista teve foi a de utilizar</p><p>o conceito da lâmpada e da espoleta simples, para criar a espoleta elétrica. Esta</p><p>novidade, que poderia ser chamada de cruzamento entre dois acessórios, tinha</p><p>116</p><p>como princípio de funcionamento uma fonte de energia elétrica que gerava um</p><p>aquecimento pelo efeito joule, em uma ponta de fio altamente resistente,</p><p>incandescente, capaz de desencadear a detonação de carga explosiva de</p><p>ignição da cápsula, formada por uma pequena substância pirotécnica. A espoleta</p><p>elétrica é um iniciador ativado por corrente elétrica. O tipo de retardo, por ação</p><p>de um elemento de retardo, proporciona um tempo de espera controlado entre</p><p>suas iniciações e a detonação da espoleta propriamente dita. Tempo de espera</p><p>entre 0 e 5 segundos é da Serie S e para os tempos de espera entre 25 e 1000</p><p>ms é da serie MS.</p><p>As espoletas elétricas são empregadas em trabalhos cuja iniciação deve ser</p><p>controlada com rigor (prospecção geofísica) ou em condições onde não seja</p><p>possível o uso de cordel detonante.</p><p>Cordel detonante</p><p>Os primeiros cordéis detonantes surgiram na França por no ano de 1879,</p><p>nesta época os tubos finos eram feitos de chumbo, carregados com nitrocelulose</p><p>que depois eram estirados.</p><p>Atualmente, o cordel detonante é um acessório de detonação consistido,</p><p>essencialmente, de um tubo de plástico com um núcleo de explosivo de alta</p><p>velocidade – nitropenta (C5H8N4O12) e de materiais diversos que lhe dão</p><p>confinamento e resistência mecânica.</p><p>O cordel detonante é usado para iniciar cargas explosivas simultaneamente,</p><p>ou com retardos na lavra a céu aberto e/ou subterrânea. A sua velocidade de</p><p>detonação é de, aproximadamente, 7000 m/s. Muito embora a alta velocidade e</p><p>violência de explosão, o cordel detonante é muito seguro no manuseio e</p><p>impermeável. Vantagens do cordel em relação às espoletas elétricas:</p><p> As corrente elétricas não o afetam;</p><p> Permitem o carregamento das minas em regime descontinuo, com</p><p>uso de espaçadores;</p><p> É muito seguro, pois não detona por atrito, calor, choques naturais</p><p>ou faíscas;</p><p>117</p><p> Detona todos os cartuchos, ao longo dos quais esta em contato.</p><p>A iniciação do cordel se faz com espoletas simples ou instantâneas,</p><p>firmemente fixadas ao lado do cordel detonante com fita adesiva, e com sua</p><p>parte ativa, isto é, o fundo, voltado para a direção de detonação. O cordel</p><p>detonante é fabricado com as seguintes gramatras: NP-10 (10 g/m de Nitropenta</p><p>± 10%), NP-5 (5 g/m de Nitropenta ± 10%), NP-3 (3 g/m de Nitropenta ± 10%)</p><p>Retardo bidirecional não elétrico para cordel detonante</p><p>O retardo de cordel é um tubo metálico, revestido de plásticos, iniciado em</p><p>um dos extremos pelo cordel, ao passar pelo dispositivo, sofre uma queda de</p><p>velocidade, enquanto queima o misto de retardo. Terminada esta queima, ele</p><p>detona o cordel na sua extremidade. Os retardos de cordel, denominados “osso</p><p>de cachorro”, são fabricados com os seguintes tempos de retardos: 5 ms, 10 ms,</p><p>20 ms, 30 ms, 50 ms, 75 ms, 100 ms, 200 ms e 300 ms.</p><p>Sistema não elétrico com linha silenciosa</p><p>O sistema não elétrico de iniciação, com linha silenciosa, foi desenvolvido</p><p>por P. A. Person, nos laboratórios da empresa Nitro Nobel, na Suécia, entre 1967</p><p>e 1968.</p><p>Consiste basicamente de uma espoleta comum, não elétrica, conectada a</p><p>um tubo de plástico transparente, altamente resistente, com o diâmetro externo</p><p>e interno de 3 mm e 1,5 mm, respectivamente. O tubo plástico contem, em média</p><p>uma película de PETN pulverizada de 20 mg/m de tubo, que, ao ser iniciada,</p><p>gera uma onda de choque, causada pelo calor e expansão dos gases dentro do</p><p>tubo, que se propaga com uma velocidade, aproximadamente, de 2000 m/s.</p><p>Essa reduzida carga de explosivo, geradora da onda de choque, que se desloca</p><p>através do tubo, não chega a afetar o lado externo do mesmo, porém, inicia a</p><p>espoleta instantânea ou de retardo. O sistema oferece inúmeras vantagens</p><p>quando comparado a outros acessórios. Entre elas, baixo ruído, é insensível a</p><p>118</p><p>corrente elétrica e parasita, não destrói parte da coluna de explosivo dentro do</p><p>furo, diferentemente do cordel, não detona nenhum tipo de explosivo comercial,</p><p>permite a iniciação pontual, contribuindo para diminuir a carga por espera.</p><p>Esse sistema apresenta a seguinte desvantagem em relação ao cordel</p><p>detonante: quando a coluna de explosivos encartuchados perde o contato, a</p><p>depender do “AIR GAP” alguns cartuchos podem não ser iniciados.</p><p>Detonador eletrônico</p><p>Acompanhando a evolução tecnológica, o mercado desenvolveu o sistema</p><p>de retardo eletrônico, que consiste de uma espoleta de retardo eletrônico, fácil</p><p>de usar, programável, para todo tipo de desmonte em mineração e na construção</p><p>civil, podendo ser usado tanto em obras a céu aberto como subterrâneas.</p><p>O detonador eletrônico apresenta o mesmo layout e diâmetro de uma</p><p>espoleta elétrica de retardo convencional. A grande diferença reside em que</p><p>cada espoleta pode ter seu tempo de retardo programado individualmente.</p><p>Contém, em media, 790 mg de PETN (tetra nitrato de penta eritritol), como carga</p><p>de base, e 90 mg de azida de chumbo, como carga primária, ponte de fio de alta</p><p>resistência (inflamador) e um circuito eletrônico que contem um microship</p><p>inteligente e dois capacitores eletrônicos – um para assegura a autonomia do</p><p>detonador e o segundo para iniciar o inflamador. Ideal para uso nos altos</p><p>explosivos comerciais sensíveis a espoleta, podendo também, ser usado para a</p><p>detonação de boosters.</p><p>Booster</p><p>O reforçador ou “booster” é uma carga explosiva de alta potência para</p><p>reforçar a iniciação de explosivos de baixa sensibilidade como é o caso do</p><p>ANFO, emulsões e hidrogéis, sendo utilizado em conjunto com o cordel</p><p>detonante ou linha silenciosa. Trata-se de uma carga explosiva acondicionada</p><p>em um corpo plástico, normalmente, de formato tronco-cônico. No entanto,</p><p>podem ser encontrados no mercado outros formatos de boosters para melhor</p><p>adaptação em relação ao diâmetro e condições dos furos a serem carregados.</p><p>119</p><p>Os boosters menores, geralmente, possui apenas um furo no centro por onde é</p><p>introduzida a espoleta, para os boosters maiores são dois furos. O motivo pelo o</p><p>qual o booster maior ter dois furos é a garantia de furo vai ser iniciado, ou seja,</p><p>são colocados duas espoletas, para evitar falhas.</p><p>8.4.3 Mecanismo de ruptura da rocha</p><p>A finalidade do desmonte por explosivo é de converter a rocha em</p><p>fragmentos menores para que possam ser escavadores, transportados e</p><p>britados pelos equipamentos disponíveis. Para isso, são necessários 4 fatores:</p><p>I) fragmentação suficiente; II) deslocamento, movimentação e lançamento da</p><p>pilha; III) redução dos problemas ambientais; IV) minimização dos dano ao</p><p>maciço remanescente.</p><p>Fase dinâmica</p><p>A fase dinâmica do processo de fragmentação corresponde à ação das</p><p>ondas de choque, inicia pela deflagração da reação química do explosivo,</p><p>termodinamicamente instável.</p><p>Durante essa fase acontece o surgimento das ondas de tensão P</p><p>(compressão) e S (cisalhamento) associadas à rápida aceleração da explosão</p><p>na parede do furo. Na figura 46 pode ser visto as zonas de fragmentação na fase</p><p>dinâmica. A passagem da onda de tensão em volta do furo estabelece um estado</p><p>de tensão semi-estático. A fase dinâmica finda com o surgimento gradativo das</p><p>fraturas tangenciais a partir das faces livres.</p><p>Quando a onde de choque compressiva possui energia suficiente para</p><p>alcançar a face livre e retornar refletida com amplitude de tensão superior a</p><p>resistência de tração do maciço rochoso, resulta na fragmentação adequada.</p><p>120</p><p>Figura 46 - Zonas de fragmentação na fase dinâmica.</p><p>Fase semi-estática</p><p>Esta fase corresponde à ação da pressão dos gases de detonação. Trata-</p><p>se do trabalho mecânico realizado durante o processo de expansão ou</p><p>descompressão dos gases de detonação. Ao percorrem pelas fendas e pelas</p><p>microfissuras resultantes da fase dinâmica, os gases gerados de detonação</p><p>agem através da ação de cunhas propagando fendas e fraturas. Assim, separam</p><p>parte do maciço rochoso em fragmentos de rocha. Na medida em que os gases</p><p>são liberados, ocorre o lançamento dos blocos, consumando-se o desmonte de</p><p>rocha propriamente dito.</p><p>Trituração da rocha</p><p>Nos primeiros instantes da detonação, a energia é transmitida para o maciço</p><p>rochoso circunvizinho, na forma de onda de compressão que se propaga a uma</p><p>velocidade entre 2000 e 6000 m/s. A pressão da frente da onda de choque, que</p><p>se expande de forma cilíndrica, atinge valores acima de 18000 atm, superando</p><p>a resistência dinâmica da rocha, provocando a destruição de sua estrutura inter-</p><p>cristalina e intergranular.</p><p>Fraturamento radial</p><p>121</p><p>Durante a propagação da onda de choque, a rocha circundante ao furo é</p><p>submetida a uma intensa compressão radial que induz componentes de tração</p><p>nos planos tangenciais da frente da onda. Quando as tensões superam a</p><p>resistência dinâmica de tração da rocha, inicia-se a formação de uma zona densa</p><p>de fraturas radiais ao redor da zona triturada que rodeia o furo.</p><p>Reflexão da onda de choque</p><p>Quando a onda de choque alcança uma superfície livre é gerada onda de</p><p>tração e cisalhamento. A onda de tração pode causar fissuramento e fazer a</p><p>rocha se lascar na região da superfície livre. Ambas as ondas de tração e de</p><p>cisalhamento podem entender as fissuras pré-existente.</p><p>Extensão e abertura de fendas radiais</p><p>Durante e depois da formação das fendas radiais, os gases começam a</p><p>expandir-se e penetrar nas fraturas prolongando as mesmas.</p><p>Fratura por cisalhamento</p><p>Em formações rochosas sedimentares quando os extratos apresentam</p><p>distintos módulos de elasticidades ou parâmetros geomecânicos, se produz a</p><p>ruptura nos planos de separação. O fraturamento por cisalhamento ocorre</p><p>quando uma rocha adjacente é deslocada em tempos diferentes ou em</p><p>velocidades diferentes. O deslocamento é causado pelos gases à alta pressão.</p><p>A figura 47 apresenta um resumo dos principais mecanismos de ruptura da</p><p>rocha.</p><p>122</p><p>Figura 47 - Resumo dos principais mecanismos de ruptura da rocha.</p><p>Ruptura por flexão</p><p>A pressão exercida pelos gases da explosão faz com que a rocha sofra</p><p>deformação e fraturamento proveniente da flexão, figura 48.</p><p>Figura 48 - Ruptura por flexão.</p><p>8.4.4 Plano de fogo</p><p>123</p><p>A partir da década de 1950 desenvolveu-se um grande numero de formulas</p><p>e métodos de determinação das variáveis geométricas: afastamento,</p><p>espaçamento, subperfuração, etc... Estas fórmulas utilizam um ou vários grupos</p><p>de parâmetros tais como: diâmetro do furo, características dos explosivos e dos</p><p>maciços rochosos, etc... Não obstante, devido a grande heterogeneidade das</p><p>rochas, o método de calculo do plano de fogo deve se basear em um processo</p><p>contínuo de ensaios e análises que constituem o ajuste por tentativa.</p><p>As regras simples permitem uma primeira aproximação do desenho</p><p>geométrico dos desmontes e o cálculo das cargas. É obvio que em caso, depois</p><p>das provas e análises dos resultados iniciais, será necessário ajustar os</p><p>esquemas e cargas de explosivos, os tempos de retardo até obter um grau de</p><p>fragmentação, um controle estrutural e ambiental satisfatórios.</p><p>Aplicações</p><p>As aplicações mais importantes são: escavação de obras públicas e</p><p>mineração a céu aberto.</p><p>Diâmetro da perfuração</p><p>A eleição do diâmetro de perfuração depende da produção horária, do ritmo</p><p>de escavação, da altura da bancada e da resistência da rocha.</p><p>Uma produção elevada requer furos maiores. A produção não aumenta</p><p>linearmente em relação ao diâmetro do furo, mas praticamente de uma forma</p><p>quadrática, o que depende da capacidade dos diferentes equipamentos de</p><p>perfuração.</p><p>Outros fatores que interferem na escolha do diâmetro já foram discutidos no</p><p>item 8.3.4 (características dos furos). Mas acordo com Jimeno (2003) o diâmetro</p><p>dos furos depende de mais alguns fatores como:</p><p>- Características do maciço rochoso;</p><p>- Altura do banco e configuração da carga de explosivo;</p><p>124</p><p>Altura do banco</p><p>A escolha da altura do bancada é uma decisão que dever ser tomada</p><p>levando-se em consideração questões de ordem técnica e econômica, a saber:</p><p>I. As condições de estabilidade da rocha que compõe o maciço e a</p><p>segurança nas operações de escavação;</p><p>II. O volume de produção desejado, o qual determinará o tipo e o porte dos</p><p>equipamentos de perfuração, carregamento e transporte;</p><p>III. A maximização da eficiência no custo total de perfuração e desmonte.</p><p>Granulometria exigida</p><p>É função do tratamento e utilização posterior do material, e em alguns casos</p><p>indiretamente da capacidade dos equipamentos de carga. O tamanho dos blocos</p><p>” Tb “ se expressa por sua maior longitude, podendo apresentar os seguintes</p><p>valores:</p><p>Tb < 0,8AD sendo AD = tamanho de admissão do britador.</p><p>Material estéril que vai para a pilha de deposição controlada, dependerá da</p><p>capacidade da caçamba do equipamento de carregamento:</p><p>Tb < 0,7 ∛cc sendo cc = capacidade da caçamba em m3 .</p><p>OBS: o tamanho ótimo do bloco é, normalmente, aquele cuja relação com</p><p>a dimensão da caçamba do equipamento de carregamento se encontra entre 1/6</p><p>e 1/8.</p><p>Cálculo do plano de fogo</p><p>125</p><p>A metodologia sugerida inicia-se com o cálculo do afastamento. Porém é</p><p>preciso saber:</p><p>AFASTAMENTO MUITO PEQUENO - A rocha é lançada a uma</p><p>considerável distância da face. Os níveis de pulsos de ar são altos e a</p><p>fragmentação poderá ser excessivamente fina.</p><p>AFASTAMENTO MUITO GRANDE - A sobreescavação (backbreak) na</p><p>parede é muito severo.</p><p>AFASTAMENTO EXCESSIVO -</p><p>Grande emissão de gases dos furos</p><p>contribuindo para um ultralançamento dos fragmentos rochosos às distâncias</p><p>consideráveis, crateras verticais, alto nível de onda aérea e vibração do terreno.</p><p>A fragmentação da rocha pode ser extremamente grosseira e problemas no pé</p><p>da bancada podem ocorrer.</p><p>Uma expressão empírica e bastante útil para o cálculo do afastamento (A)</p><p>é expressa por:</p><p>A x De</p><p>r</p><p>e</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>0 0123 2 15, ,</p><p></p><p></p><p>sendo: e = densidade do explosivo (g/cm3);</p><p>r = densidade da rocha (g/cm3);</p><p>De = diâmetro do explosivo (mm).</p><p>Afastamento X Altura da bancada</p><p>Comentários a respeito da relação a altura do banco (Hb) e Afastamento</p><p>(A). Fonte: (Konya, 1985)</p><p>Hb/A Fragmentação Onda</p><p>aérea</p><p>Ultralançamento Vibração Comentários</p><p>126</p><p>1 Ruim severa Severo severa Quebra para trás.</p><p>Não detonar.</p><p>Recalcular o plano</p><p>de fogo.</p><p>2 Regular Regular Regular Regular Recalcular, se</p><p>possível.</p><p>3 Boa Boa Bom Boa Bom controle e</p><p>fragmentação</p><p>4 Excelente Excelente Excelente Excelente Não há aumento</p><p>em benefícios para</p><p>Hb/A > 4.</p><p>Se Hb/A > 4  A bancada é considerada alta.</p><p>Se Hb /A < 4  A bancada é considerada baixa.</p><p>Espaçamento</p><p>ESPAÇAMENTO (E) - É a distância entre dois furos de uma mesma fila.</p><p>No caso de bancada baixa (Hb/A<4) dois casos devem ser observados:</p><p> Os furos de uma linha são iniciados instantaneamente, a seguinte</p><p>expressão pode ser usada:</p><p> AHE b 233,0 </p><p>Sendo: Hb = altura do banco, em metros.</p><p> Os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode</p><p>ser usada:</p><p>No caso de bancada alta (Hb/A>4) dois casos devem ser observados:</p><p>8</p><p>)7( AH</p><p>E b </p><p>127</p><p> Os furos são iniciados instantaneamente, a seguinte expressão pode ser</p><p>usada:</p><p>E = 2 x A</p><p> Os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser</p><p>usada:</p><p>E = 1,4 x A</p><p>O espaçamento nunca deve ser menor que o afastamento, caso contrário,</p><p>o número de matacões será excessivo.</p><p>OBS: as Malhas Alongadas possuem elevada relação E/A, geralmente</p><p>acima de 1,75. São indicadas para rochas friáveis/macias.</p><p>Subfuração</p><p>SUBPERFURAÇÃO (S) - É o comprimento perfurado abaixo da praça da</p><p>bancada ou do greide a ser atingido. A necessidade da subperfuração decorre</p><p>do engastamento da rocha no pé da bancada.</p><p>Caso não seja usada está subperfuração, a base pode não ser arrancada</p><p>segundo um angulo de 90 e o pé da bancada pode não ficar na horizontal,</p><p>formando um “repé”, como pode ser visto na figura 49. O repé exigirá perfurações</p><p>secundárias de acabamento, grandemente onerosa e de alto risco para</p><p>operários e equipamentos.</p><p>S = 0,3 A</p><p>Profundidade do Furo</p><p>128</p><p>PROFUNDIDADE DO FURO (Hf ) - É o comprimento total perfurado que,</p><p>devido a inclinação e a subperfuração (S), será maior que a altura da bancada.</p><p>O comprimento do furo aumenta com a inclinação, entretanto, a subperfuração</p><p>(S) diminui com esta.</p><p>Para calcular (Hf) utiliza-se a seguinte expressão:</p><p>Sx</p><p>H</p><p>H b</p><p>f </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>100</p><p>1</p><p>cos</p><p></p><p></p><p>Tampão</p><p>O tampão é usado para confinar os gases gerados pelos explosivos e seu</p><p>funcionamento adequado permita a máxima transferência de energia para o</p><p>maciço rochoso, bem como para o controle da sobrepressão atmosférica e o</p><p>ultralançamento dos fragmentos rochosos. A altura do tampão pode ser</p><p>calculada pela seguinte expressão:</p><p>T = 0,7 A</p><p>T < A  risco de ultralançamento da superfície mais alta aumenta.</p><p>T > A  produzirá mais matacões, entretanto o lançamento será menor</p><p>ou eliminado.</p><p>Tampão ótimo</p><p>TAMPÃO (T) - É a parte superior do furo que não é carregada com</p><p>explosivos, mas sim com terra, areia ou outro material inerte bem socado a fim</p><p>129</p><p>de confinar os gases do explosivo. O ótimo tamanho do material do tampão (OT)</p><p>apresenta um diâmetro médio (D) de 0,05 vezes o diâmetro do furo, isto é:</p><p>OT = D / 20</p><p>O material do tampão deve ser angular para funcionar apropriadamente.</p><p>Detritos de perfuração devem ser evitados.</p><p>Indicadores de controle do desmonte</p><p>VOLUME DE ROCHA POR FURO (V) - O volume de rocha por furo é obtido</p><p>multiplicando-se a altura da bancada (Hb) pelo afastamento (A) e pelo</p><p>espaçamento (E):</p><p>V = Hb x A x E</p><p>PERFURAÇÃO ESPECÍFICA (PE) - É a relação entre a quantidade de</p><p>metros perfurados por furo e o volume de rocha por furo (V), isto é:</p><p>PE</p><p>H</p><p>V</p><p>f</p><p></p><p>CÁLCULO DAS CARGAS</p><p>Razão Linear de Carregamento (RL)</p><p>RL</p><p>d</p><p>xe</p><p>e</p><p></p><p></p><p>2</p><p>4000</p><p>130</p><p>onde: de = diâmetro do explosivo (mm);</p><p>e = densidade do explosivo (g/cm3).</p><p>Altura da carga de fundo (Hcf )</p><p>A carga de fundo é uma carga reforçada, necessária no fundo do furo onde</p><p>a rocha é mais presa.</p><p>Alguns autores sugerem que Hcf deve ser um valor entre 30 a 40% da</p><p>altura da carga de explosivos (Hc). A tendência, a depender dos resultados do</p><p>desmonte, é de reduzi-la cada vez mais para diminuir os custos com explosivos.</p><p>Hcf = 0,3(Hf - T)</p><p>Carga de coluna é a carga acima da de fundo; não precisa ser tão</p><p>concentrada quando a de fundo, já que a rocha desta região não é tão presa.</p><p>A altura da carga de coluna é igual à altura total da carga (Hc) menos a</p><p>altura da carga de fundo (Hcf):</p><p>Hcc = Hc - Hcf</p><p>Carga Total (CT)</p><p>A carga total será a soma da carga de fundo mais a de coluna:</p><p>CT = CF + CC</p><p>131</p><p>RAZÃO DE CARREGAMENTO (RC)</p><p>RC</p><p>CT</p><p>V</p><p>Kg m ( / )3</p><p>Exemplo de cálculo de Plano de Fogo</p><p>Exemplo 1</p><p>Dados:</p><p>Rocha: calcário</p><p>Altura da bancada: 15,0 m</p><p>Diâmetro da perfuração: 101 mm (4”)</p><p>Angulo de inclinação dos furos: 20</p><p>Explosivo utilizado: ANFO (94,5/5,5);  = 0,85 g/cm3</p><p>Densidade da rocha: 2,7 g/cm3 = 2,7 t/m3</p><p>Condição de carregamento: furos secos.</p><p>Calcule: (SUGESTÃO)</p><p> Afastamento (A)</p><p> Subfuração (S)</p><p> Profundidade do furo (Hf)</p><p> Tampão (T)</p><p> Razão Linear de Carregamento (RL)</p><p> Altura da carga de explosivos (He)</p><p> Carga de explosivo (CE)</p><p> Volume de rocha por furo (V)</p><p> Razão de carregamento (RC)</p><p> Perfuração específica (PE)</p><p>132</p><p>RESOLUÇÃO</p><p>1. Cálculo do Afastamento (A)</p><p>e</p><p>r</p><p>e DxA </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> 5,120123,0</p><p></p><p></p><p>mxA 6,21015,1</p><p>7,2</p><p>85,0</p><p>20123,0 </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>2. Cálculo da Subperfuração (S)</p><p>S = 0,3 x A = 0,3 x 2,6 m = 0,8 m</p><p>3. Cálculo da profundidade do furo (Hf)</p><p>mxSx</p><p>H</p><p>H b</p><p>f 6,168,0</p><p>100</p><p>20</p><p>1</p><p>20cos</p><p>15</p><p>100</p><p>1</p><p>cos</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>Como Hb/A = 5,8  Hb/A > 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os</p><p>furos de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada:</p><p>E = 1,4 x A = 1,4 x 2,6 = 3,6 m</p><p>4. Cálculo do Tampão (T)</p><p>T = 0,7 x A = 0,7 x 2,6 m = 1,8 m</p><p>133</p><p>5. Cálculo da razão linear de carregamento (RL)</p><p>RL</p><p>d</p><p>xe</p><p>e</p><p></p><p></p><p>2</p><p>4000</p><p>Para o ANFO:</p><p> </p><p>mKgxx</p><p>d</p><p>RL e</p><p>e</p><p>ANFO /8,685,0</p><p>4000</p><p>10114,3</p><p>4000</p><p>22</p><p> </p><p></p><p>6. Cálculo da altura da carga de explosivo (He)</p><p>He = Hf - T = 16,6 – 1,8 = 14,8 m</p><p>7. Cálculo da carga de explosivo (CE)</p><p>CE = RLANFO x He = 6,8 Kg/m x 14,8 m = 100,64 kg</p><p>8. Cálculo do volume de rocha por furo (V)</p><p>V = Hb x A x E = 15 x 2,6 x 3,6 = 140,4 m3</p><p>9. Cálculo da razão de carregamento (RC)</p><p>tg</p><p>mtxm</p><p>kg</p><p>mg</p><p>m</p><p>kg</p><p>V</p><p>CE</p><p>RC /48,265</p><p>/7,240,140</p><p>64,100</p><p>/81,716</p><p>40,140</p><p>64,100</p><p>33</p><p>3</p><p>3</p><p></p><p>10. Cálculo da Perfuração Específica (PE)</p><p>3</p><p>3</p><p>/12,0</p><p>4,140</p><p>6,16</p><p>mm</p><p>m</p><p>m</p><p>V</p><p>H</p><p>PE</p><p>f</p><p></p><p>134</p><p>11. Malha de perfuração</p><p>• Uma distribuição regular de explosivos requer uma malha de furos</p><p>também regular;</p><p>• Quadrada ou em pé-de-galinha?</p><p>EXERCÍCIO</p><p>1 – Uma empresa de agregado mineral, localizada na região sul do país,</p><p>produzirá</p><p>brita a partir da lavra a céu aberto de basalto. Sabendo que os</p><p>equipamentos de lavra já foram previamente dimensionados, considere: Altura</p><p>da bancada = 12,0 m; diâmetro de perfuração = 3” (76 mm); Ângulo de inclinação</p><p>dos furos = 15º; Explosivo utilizado: emulsão encartuchada; ρ= 1,15 g/cm3;</p><p>densidade da rocha = 2,7 g/cm3 => 2,7 t/m3; dimensão dos cartuchos 21/2” x</p><p>24” (64 mm x 610 mm). Considere as condições de carregamento dadas por</p><p>furos com água e, neste caso, utilizaremos elementos de retardo entre os furos</p><p>de uma mesma linha, devido a proximidade de área urbana. Responda as</p><p>perguntas abaixo, utilizando as fórmulas apresentadas em aula.</p><p>a) Qual o afastamento (A), subfuração (S), profundidade do furo (Hf),</p><p>espaçamento (E) e tampão (T)?</p><p>b) Qual a razão de carregamento linear (RL), cálculo do número de</p><p>cartuchos por furo (Nce), cálculo da carga explosiva por furo?</p><p>c) Qual o volume de rocha por furo (V) e razão de carregamento (RC)?</p><p>DESMONTE SECUNDÁRIO (FOGACHO)</p><p>O desmonte secundário, fogacho, visa à fragmentação de blocos grandes</p><p>ou matacões que foram gerados na execução do plano de fogo (desmonte</p><p>primário). Outra função do fogacho é a retirado do repé, este é uma</p><p>protuberância na praça das operações mineiras, como pode ser visto na figura</p><p>49.</p><p>135</p><p>Figura 49 - Protuberância na praça das operações minerais.</p><p>O objetivo principal do desmonte secundário é facilitar o carregamento e o</p><p>transporte do material detonado, seja este, estéril ou minério. Sendo que no caso</p><p>do estéril a limitação do tamanho do bloco é a caçamba do equipamento de</p><p>carregamento e transporte. E no caso do minério é 80% da abertura da</p><p>alimentação do britador. Na figura 50 é possível visualizar os blocos que podem</p><p>ser passíveis de fogacho para adequar a granulometria.</p><p>Figura 50 - Exemplos de blocos que podem ser utilizado o fogacho para adequar a</p><p>granulometria.</p><p>136</p><p>Os métodos utilizados no desmonte secundário podem ser:</p><p>Métodos químicos:</p><p> Método do bloco perfurado;</p><p> Método do João de Barro;</p><p> Método do buraco de cobra.</p><p> Método da argamassa expansiva</p><p>Métodos mecânicos:</p><p> Método do desmonte através do rompedor hidráulico;</p><p> Método do drop-ball.</p><p>No método do bloco perfurado, o bloco é perfurado utilizando uma</p><p>perfuratriz ou um rompedor hidráulico até o meio do bloco por um ou mais furos,</p><p>no interior do bloco é colocado uma carga de explosivo. A quantidade de</p><p>explosivo deve ser estimada pelo blaster ou cabo de fogo para cada bloco a ser</p><p>desmontado. Na figura 51 pode ser visto um esquemático desta metodologia e</p><p>na tabela 2 é indica as características dos furos e a massa de explosivo de</p><p>acordo com o volume do bloco a ser desmontado.</p><p>Figura 51 - Método do bloco perfurado.</p><p>137</p><p>Tabela 2 - Características dos furos e massa de explosivo para o método do bloco perfurado.</p><p>No método do Joao de Barro o explosivo o bloco não é perfurado e o</p><p>explosivo é coberto com uma massa de argila na parte côncava do bloco. Na</p><p>figura 52 pode ser visto um esquemático desta metodologia e na tabela 3 está</p><p>indicado uma estimado da carga de explosivo de acordo o volume do bloco.</p><p>Figura 52 - Método do Joao de Barro.</p><p>Tabela 3 - Carga de explosivo de acordo a dimensão do bloco no método João de Barro.</p><p>138</p><p>O método do buraco de cobra pode ser visto na figura 53 e na figura 54</p><p>recomendações de como executar o método.</p><p>Figura 53 - Método do Buraco de Cobra.</p><p>Figura 54 - Recomendações de como usar o Método do Buraco de Cobra</p><p>.</p><p>O método que utiliza a argamassa expansiva utiliza uma metodologia</p><p>parecida com a do bloco perfurado, no entanto, invés de colocar explosivo é</p><p>colocado um composto que pode aumentar até 20 vezes o seu volume inicial.</p><p>Sendo assim, o bloco pode ser fragmentado pelo aumento do volume do fluído.</p><p>Os métodos mecânicos tem um custo muito mais elevado do que os</p><p>métodos químicos, pois utilizam uma escavadeira para operar o rompedor</p><p>hidráulico e/ou para movimentar uma bola para fazer a fragmentação por</p><p>139</p><p>impacto. Com relação à produtividade nos métodos mecânicos, também, é muito</p><p>menor. Mesmo tendo um custo muito mais elevado e baixa produtividade, eles</p><p>são utilizados quando a mineração está muito próxima da civilização como</p><p>residências, rodovia e estrutura da própria empresa como casa de bomba, poços</p><p>artesianos, correias transportadoras, minerodutos, entre outras.</p><p>8.4.5 Aspectos legais e de segurança dos explosivos</p><p>O armazenamento, o transporte e o manuseio de explosivos obedecem aos</p><p>regulamentos ditados pelo Departamento de Fiscalização de Produtos</p><p>Controlados do Ministério da Defesa, entre os quais citamos:</p><p> Os acessórios de detonação e os explosivos devem ser</p><p>armazenados em depósitos separados chamados paióis, cujas</p><p>medidas dependem da quantidade de material armazenado.</p><p> O acesso aos paióis deve ser fácil e a área ao redor deve ser limpa</p><p>para evitar incêndio.</p><p>Para maiores detalhes de segurança e aspectos legal, favor consultar a</p><p>NR19 e o item 22.21 da NR22. Exemplos de Dimensões de paiol pode ser visto</p><p>na tabela 4.</p><p>Tabela 4. - Exemplos de dimensão de paiol</p><p>Dimensões do paiol (m)</p><p>largura x comprimento x altura</p><p>1,5 x 2 x 3 2 x 2,5 x 3 3 x 3,5 x 3 8 x 12 x 3</p><p>Distâncias</p><p>mínimas</p><p>- Rodovias</p><p>140</p><p>155</p><p>185</p><p>350</p><p>- Ferrovias 280 310 370 700</p><p>- Habitações 460 520 620 1.150</p><p>- Entre depósitos 90 90 90 250</p><p>Capacidades</p><p>Máximas</p><p>- Dinamite (kg)</p><p>2.200</p><p>4.000</p><p>8.500</p><p>68.000</p><p>- Estopim (m) 32.000 54.000 113.000 648.000</p><p>-Espoletas simples (un) 29.700 49.500 103.000 594.000</p><p>- Espoleta elétrica (un) 21.000 35.000 73.600 420.000</p><p>- Cordel detonante (m) 21.000 35.000 73.600 420.000</p><p>140</p><p>8.5 Carregamento e transporte</p><p>Para a definição do tipo de equipamentos e sistemas a serem utilizados</p><p>para o translado de minério e estéril a média ou longa distância, diversos</p><p>aspectos devem ser considerados e avaliados, entre os quais, capacidade</p><p>manuseada, distância de transporte, topografia do terreno, infra-estrutura</p><p>disponível na região, interferências com o meio ambiente e economicidade.</p><p>Uma vez selecionados os tipos de equipamentos que atendam as condições</p><p>específicas do trabalho, é importante que se selecione também os porte destes</p><p>equipamentos, que irão operar conjugadamente, visando uma maior eficiência</p><p>global, bem como para evitar que os cálculos do dimensionamento sejam feitos</p><p>para alternativas que, de antemão, já se mostrem incompatíveis.</p><p>Esta compatibilização deve, inicialmente, basear-se em restrições físicas,</p><p>como, por exemplo:</p><p>1. A altura da bancada, condicionando o porte do equipamento de</p><p>carregamento;</p><p>2. O número de passes do equipamento de carregamento para encher</p><p>o equipamento de transporte. Considera-se que de 3 a 5 passes</p><p>(caçambadas) representam um bom equilíbrio. Um número menor</p><p>seria preferível, contando que:</p><p>a) O tamanho da caçamba da unidade de transporte não seja muito</p><p>pequeno em comparação com o tamanho da caçamba da unidade</p><p>de carregamento, resultando em impactos sobre a suspensão e a</p><p>estrutura do veículo e derramamento excessivo da carga.</p><p>b) O tempo de carregamento não seja tão curto que ocasione a demora</p><p>da chegada da unidade de transporte seguinte, ocasionando um</p><p>tempo excessivo de espera por parte da unidade de carregamento.</p><p>c) O número de unidades de transporte para cada unidade de</p><p>carregamento. Se este número for muito pequeno poderá ocorrer</p><p>141</p><p>ociosidade da unidade de carregamento; se o contrário é provável</p><p>que ocorram filas dos equipamentos de transporte.</p><p>d) O número excessivo de unidades da frota, ocasionando dificuldades</p><p>de tráfego, manutenção etc.</p><p>8.5.1 Principais considerações na seleção primária dos equipamentos</p><p>Para a escolha dos equipamentos de lavra vários fatores devem ser levando</p><p>em consideração entre</p><p>eles podemos citar: a) a geologia do depósito; b) a</p><p>necessidade de produção; c) a vida útil do projeto; d) disponibilidade de capital;</p><p>e) custo de operação; f) parâmetros geotécnicos; g) recuperação dos recursos;</p><p>h) interferências com o meio ambiente.</p><p>Alguns tipos de equipamentos podem ser visto na tabela 5.</p><p>Tabela 5 - Equipamentos de carregamento ou escavação, conforme o tipo de operação.</p><p>Operação Equipamento</p><p>Equipamentos cíclicos usados em lavra a céu aberto shovel ou escavadeira</p><p>carregadeira</p><p>retroescavadeira</p><p>dragline</p><p>scraper</p><p>Equipamentos contínuos usados em lavra a céu aberto Roda de caçambas</p><p>Mineradores contínuos</p><p>Desmonte hidráulico</p><p>Dragagem</p><p>Equipamentos cíclicos usados em lavra subterrânea carregadeira</p><p>cramshell</p><p>LHD (load-haul-dump)</p><p>scraper a cabo</p><p>shutter car</p><p>Equipamentos contínuos usados em lavra subterrânea cortador de carvão</p><p>furadores contínuos de túnel</p><p>8.5.2 Dimensionamento de frota</p><p>142</p><p>O dimensionamento de frota pode ser feito de diversas maneiras. Uma</p><p>das mais utilizada e eficaz durante a operação de mina é o dimensionamento</p><p>através dos tempos de ciclos. O tempo de ciclo é o tempo gasto pelo</p><p>equipamento para transportar um volume de concha. O templo de ciclo para os</p><p>equipamentos de carregamento e transporte pode ser visto na figura 56.</p><p>Com base nos tempos de ciclos dos equipamentos, no tempo programado</p><p>anualmente que a mina irá operar e na demanda de produção de minério e estéril</p><p>é possível fazer uma regra de três e definir o número de equipamentos</p><p>necessário para cumprir o objetivo. Esse tipo de dimensionamento pode parecer</p><p>simples demais, mas este pode ser muito preciso de acordo com a qualidade</p><p>das informações que compõem o cálculo.</p><p>O levantamento dos tempos de ciclos pode ser feito utilizando apenas um</p><p>cronômetro. Para maior representatividade o ideal é que esses tempos de ciclos</p><p>sejam coletados em todas as frentes de lavra e para diversas condições de</p><p>operação da mina para um dimensionamento anual por exemplo. Empresa de</p><p>médio a grande porte, geralmente, usam o sistema de despacho, logo essas</p><p>informações ficam disponíveis no sistema.</p><p>Vale ressaltar que a metodologia é valida não apenas para o</p><p>dimensionamento anual, mas para qualquer escala de tempo, como por</p><p>exemplo, a meta de produção para um turno de trabalho. Alguns fatores são</p><p>primordiais para que a metodologia funcione bem, uma delas é o empolamento</p><p>da rocha a ser carregada e transportada e o tempo programando levando em</p><p>consideração os horários das refeições, troca de turno e paradas para</p><p>manutenção.</p><p>143</p><p>Figura 55 - Tempo de ciclo.</p><p>8.5.3 Exercícios</p><p>1 - Uma mineração desejar produzir 12 milhões de toneladas de minério de</p><p>ferro com teor de 62% de Fe no ano. A mineração opera 24 horas durante todo</p><p>o ano. Para liberação desse minério o planejamento de lavra calculou uma REM</p><p>(relação estéril/minério) de 2,92. A densidade do minério é de 3,1 g/cm3 e do</p><p>estéril de 2,3 g/cm3. O volume da caçamba do equipamento de carregamento é</p><p>de 4,2 m3 e do equipamento de transporte é de 22,0 m3. Os dados médios de</p><p>campo dos equipamentos são:</p><p>EQUIPAMENTO DE TRANSPORTE</p><p> Tempo de carregamento: 2 minutos e 30 segundos;</p><p> Tempo de deslocamento cheio: 12 minutos e 30 segundos;</p><p> Tempo de descarregamento na britagem: 1 minuto e 20 segundos;</p><p> Tempo de descarregamento no depósito de estéril: 50 segundos;</p><p> Tempo de deslocamento vazio: 10 minutos e 30 segundos.</p><p>144</p><p> O tempo em fila na britagem: 30 segundos;</p><p> O tempo em fila na escavadeira: 1 minuto e 30 segundos;</p><p>EQUIPAMENTO DE CARREGAMENTO</p><p> Tempo de carregamento: 10 segundos;</p><p> Tempo de deslocamento cheio: 10 segundos;</p><p> Tempo de descarregamento: 5 segundos;</p><p> Tempo de deslocamento vazio: 5 segundos.</p><p>FAÇA O DIMENSIONAMENTO DA FROTA PARA ESTÉRIL E MINÉRIO.</p><p>2 - Uma mineração desejar produzir 3,2 milhões de metros cúbicos de</p><p>minério para uma REM de 2,06 durante um ano de operação. A velocidade média</p><p>dos caminhões no estéril é de 38 km/h e para o minério de 34 Km/h.O volume</p><p>da caçamba do equipamento de transporte é de 20,0 m3. A britagem fica a 4200</p><p>metros e o depósito de estéril a 3200 metros. O tempo de carregamento é de 1</p><p>minuto e 30 independente da rocha. Tempo de manobra e descarregamento na</p><p>britagem 2 minutos e 30 segundos e no depósito de estéril 1 minuto. A densidade</p><p>do minério é de 2,0 g/cm3 e do estéril de 2,02 g/cm3.</p><p>FAÇA O DIMENSIONAMENTO DA FROTA DE CAMINHÕES.</p><p>3 - Uma mineração desejar produzir 12 milhões de toneladas de minério</p><p>fosfático com teor de 11,0% P2O5apno ano, sendo o teor de corte de 5,0%</p><p>P2O5ap. O regime de trabalho são 2 turnos, totalizando16 horas diárias. Durante</p><p>o ano a mineração paralisa suas operações por 30 dias para manutenção</p><p>corretiva na planta de beneficiamento. Para liberação deste minério o</p><p>planejamento de lavra calculou uma REM de 4,02. A densidade do minério é de</p><p>2,0 g/cm3 e do estéril de 3,02 t/m3. O equipamento de carregamento na média</p><p>executa 4ciclos. O volume da caçamba do equipamento de carregamento é de</p><p>145</p><p>4,2 m3 e do equipamento de transporte é de 22,0 m3. Os dados médios de</p><p>campo dos equipamentos de transporte são:</p><p> Tempo de carregamento: 1 minuto e 40 segundos;</p><p> Tempo de deslocamento carregado: 20 minutos e 30 segundos;</p><p> Tempo de descarregamento: 1 minuto e 20 segundos;</p><p> Tempo de deslocamento descarregado: 18 minutos e 30 segundos.</p><p> Tempo em fila na britagem: 1 minuto e 30 segundos;</p><p> Tempo em fila na praça do depósito de estéril: 30 segundos</p><p> Tempo em fila na escavadeira: 1 minuto e 30 segundos;</p><p>FAÇA O DIMENSIONAMENTO DOS EQUIPAMENTOS DE CARREGAMENTO</p><p>E TRANSPORTE PARA ESTÉRIL E MINÉRIO. FAÇA UMA ANÁLISE CRITICA</p><p>DO RESULTADO E PROPONHA UM PLANO DE AÇÃO CASO SEJA</p><p>NECESSÁRIO.</p><p>8.6 Referências bibliográficas</p><p> JIMENO, C.L.; JIMENO, E.L. e BERMÚDEZ, P.G. Manual de perforación y voladura de</p><p>rocas. Gráfica Arias Montano S.A., 2003.</p><p>CAPÍTULO IX - NOÇÕES DE ESTABILIDADE DE TALUDE</p><p>9.1 Considerações iniciais</p><p>Talude é a denominação que se dá a qualquer superfície inclinada de um</p><p>maciço de solo e/ou rocha. Neste contexto os taludes podem ser naturais,</p><p>também denominados encosta, ou construído pelo homem, também</p><p>denominado de talude artificial.</p><p>Assim os taludes estão inseridos no contexto social em diversos setores, os</p><p>taludes naturais no planejamento urbano e de rodovias, e os taludes artificiais</p><p>em diversas obras de engenharia. A Estabilidade de Taludes constitui o conjunto</p><p>de técnicas teóricas e práticas, alicerçadas na Geomecânica com objetivo de se</p><p>avaliar a estabilidade de taludes artificiais e/ou naturais, visando a redução do</p><p>risco em relação a problemas de instabilidade.</p><p>146</p><p>O objeto de estudo da estabilidade de taludes é o maciço rochoso. O maciço</p><p>rochoso para a Mecânica das Rochas é um conjunto de blocos do material rocha,</p><p>denominado, indevidamente, de “rocha intacta”, definidos pela interseção de</p><p>conjuntos, denominados famílias, de superfícies subparalelas, mais ou menos</p><p>planares, de origem geológica qualquer, por exemplo, juntas, fraturas, falhas,</p><p>estratificações, que são coletivamente designadas por descontinuidades.</p><p>Assim têm-se que o maciço rochoso é o somatório de blocos de “rocha</p><p>intacta” e as descontinuidades. A Figura 56 apresenta, esquematicamente o</p><p>maciço rochoso, destacando as descontinuidades e os blocos de “rocha intacta”.</p><p>Figura 56 - Elementos de um maciço rochoso</p><p>Descontinuidades é o termo usado na engenharia para identificar fratura,</p><p>juntas, falhas, fissuras, estratificação, foliação e xistosidades de modo a indicar</p><p>que o maciço rochoso não é um meio contínuo. Posto isso, é possível perceber</p><p>a importância das famílias de descontinuidade em um talude em maciços</p><p>rochosos, haja vista que estas podem condicionar modos de ruptura.</p><p>Em uma mina a céu aberto pode-se encontrar</p><p>diferentes tipos de taludes,</p><p>diferenciados de acordo com posição e alturas. Os tipos de taludes são o talude</p><p>de bancada que seria o talude singular, apenas uma bancada; o talude inter-</p><p>rampa, que seria o talude entre duas rampas respectivas; e o talude final, ou</p><p>talude global, que seria o talude entre a crista do banco de maior cota com o pé</p><p>do talude de menor cota. A Figura 57 ilustra os três tipos de taludes</p><p>mencionados.</p><p>147</p><p>Figura 57 - Tipos de taludes em uma mina a céu aberto.</p><p>A relação entre as descontinuidades em um maciço rochoso e a dimensão</p><p>do talude em estudo é conhecida como efeito escala, onde a mesma</p><p>configuração de descontinuidades podem ocasionar diferentes problemas de</p><p>estabilidade em função da dimensão do talude. Por exemplo, a Figura 58</p><p>apresenta três diferentes dimensões para taludes, com a mesma configuração</p><p>de descontinuidades, em (a) um talude de bancada com altura de 30 metros e</p><p>inclinação de 70°, em (b) um talude inter-rampa com altura de 90 metros e</p><p>inclinação de 50° e em (c) um talude global com altura de 500 metros e inclinação</p><p>de 50°.</p><p>Figura 58 - (a) talude de bancada (b) talude inter-rampa (c) talude final</p><p>No talude de bancada percebe-se que o meio é descontinuo e nota-se a</p><p>influência das descontinuidades que podem condicionar escorregamentos de</p><p>blocos, possíveis rupturas. No talude inter-rampa percebe-se que as</p><p>148</p><p>descontinuidades perdem um pouco da influência sobre o talude e assim podem</p><p>acontecer rupturas combinadas entre as descontinuidades ou a ruptura pela</p><p>rocha. No talude nota-se que o meio se torna contínuo, denominado contínuo-</p><p>equivalente, sendo comum a ocorrência de ruptura pela rocha ou combinada.</p><p>9.2 Caracterização de maciços rochosos</p><p>A caracterização dos maciços rochosos é realizada por meio do</p><p>levantamento das características do maciço rochoso, ou seja, rocha intacta e</p><p>descontinuidades presentes. As características são obtidas por meio de ensaios</p><p>e observações em campo, abrangendo naturezas quantitativas e qualitativas a</p><p>depender do tipo de parâmetros em análise. A Figura 59 apresenta alguns dos</p><p>principais parâmetros relativos às descontinuidades.</p><p>Figura 59 - Características das descontinuidades. Adaptado de ISRM (1981)</p><p>Além dos parâmetros apresentados na Figura 59, destacam-se a alteração</p><p>e a resistência do maciço rochoso. Ambos os parâmetros podem ser levantados</p><p>em campo; a alteração por meio de observação do material rochoso e a</p><p>resistência por meio de ensaios de compressão uniaxial e triaxial, ou em campo</p><p>por meio do teste de martelo de geólogo ou pelo teste do esclerômetro de</p><p>Schmidt.</p><p>A resistência à compressão da rocha intacta usualmente é determinada</p><p>através de ensaios de compressão, tais como os ensaios de compressão uniaxial</p><p>e triaxial, em que as amostras de testemunhos de sondagem que são</p><p>149</p><p>submetidas a cargas axiais ou triaxiais em prensas até o seu colapso. O maior</p><p>desafio da obtenção deste parâmetro é a coleta e manutenção das amostras.</p><p>Na impossibilidade de aplicação destes ensaios diversas outras formas de</p><p>obtenção da resistência foram propostas, destacando o teste do martelo de</p><p>geólogo e testes por meio do esclerômetro de Schmidt. Para estes tipos de teste</p><p>existem correlações propostas na literatura para estimação da resistência a</p><p>compressão uniaxial.</p><p>O teste do martelo de geólogo sempre foi bastante utilizado pela</p><p>simplicidade de aplicação, além dos resultados imediatos e coerentes com a</p><p>realidade. Neste tipo de teste o resultado da resistência é obtido em faixas e</p><p>relacionado com a característica do material em resposta a aplicação de golpes</p><p>do martelo de geólogo. A Tabela 6 apresenta as faixas da resistência dos</p><p>maciços rochosos em relação a descrição e característica do material.</p><p>Tabela 6 - Resistência dos maciços rochosos por meio do teste de martelo de geólogo. Adaptado</p><p>do ISRM (1981).</p><p>Grau Resistência</p><p>(Mpa)</p><p>Descrição Característica</p><p>R0 0,25 – 1,00 Extremamente branda Marcada pela unha</p><p>R1 1,00 – 5,00 Muito branda Esmigalha-se com um golpe de martelo.</p><p>Raspada com canivete.</p><p>R2 5,00 – 25,0 Branda Marcada com a ponta do martelo em</p><p>golpe firme.</p><p>Raspada com dificuldade com o canivete.</p><p>R3 25,0 – 50,0 Resistência média Amostras fraturadas com único golpe de</p><p>martelo.</p><p>Não risca com canivete.</p><p>R4 50,0 – 100 Resistente Mais de um golpe de martelo para fraturar</p><p>a rocha.</p><p>R5 100 – 250 Muito resistente Muitos golpes de martelo para fraturar a</p><p>rocha.</p><p>R6 > 250 Extremamente</p><p>resistente</p><p>Amostras somente lascadas com golpes</p><p>de martelo.</p><p>A alteração do maciço rochoso reflete o conjunto de ações intempéricas</p><p>sofrida pelo maciço rochoso. De fato, uma análise qualitativa do estado de</p><p>alteração, deve-se atentar a fatores como mineralogia e a textura da rocha. A</p><p>150</p><p>Tabela 7 apresenta uma forma de caracterização da alteração em maciços</p><p>rochosos segundo a ISRM (1981).</p><p>Tabela 7 - Caracterização da alteração em maciços rochosos. Adaptado da ISRM (1981).</p><p>Sigla Denominação Descrição</p><p>W1 Sem alteração (rocha sã) Alteração mineralógica nula ou incipiente. Minerais</p><p>preservam brilho original, cor e clivagem. Foliação visível</p><p>e selada. Resistência original da rocha não afetada pela</p><p>alteração.</p><p>W2 Pouca alteração Leve descoloração e oxidação na matriz e ao longo das</p><p>descontinuidades. Foliação visível e selada. Juntas</p><p>fechadas, paredes ligeiramente alteradas. Resistência</p><p>original da rocha parcialmente afetada.</p><p>W3 Alteração moderada Matriz descolorida, com evidências de oxidação. Juntas</p><p>abertas (< 1.0 mm) e oxidadas, podendo ocorrer material</p><p>mais alterado ao longo das descontinuidades. Foliação</p><p>realçada pelo intemperismo. Resistência afetada.</p><p>W4 Muita alteração Alteração acentuada, alguns minerais parcialmente</p><p>decompostos. Matriz totalmente oxidada e cores muito</p><p>modificadas. Fraturas abertas (2 < e < 5 mm) e oxidadas.</p><p>Foliação realçada pelo intemperismo. Desplacamentos ao</p><p>longo da foliação.</p><p>W5 Alteração extrema Material completamente alterado para solo estruturado.</p><p>Extremamente descolorido, minerais resistentes</p><p>quebrados e outros transformados em argilominerais.</p><p>Foliação preservada. Juntas não discerníveis.</p><p>W6 Solo residual Material totalmente transformado em solo.</p><p>O índice de qualidade da rocha, Rock Quality Designation ou RQD, é</p><p>tradicionalmente obtido a partir de testemunhos de sondagens. Para</p><p>determinação do índice deve-se calcular a porcentagem de pedaços intactos</p><p>com mais de 100 mm no comprimento total da amostragem, sendo que os furos</p><p>devem ter no mínimo 54,7 mm de diâmetro. Além disso, os furos devem ser</p><p>perfurados com amostrador duplo. A Figura 60 apresenta o processo de cálculo</p><p>do RQD por meio de um testemunho de sondagem.</p><p>151</p><p>Figura 60 - Determinação do RQD por meio de um testemunho de sondagem. Modificado de</p><p>Deere & Deere (1988).</p><p>Na ausência de testemunhos o RQD pode ser obtido por meio das equações</p><p>propostas por Hudson & Harrison (1997) e Palmström (1982), que estabelecem</p><p>correlação entre a frequência das descontinuidades e o RQD. As equações</p><p>seguintes permitem a obtenção do RQD, onde λ é a frequência das</p><p>descontinuidades (número de descontinuidades por metro na scanline) e t é o</p><p>corte (tamanho do pedaço de rocha intacta considerada, normalmente 10</p><p>centímetros), e Jv é o contador volumétrico de juntas.</p><p>��� = 100(λt + 1)����</p><p>��� = 115 − 3,3Jv</p><p>O contador volumétrico de juntas é uma medida para o número de juntas</p><p>dentro de uma unidade de volume do maciço rochoso, definido pela equação</p><p>152</p><p>abaixo, onde Si é o espaçamento das juntas em metros para a referida família</p><p>de juntas.</p><p>�� = � 1 ��⁄</p><p>O espaçamento das descontinuidades pode ser tomado como a distância</p><p>média entre duas descontinuidades da mesma família. Em geral as distâncias</p><p>seguem um padrão e o valor médio deve ser adotado. Uma vez que os valores</p><p>se tornem discrepantes,</p><p>influenciando a média, a setorização do maciço rochoso</p><p>é recomendada.</p><p>Existem duas maneiras de se medir o espaçamento entre as</p><p>descontinuidades, tomando-se a distância perpendicular entre duas</p><p>descontinuidades da mesma família e a demonstrada na Figura 59. A forma</p><p>demonstrada na Figura 59 têm-se a medida entre duas descontinuidades</p><p>adjacentes, independentemente da família, assim a distância não é tomada na</p><p>perpendicular e o inverso dessa distância representa a frequência de</p><p>descontinuidade.</p><p>As duas formas de medida de espaçamento são utilizadas para determinar</p><p>o RQD. Quando a medida do espaçamento é tomada perpendicularmente entre</p><p>duas descontinuidades da mesma família, utiliza-se a equação de Palmström.</p><p>Quando a medida do espaçamento é obtida como mostrada na Figura 59,</p><p>resultando na frequência de descontinuidades o RQD é obtido por meio da</p><p>equação seguinte, proposta por Priest & Hudson (1976), onde λ representa a</p><p>frequência de descontinuidade.</p><p>��� = 100���,���(0,1λ + 1)</p><p>As descontinuidades constituem os planos de fraqueza da rocha, formando</p><p>os limites da rocha intacta. As propriedades das descontinuidades são</p><p>importantes para classificação de maciços rochosos, estando presente nos</p><p>sistemas de classificação. As descontinuidades podem ser de diversos tipos,</p><p>como juntas, falhas, planos de acamamento, planos de foliação. Os parâmetros</p><p>que abrangem as condições das descontinuidades são a alteração, persistência,</p><p>abertura, preenchimento e rugosidade.</p><p>153</p><p>Outro tipo de alteração presente no maciço rochoso é a alteração das</p><p>paredes da descontinuidade, que pode ser caracterizada de acordo com as</p><p>recomendações da ISRM (1981):</p><p> Não intemperizada/sã. Sem sinais visíveis de desgaste: rocha sã; cristais</p><p>brilhantes;</p><p> Ligeiramente intemperizada. As descontinuidades são manchadas ou</p><p>descoloridas e podem conter preenchimento de material fino alterado. A</p><p>descoloração pode se estender das superfícies de descontinuidades da</p><p>rocha a uma distância de até 20% do espaçamento das descontinuidades.</p><p> Moderadamente intemperizada. Leve descoloração estende-se desde os</p><p>planos de descontinuidades à uma distância maior que 20% do espaçamento</p><p>das descontinuidades. As descontinuidades podem conter preenchimento de</p><p>material alterado. Abertura parcial dos limites de grãos pode ser observada.</p><p> Altamente intemperizada. A descoloração se estende por toda a rocha, e o</p><p>material da rocha é em parte friável. A textura original da rocha se mantém</p><p>preservada, mas ocorre a separação dos grãos.</p><p> Completamente alterada. A rocha é totalmente descolorida e decomposta,</p><p>com uma estrutura friável. A aparência externa é a de um solo.</p><p>O parâmetro de persistência é obtido a partir do comprimento médio das</p><p>descontinuidades. Assim, a persistência reflete a magnitude das</p><p>descontinuidades no maciço rochoso. A abertura é a medida da distância entre</p><p>as paredes de uma descontinuidade, controlando diversos fatores tais como a</p><p>presença de preenchimento, interconexão entre as superfícies, além da</p><p>quantidade de água que pode fluir através da descontinuidade.</p><p>A rugosidade constitui um parâmetro na caracterização das condições das</p><p>descontinuidades, refletindo o grau de aspereza da parede da descontinuidade.</p><p>A rugosidade influencia diretamente a estabilidade em maciços rochosos,</p><p>considerando as superfícies limpas e fechadas, a rugosidade inibe o movimento</p><p>de cisalhamento ao longo da superfície das juntas. Barton & Choubey (1977)</p><p>propõem um perfil para determinação do coeficiente de rugosidade de</p><p>descontinuidades (JRC), ver Figura 61.</p><p>154</p><p>Figura 61 - Relação entre o perfil de rugosidade e JRC. Modificado de Barton & Choubey</p><p>(1977)</p><p>O preenchimento constitui o material que preenche as aberturas entre as</p><p>descontinuidades. Podendo ser proveniente da alteração das paredes da rocha</p><p>ou de fluidos de percolação. Assim, o preenchimento está diretamente</p><p>relacionado com a abertura das descontinuidades. Com a diminuição da</p><p>abertura, as asperezas da superfície da rocha tendem a ficar mais</p><p>interconectadas, dependendo de sua espessura; e ambos, preenchimento e a</p><p>rocha contribuem para a resistência ao cisalhamento da descontinuidade. A</p><p>resistência ao cisalhamento ao longo de uma descontinuidade é, portanto,</p><p>dependente da distância de sua abertura, da presença ou ausência de</p><p>preenchimento, da rugosidade das superfícies, e da natureza do material de</p><p>preenchimento.</p><p>155</p><p>9.3 Classificação de maciços rochosos</p><p>Os sistemas de classificação de maciços rochosos surgiram primeiramente</p><p>como ferramenta na seleção de suporte no âmbito da estabilidade de</p><p>escavações subterrâneas rochosas. Em engenharia de rochas, o primeiro maior</p><p>sistema de classificação foi proposto para aberturas de túneis (Terzaghi, 1946).</p><p>Desde então, diferentes tipos de classificações vêm sendo propostas com</p><p>diferentes tipos de aplicações, abrangendo tanto a engenharia civil como a</p><p>engenharia mineral.</p><p>Hoek et al. (2000) salienta a importância do uso de um sistema de</p><p>classificação de maciços rochosos independente da utilização dos métodos</p><p>analíticos em projetos de engenharia. Posto isso, Bieniawski (1989) recomenda</p><p>a aplicação destes sistemas de forma inteligente em conjunto com demais</p><p>técnicas e métodos analíticos e de observação para atingir os objetivos do</p><p>projeto em aplicação. Assim, Bieniawski (1989) conclui que os sistemas de</p><p>classificação podem servir como um apoio para projetos de engenharia.</p><p>Barton e Bieniawski apontam que os sistemas de classificação de maciços</p><p>rochosos desempenham um papel cada vez mais importante em projetos de</p><p>engenharia. Os principais sistemas de classificação para rochas, sistema Q e o</p><p>RMR, usam parâmetros que caracterizam o maciço rochoso, relacionados a</p><p>rocha e descontinuidades, como entrada de dados. Cada um destes parâmetros</p><p>é classificado e cada classe retorna valores ou pesos para expressar a qualidade</p><p>da rocha.</p><p>Bieniawski (1989) destaca os seis principais objetivos das classificações de</p><p>maciços rochosos, sendo eles o de identificar os parâmetros mais influentes no</p><p>comportamento de um maciço rochoso; discriminar diferentes formações do</p><p>maciço de rocha em particular, por grupos com comportamento semelhante;</p><p>fornecer uma base para compreender as características de cada classe de</p><p>maciço rochoso; relacionar a experiência das condições da rocha em um</p><p>local com as condições e experiência encontrados em outros locais; prover</p><p>dados quantitativos e diretrizes para projetos de engenharia; fornecer uma base</p><p>comum para a comunicação entre engenheiros e geólogos.</p><p>Posto isso, as classificações de maciços rochosos vêm sendo aplicadas em</p><p>diferentes obras de engenharia com diferentes objetivos. As Tabelas 3 e 4</p><p>156</p><p>apresentam os principais sistemas de classificação com seus respectivos</p><p>nomes, autores e data, país de origem e aplicações</p><p>Tabela 8 - Principais sistemas de classificações de maciço rochosos. (Modificado de Bieniawski,</p><p>1989)</p><p>Nome da classificação Autor e data País de</p><p>origem</p><p>Aplicações</p><p>1. Rock load Terzaghi (1946) USA Túneis</p><p>2. Stand-up time Lauffer (1958) Austrália Túneis</p><p>3. NATM Pacher et al. (1964) Áustria Túneis</p><p>4. Rock quality</p><p>designation</p><p>Deere et al. (1967) USA</p><p>Furos de</p><p>sondagem,</p><p>túneis</p><p>5. RSR concept Wickham et al.</p><p>(1972)</p><p>USA Túneis</p><p>6. RMR system Bieniawski (1973) África do Sul Geral</p><p>7. Q-system Barton et al. (1974) Noruega Geral</p><p>8. Strength-size Franklin (1976) Canadá Túneis</p><p>9. Basic geotechnical</p><p>description</p><p>ISRM (1981) Internacional Geral</p><p>10.Unified</p><p>classification</p><p>Williamson (1984) USA Geral</p><p>Tabela 9 - Principais sistemas de classificações de maciços rochosos.</p><p>Nome da</p><p>classificação</p><p>Autor e data País de</p><p>origem</p><p>Aplicações</p><p>M - RMR Ünal e Özkan (1990) Turquia Mineração</p><p>RMS Stille et al. (1982) Suécia Mineração de</p><p>metais</p><p>WCS Singh (1986) Índia</p><p>Mineração de</p><p>carvão</p><p>RMi Palmström (1996) Suécia Túneis</p><p>GSI Hoek e Brown (1997) Canadá Escavações</p><p>subterrâneas</p><p>BQ (Basic Quality</p><p>Rock Mass)</p><p>Diversos autores China Geral</p><p>Em relação aos sistemas de classificação apresentados destaca-se o RSR,</p><p>Rock Structure Rating, desenvolvido por Wickham, Tiedemann e Skinner em</p><p>157</p><p>1972, com aplicações em túneis. Este sistema destaca-se por se tratar do</p><p>primeiro sistema de atribuição de pesos em relação à importância dos</p><p>parâmetros. O sistema RSR, utiliza os parâmetros relacionados à avaliação geral</p><p>da estrutura rochosa, efeito do padrão de descontinuidades em relação a direção</p><p>do túnel e efeitos do fluxo de água subterrânea.</p><p>Em relação a facilidade de aplicação e aceitação na literatura destacam-se</p><p>os sistemas RMR, Rock Mass Rating, proposto por Bieniawski (1973, 1989) o</p><p>Sistema Q, proposto por Barton et al. (1974), o GSI, Geological Strength Index,</p><p>proposto por Hoek e Brown (1997) e o RMi, Rock Mass Index, proposto por</p><p>Palmström (1996). Várias modificações e ajustes foram propostos para o RMR</p><p>objetivando aplicações na mineração, tais como o MRMR, Modified Rock Mass</p><p>Rating, além do MBR, Modified basic RMR.</p><p>9.3.1 RQD – Rock Quality Designation</p><p>O RQD, Rock Quality Designation, descrito no texto anteriormente, pode ser</p><p>utilizado também como um sistema de classificação de acordo com Deere</p><p>(1967). A Tabela 10 apresenta a qualidade da rocha em função dos valores do</p><p>RQD, de acordo com Deere (1967).</p><p>Tabela 10 - Relação entre o RQD e a qualidade da rocha.</p><p>RQD (%) Qualidade da rocha</p><p><25 A – Muito ruim</p><p>25 – 50 B – Ruim</p><p>50 – 75 C – Razoável</p><p>75 – 90 D – Bom</p><p>90 – 100 E – Excelente</p><p>9.3.2 RMR – Rock Mass Rating</p><p>O RMR, Rock Mass Rating, foi desenvolvido por Bieniawski entre os anos</p><p>de 1972 e 1973 (Bieniawski, 1989). A ampla aceitação do RMR impulsionou a</p><p>diversas modificações no sistema de classificação visando novas aplicações.</p><p>158</p><p>Bieniawski (1989) alerta que o sistema RMR seja usado para a finalidade na qual</p><p>ele foi desenvolvido e não como resposta para todos os problemas de projeto.</p><p>O RMR utiliza seis parâmetros para classificação do maciço rochoso, sendo</p><p>eles a Resistência à Compressão Uniaxial da rocha, o RQD (Rock Quality</p><p>Design), o espaçamento entre as descontinuidades, a condição das</p><p>descontinuidades, as condições de água subterrânea e a orientação das</p><p>descontinuidades em relação a escavação. A cada parâmetro é atribuído um</p><p>peso. O somatório dos cinco primeiros parâmetros resulta no RMR básico, não</p><p>ajustado de acordo com as orientações das descontinuidades. Em classificações</p><p>cujo objetivo é determinação de parâmetros de resistência da rocha o RMR</p><p>básico é utilizado na condição seca. Todos os parâmetros necessários para</p><p>obtenção do RMR são obtidos por meio de levantamentos geotécnicos.</p><p>A Tabela 11 apresenta discriminadamente o sistema de pesos referentes</p><p>aos cinco primeiros parâmetros para determinação do RMR básico. Assim têm-</p><p>se o P1 como peso relacionado a resistência da rocha intacta, o P2 como peso</p><p>do RQD, o P3 como peso do espaçamento das descontinuidades, o P4 como</p><p>peso das condições das descontinuidades e o P5 como peso das condições de</p><p>água subterrânea.</p><p>Tabela 11 - O Rock Mass Rating de acordo com Bieniawski (1989).</p><p>Parâmetros Valores</p><p>1 Resistência</p><p>da rocha</p><p>intacta</p><p>Compressão</p><p>puntiforme</p><p>> 10 MPa 4-10 MPa 2-4 MPa 1-2 MPa Ver compressão</p><p>uniaxial</p><p>Compressão</p><p>uniaxial</p><p>> 250</p><p>MPa</p><p>100-250</p><p>MPa</p><p>50-100</p><p>MPa</p><p>25-50 MPa 5-25</p><p>MPa</p><p>1-5</p><p>MPa</p><p><1</p><p>MPa</p><p>Pesos (P1) 15 12 7 4 2 1 0</p><p>2 RQD 90-100% 75-90% 50-75% 25-50% <25%</p><p>Pesos (P2) 20 17 13 8 3</p><p>3 Espaçamento das</p><p>descontinuidades</p><p>>2m 0,6-2m 200-</p><p>600mm</p><p>60-200mm <60mm</p><p>Pesos (P3) 20 15 10 8 5</p><p>4 Condição das</p><p>descontinuidades</p><p>Superfíci</p><p>es muito</p><p>rugosas,</p><p>sem</p><p>abertura,</p><p>Superfície</p><p>s</p><p>ligeirame</p><p>nte</p><p>rugosas,</p><p>Superfície</p><p>s</p><p>ligeirame</p><p>nte</p><p>rugosas,</p><p>Superfície</p><p>polidas ou</p><p>preenchiment</p><p>o com</p><p>espessura</p><p>Preenchimento mole</p><p>com espessura >5mm</p><p>ou juntas continuas com</p><p>abertura >5mm</p><p>159</p><p>paredes</p><p>de rocha</p><p>não</p><p>alteradas</p><p>abertura</p><p><1mm</p><p>paredes</p><p>ligeirame</p><p>nte</p><p>alteradas</p><p>abertura</p><p><1mm,</p><p>paredes</p><p>muito</p><p>alteradas</p><p><5mm ou</p><p>juntas</p><p>contínuas</p><p>com abertura</p><p>1-5mm</p><p>Pesos (P4) 30 25 20 10 0</p><p>5 Presença</p><p>de água</p><p>Influxo por</p><p>10m no</p><p>comprimento</p><p>do túnel (1/m)</p><p>Nenhum < 10</p><p>L/min</p><p>10-25</p><p>L/min</p><p>25-125 L/min > 125 L/min</p><p>pressão de</p><p>água na</p><p>junta/σ</p><p>principal</p><p>maior</p><p>(relação)</p><p>0 <0,1 0,1-0,2 0,2-0,5 > 0,5</p><p>Condições</p><p>gerais</p><p>Completa</p><p>mente</p><p>seco</p><p>Água</p><p>intersticia</p><p>l</p><p>Úmido Gotejamento Fluxo</p><p>Pesos (P5) 15 10 7 4 0</p><p>Para uma análise mais profunda em relação ao parâmetro condições das</p><p>descontinuidades a Tabela 12 deve ser utilizada. Na Tabela 11 as características</p><p>das descontinuidades são tratadas separadamente, e o somatório dos pesos</p><p>individuais substituem o parâmetro 4 da Tabela 11.</p><p>Tabela 12 - Determinação do peso do parâmetro condições das descontinuidades.</p><p>Parâmetro Valor</p><p>Persistência</p><p>1m 1m-3m 3m-10m 10m-20m >20m</p><p>6 4 2 1 0</p><p>Abertura</p><p>nenhuma <0,1mm 0,1mm– 1,0mm 1mm – 5mm >5mm</p><p>6 5 4 1 0</p><p>Rugosidade</p><p>Muito</p><p>rugosa</p><p>rugosa</p><p>Ligeiramente</p><p>rugosa</p><p>Lisa Estriada</p><p>6 5 3 1 0</p><p>Preenchimento Preenchimento duro Preenchimento macio</p><p>160</p><p>Nenhum <5mm >5mm <5mm >5mm</p><p>6 4 2 2 0</p><p>Alteração</p><p>Não</p><p>alterada</p><p>Ligeiramente</p><p>alterada</p><p>Moderadamente</p><p>alterada</p><p>Muito</p><p>alterada</p><p>Decomposta</p><p>6 5 3 1 0</p><p>Valor (P4) Somatório das pontuações</p><p>Para a obtenção do RMR global é necessário incluir o sexto parâmetro no</p><p>RMR básico, relativo a orientação das descontinuidades. Importante salientar</p><p>que a influência das orientações das descontinuidades depende das aplicações</p><p>do projeto em análise, tais como taludes urbanos, mineração, escavações</p><p>subterrâneas e fundações. Assim, têm-se a relatividade do sexto parâmetro. A</p><p>Tabela 13 apresenta as características para determinação das classes de</p><p>orientação. A Tabela 14 apresenta o peso relativo ao sexto parâmetro.</p><p>Tabela 13 - Classes de orientação das descontinuidades em escavações de túneis.</p><p>Direção perpendicular ao eixo do túnel</p><p>Na direção do mergulho Contra o mergulho</p><p>45 – 90° 20 – 45° 45 – 90° 20 – 45°</p><p>Muito favorável Favorável Razoável Desfavorável</p><p>Direção paralela ao eixo do túnel Independentemente da direção (strike)</p><p>20 – 45° 45 – 90° 0 – 20°</p><p>Razoável Muito desfavorável Razoável</p><p>Tabela 14 - Pesos para correção do RMR básico</p><p>Orientações da direção</p><p>e mergulho</p><p>Muito</p><p>favorável</p><p>Favorável Razoáv</p><p>el</p><p>Desfavorável Muito</p><p>desfavoráv</p><p>el</p><p>Valor Túneis e Minas 0 -2 -5 -10 -12</p><p>Fundações 0 -2 -7 -15 -25</p><p>Taludes 0 -5 -25 -50</p><p>A classificação do maciço rochoso pelo RMR de acordo com Bieniawski</p><p>(1989) está apresentada na Tabela 15. Neste sistema de classificação o maciço</p><p>rochoso é divido em cinco classes, maciço muito bom, bom, razoável, pobre e</p><p>muito pobre.</p><p>161</p><p>Tabela 15 - Classificação do maciço rochoso pelo RMR de acordo com Bieniawski (1989)</p><p>Classificação do maciço rochoso de acordo com o RMR</p><p>Valor 100-81 80-61 60-41 40-21 < 21</p><p>Classe I II III IV V</p><p>Descrição da</p><p>rocha</p><p>Muito boa</p><p>Boa Razoável Pobre Muito pobre</p><p>Na aplicação de túneis, a determinação do sentindo para o sexto parâmetro</p><p>deve ser feito da seguinte maneira:</p><p>Em relação a direção, deve-se adotar o seguinte critério:</p><p>Assim para determinação de tempo de auto-sustentação e necessidade de</p><p>suporte têm-se a aplicação do seguinte ábaco:</p><p>162</p><p>Bieniawski (1989) apresenta ábacos para determinação dos pesos de forma</p><p>mais precisa, para os parâmetros de resistência à compressão uniaxial, RQD e</p><p>espaçamento das descontinuidades. As Figuras 62, 63 e 64 apresentam os</p><p>gráficos para obtenção dos pesos para os parâmetros resistência à compressão</p><p>uniaxial, RQD e espaçamento entre as descontinuidades.</p><p>163</p><p>Figura 62 - Gráfico para determinação</p><p>forma os minerais que são em número superior a</p><p>2000.</p><p>Algumas definições importantes na área da mineração</p><p>Mineral é uma substância inorgânica que ocorre naturalmente na terra e</p><p>que tem um conjunto de propriedades físicas características, bem como uma</p><p>7</p><p>composição, que pode ser expressa por uma fórmula química. O termo é às</p><p>vezes aplicado a substâncias orgânicas como o carvão e petróleo.</p><p>Mineração pode ser definida como o processo de extração de minerais ou</p><p>composto minerais de valor econômico da crosta terrestre para o benefício da</p><p>humanidade.</p><p>Rocha é uma associação natural de minerais. Pode ser monomineral, ou</p><p>seja, ter um único mineral.</p><p>Jazida é um corpo geológico economicamente aproveitável. Pode conter</p><p>estéril.</p><p>Minério a parte da jazida que possui um mineral ou agregado mineral, e</p><p>que pode ser extraído com lucro. Uma parte da jazida só é minério se o seu</p><p>aproveitamento resultar em lucro.</p><p>Mineral-minério é um mineral economicamente aproveitável do minério.</p><p>Ganga é o conjunto de minerais contidos no minério e que não têm valor</p><p>econômico.</p><p>Estéril é a parte da jazida que não tem valor econômico, e por isso é</p><p>deixado no local ou retirado e estocado em local apropriado (depósito de estéril).</p><p>A Lavra engloba todo o conjunto de operações unitárias de</p><p>aproveitamento da jazida.</p><p>Técnicas de mineração são aplicadas para extrair minerais metálicos</p><p>como os minérios de ouro, cobre, chumbo ou zinco; combustíveis como carvão,</p><p>antracito, linhito; e minerais não metálicos, como calcário, areia, cascalho, argila,</p><p>água, pedra para construção, enxofre e sal. Estes são apenas alguns dos muitos</p><p>materiais extraídos pela mineração.</p><p>Mina é uma jazida em operação.</p><p>8</p><p>A seleção do método de lavra considera resultado econômico,</p><p>recuperação, características geológicas do depósito, e preservação do meio</p><p>ambiente.</p><p>1.3. Evolução histórica da Tecnologia Mineral</p><p>As rochas são os principais testemunhos da história do planeta terra com</p><p>seus 4,6 bilhões de anos. O material autêntico define, inclusive, um período de</p><p>evolução da humanidade denominado Idade da Pedra, iniciado há cerca de 2</p><p>milhões de anos, segundo dados arqueológicos.</p><p>A evolução da tecnologia na mineração acompanhou o desenvolvimento</p><p>humano. De acordo com Hartman e Mutmansky (2002), a mineração em sua</p><p>forma mais simples surgiu há aproximadamente 450 mil anos, na Idade da</p><p>Pedra.</p><p>- 450.000 A.C. - fragmentos de rochas superficiais para utensílios.</p><p>- 40.000 A.C. - pequenas escavações subterrâneas na África para abrigo e</p><p>defesa.</p><p>- 30.000 A.C - uso de potes de argila recozida na Checoslováquia.</p><p>- 18.000 A.C - provável uso de ouro e cobre nativos.</p><p>- 5000 A.C. - os egípcios fragmentam rocha com o uso do fogo.</p><p>- 4000 A.C. - início da fundição dos metais - idade do bronze.</p><p>- 3400 A.C. - primeira mina conhecida, de turquesa, que é um fosfato de</p><p>alumínio, operada pelos egípcios no Monte Sinai.</p><p>- 3000 A.C. - fundição de cobre com carvão pelos chineses e uso de peças de</p><p>ferro pelos egípcios.</p><p>- 2600 A.C - construção da pirâmide de Quéops com blocos de granito e calcário</p><p>no Egito.</p><p>- 2000 A.C. - artefatos de ouro no Peru.</p><p>- 1000 A.C. - aço usado pelos gregos.</p><p>- 100 D.C.- próspera indústria de mineração romana.</p><p>- 122 - uso do carvão da atual Inglaterra pelos romanos.</p><p>- 1524 - primeira mina em Cuba operada pelos espanhóis.</p><p>9</p><p>- 1556 - primeiro livro de mineração, escrito por Georgius Agrícola.</p><p>- 1600 - minerações de ferro, carvão, chumbo e ouro no oeste dos Estados</p><p>Unidos.</p><p>- 1716 - primeira escola de minas na Checoslováquia.</p><p>- 1819 - início da lavra da mina de ouro de Passagem de Mariana (MG).</p><p>- 1850 – Descoberta do maior diamante do Brasil, o Estrela do Sul, com 254</p><p>quilates.</p><p>- 1867 - a dinamite, inventada por Nobel é aplicada à mineração.</p><p>- 1876 - Fundação da Escola de Minas em Ouro Preto.</p><p>- 1903 - inicia a mecanização e operação de minas de grandes produções.</p><p>- 1945 - início do uso de carboneto de tungstênio nas ferramentas de corte.</p><p>- 1967 - descoberta do minério de ferro em Carajás.</p><p>- 1986 – início das operações das minas de ferro em Carajás.</p><p>- 2010 – boom das exportações das commodities e recursos minerais a preços</p><p>elevados no Brasil.</p><p>1.4. Fases da mineração</p><p>As fases ou estágios da mineração são cinco: prospecção, avaliação,</p><p>desenvolvimento, explotação e fechamento de mina.</p><p>A prospecção ou/e exploração consiste na procura do bem mineral.</p><p>A avaliação é o estudo da ocorrência mineral.</p><p>O desenvolvimento é a preparação para a explotação.</p><p>A explotação é a retirada do minério.</p><p>O fechamento da mina consiste em recuperar a área minerada deixando-</p><p>a o mais próximo possível das condições pré-mineração ou deixando-a em</p><p>condições de uso futuro seja pelo município ou pelo proprietário da terra.</p><p>A prospecção (exploração) e a avaliação são interligadas e normalmente</p><p>combinadas. O desenvolvimento e a explotação também são interligadas, visto</p><p>que, a mineração deve decapear somente a área necessária para a continuidade</p><p>das operações e não em todo o perímetro da cava final no início do</p><p>desenvolvimento. O fechamento da mina pode ocorrer à medida que as</p><p>operações de lavra se aproximam da cava de exaustão ou em áreas que podem</p><p>10</p><p>ficar por muito tempo paradas. Sendo essas operações de recuperação que</p><p>acontecem junto com a lavra da mina pode ser chamada de PRAD (plano de</p><p>recuperação de áreas degradadas).</p><p>1.5. Operações Unitárias</p><p>A explotação de qualquer tipo de minério ou estéril demandam operações</p><p>unitárias similares. As operações unitárias de lavra são os passos básicos</p><p>empregados para retirada do minério da mina, juntamente com as operações</p><p>auxiliares necessárias.</p><p>As operações unitárias básicas de lavra são: perfuração, desmonte,</p><p>carregamento e transporte para rochas ditas resistentes; carregamento e</p><p>transporte para rochas ditas friáveis. Vale ressaltar que para esse caso</p><p>especifico o conceito de resistência é condicionado, visto que, equipamentos de</p><p>porte maior, tem força maior.</p><p>As operações auxiliares são aquelas que não produzem de fato, mas sem</p><p>elas a lavra não aconteceriam ou pelos menos não de forma otimizada. As</p><p>operações auxiliares contemplam a manutenção das estradas com patrol e</p><p>carregadeiras, umidificação das vias de acesso com caminhão pipa, construção</p><p>e manutenção de leiras de segurança com retrocarregadeira, sistemas de</p><p>drenagem com escavadeiras, manutenção da rede elétrica ou de geradores com</p><p>caminhão munck, desmonte secundário com rompedores hidráulicos, limpeza e</p><p>preparação de “praças” onde acontecem as operações mineiras com</p><p>carregadeiras; espalhamento, compactação e conformação da pilha de estéril</p><p>através de tratores, caminhão comboio para abastecimento e manutenção dos</p><p>equipamentos dentro da mina, entre tantas outras.</p><p>De acordo com Curi (2017) os minérios podem ser explotados a seco ou</p><p>via úmido por meio de métodos de lavra a céu aberto ou subterrâneo. Nos</p><p>métodos a céu aberto, as operações unitárias de lavra são executadas “a partir”</p><p>da superfície e os funcionários trabalham na superfície. Nos métodos</p><p>subterrâneos, as operações unitárias de lavra são executadas no subsolo, pois</p><p>o minério esta a profundidades elevadas, considerando inviáveis</p><p>economicamente para a lavra a céu aberto. Para os métodos via úmido é</p><p>utilizada a água para desagregação e transporte do material solubilizado.</p><p>11</p><p>1.6. Economia Mineral</p><p>A distribuição dos elementos químicos na crosta não é uniforme. Inclusive,</p><p>eventualmente há concentrações anômalas de certos elementos químicos,</p><p>principalmente nos seus minerais de origem e respectivas rochas. Essas</p><p>concentrações anômalas de minerais constituem os recursos minerais,</p><p>considerados como a ocorrência mineral identificada in situ capaz de fornecer</p><p>minerais de interesse econômico, mas que não foi submetida a</p><p>dos pesos em relação a Resistência à Compressão</p><p>Uniaxial</p><p>Figura 63 - Gráfico para determinação dos pesos em relação ao RQD.</p><p>164</p><p>Figura 64 - Gráfico para determinação dos pesos em relação ao Espaçamento entre as</p><p>descontinuidades.</p><p>Figura 65 - Gráfico de relação entre o espaçamento das descontinuidades e o RQD.</p><p>O RMR pode ser aplicado para determinação de propriedades mecânicas</p><p>de maciços rochosos, auxiliando em projetos de estabilidade de taludes de</p><p>mineração e urbanos, além de possibilitar a determinação do modulo de</p><p>deformabilidade. A Tabela 16 apresenta a estimativa de parâmetros de</p><p>resistência, tais como a coesão e ângulo de atrito para maciços rochosos por</p><p>meio da classe do RMR.</p><p>165</p><p>Tabela 16 - Determinação de parâmetros de resistência com base no valor da classe do RMR</p><p>Classe nº I II III IV V</p><p>Coesão do maciço rochoso (KPa) >400 300-400 200-300 100-200 <100</p><p>Ângulo de atrito do maciço rochoso</p><p>(°)</p><p>>45 35-45 25-35 15-25 <15</p><p>A estimativa do módulo de deformabilidade pode ser feita por meio da</p><p>Figura 66, com a equação abaixo, onde Em é o modulo de deformação in situ em</p><p>GPa para RMR > 50.</p><p>�� = 2��� − 100</p><p>Figura 66 - Relação entre o módulo de deformabilidade e o RMR. Modificado de Bieniawski</p><p>(1989)</p><p>Para determinação do módulo de deformabilidade em casos em que o RMR</p><p>é menor que 50, pode-se utilizar a equação abaixo:</p><p>�� = 10(������)/��</p><p>Outra forma de estimativa de parâmetros de resistência do maciço rochoso</p><p>utilizando o RMR é o critério de Hoek e Brown (1980), definido pela seguinte</p><p>equação. Onde, �� e �� são as tensões principais maior e menor,</p><p>respectivamente; �� a resistência à compressão uniaxial; �, � e � as constantes</p><p>relativas às propriedades do maciço rochoso.</p><p>�� = �� + (��. ��. �� + �. ��</p><p>�)�</p><p>166</p><p>As constantes � e � estão relacionadas às características do maciço</p><p>rochoso, logo ao RMR, sendo possível a obtenção destes parâmetros pelo RMR.</p><p>Posteriormente será visto neste texto que estes parâmetros podem ser obtidos</p><p>por meio do sistema GSI. Assim as próximas equações estabelecem as formas</p><p>de obtenção desses parâmetros de resistência por meio do valor do RMR.</p><p> Para maciços rochosos não-perturbados:</p><p>�� = ��. exp ((��� − 100)/28)</p><p>� = exp ((��� − 100)/9)</p><p> Para maciços rochosos perturbados:</p><p>�� = ��. exp ((��� − 100)/14)</p><p>� = exp ((��� − 100)/6)</p><p>9.3.3 Sistema Q – Rock Tunnelling Quality Index</p><p>O sistema-Q (Rock Tunnelling Quality Index) foi proposto por Barton et al.</p><p>(1974) e leva em consideração parâmetros como o RQD, número de famílias de</p><p>descontinuidades, rugosidade, alteração das descontinuidades, fluxo de água</p><p>nas descontinuidades, estado de tensão do maciço. O valor numérico do índice</p><p>Q varia em uma escala logarítmica de 0,001 até 1000, sendo definido pela</p><p>equação:</p><p>Q =</p><p>RQD</p><p>J�</p><p>x</p><p>J�</p><p>J�</p><p>x</p><p>J�</p><p>SRF</p><p>Na equação acima, tem-se Jn como o índice para o número de famílias de</p><p>descontinuidades, Jr é o índice para a rugosidade das paredes das</p><p>descontinuidades, Ja o índice para a alteração das paredes das</p><p>descontinuidades, Jw o índice que avalia a pressão de água e SRF o índice para</p><p>o estado de tensões no maciço e no entorno da cavidade (Stress Reduction</p><p>Factory).</p><p>Em relação à interpretação de cada termo da equação, tem-se que o</p><p>RQD/Jn mensura o tamanho do bloco, refletindo em um grau de fraturamento do</p><p>bloco. O Jr/Ja aborda a rugosidade e a alteração das descontinuidades. Jw/SRF</p><p>167</p><p>mensura o estado de tensão no maciço. As Tabelas 17 a 21 mostram a</p><p>determinação dos valores dos índices Jn, Jr, Ja e Jw.</p><p>Tabela 17 - Valores de Jn para o sistema Q.</p><p>Condições de compartimentação do</p><p>maciço</p><p>Valores de</p><p>Jn</p><p>Fraturas esparsas ou ausentes 0,5-1,0</p><p>Uma família de fraturas 2</p><p>Uma família, mais fraturas esparsas 3</p><p>Duas famílias de fraturas 4</p><p>Duas famílias, mais fraturas esparsas 6</p><p>Três famílias de fraturas 9</p><p>Três famílias, mais fraturas esparsas 12</p><p>Quatro ou mais famílias de fraturas 15</p><p>Rocha triturada (completamente</p><p>fragmentada)</p><p>20</p><p>Tabela 18 - Valores de Jr para o sistema Q.</p><p>a-Fraturas sem deslocamento relativo. Contato rocha-rocha entre as paredes das fraturas</p><p>b- Fraturas com deslocamento relativo (menos de 10 cm). Contato rocha-rocha entre as paredes</p><p>das fraturas</p><p>Condições de rugosidade das paredes Valores de Jr</p><p>A- Fraturas não-persistentes 4</p><p>B- Fraturas rugosas ou irregulares, onduladas 3</p><p>C- Fraturas lisas, onduladas 2</p><p>D- Fraturas polidas, onduladas 1,5</p><p>E- Fraturas rugosas ou irregulares, planas 1,5</p><p>Fraturas lisas, planas 1</p><p>G- Fraturas polidas ou estriadas, planas 0,5</p><p>c- Fraturas com deslocamento relativo. Não há contato rocha-rocha entre as paredes das</p><p>fraturas</p><p>H- Fraturas com minerais argilosos 1</p><p>I- Zonas esmagadas 1</p><p>Tabela 19 - Valores de Ja para o sistema Q.</p><p>a-Fraturas sem deslocamento relativo. Há contato rocha-rocha entre paredes das fraturas</p><p>Condição de alteração das paredes Valores de</p><p>Ja</p><p>168</p><p>A- Paredes duras, compactas, preenchimentos impermeáveis (quartzo ou epidoto) 0,75</p><p>B- Paredes sem alteração, somente leve descoloração φr=25-30° 1</p><p>C- Paredes levemente alteradas, com partículas arenosas e rochas desintegradas não</p><p>argilosas φ=20-25°</p><p>2</p><p>D- Paredes com películas siltosas ou areno-argilosas φ=20-25° 3</p><p>E- Paredes com películas de materias moles ou com baixo ângulo de atrito (caolinita,</p><p>clorita, talco, grafita, etc) e pequena quantidade de minerais expansivos φ=8-16°</p><p>4</p><p>b- Fraturas com deslocamento relativo (menos de 10 cm). Há contato rocha-rocha entre as paredes</p><p>das fraturas</p><p>F- Paredes com partículas de areia e rochas desintegradas, sem argila φ=25-35° 4</p><p>G- Fraturas com preenchimento argiloso sobreconsolidado (espessura < 5 mm) φ=16-</p><p>24°</p><p>6</p><p>H- Fraturas com preenchimento argiloso subconsolidado(espessura < 5 mm φ=12-16° 8</p><p>I- Fraturas com preenchimento argiloso expansivo (espessura < 5 mm) φ=12-16° 8 a 12</p><p>c- Fraturas com deslocamento relativo. Não há contato rocha-rocha entre as paredes das fraturas</p><p>J, K, L- Zonas com rochas trituradas ou esmagadas, com argila (ver G, H, I para</p><p>condições do material argiloso) φ=6-24°</p><p>6 a 8 ou</p><p>8 a 12</p><p>M- Zonas siltosas ou areno-argilosas com pequena quantidade de argila 5</p><p>N, O, P- Zonas ou bandas contínuas de argila (ver g, h, i para condições de material</p><p>argiloso) φr=6-24°</p><p>10 a 13</p><p>ou 13 a 20</p><p>Tabela 20 - Valores de Jw para o sistema Q.</p><p>Condição de água Jw Pressão de água</p><p>(Kg/cm2)</p><p>A-Escavação a seco ou com pequena afluência de</p><p>água (<51/m)</p><p>1,0 <1</p><p>B-Afluência média da água com lavagem ocasional do</p><p>preenchimento das fraturas</p><p>0,66 1,0-2,5</p><p>C-Afluência elevada em rochas competentes, sem</p><p>preenchimento das descontinuidades</p><p>0,5 2,5-10</p><p>D-Afluência elevada com considerável lavagem do</p><p>preenchimento das fraturas</p><p>0,33 2,5-10</p><p>E-Afluência excepcionalmente elevada (ou jatos de</p><p>pressão), decaindo com o tempo</p><p>0,2-0,1 >10</p><p>F-Afluência excepcionalmente elevada (ou jatos de</p><p>pressão), sem decaimento com o tempo</p><p>0,1-0,05 >10</p><p>169</p><p>Tabela 21 - Valores do SRF para o sistema Q.</p><p>a- Zonas alteradas</p><p>Condições das tensões dos maciços SRF</p><p>A- Ocorrência de múltiplas zonas alteradas contendo argila ou rocha</p><p>quimicamente desintegrada (profundidade qualquer)</p><p>10</p><p>B- Zona alterada contendo argila ou rocha quimicamente</p><p>desintegrada (profundidade da escavação <= 50m)</p><p>5</p><p>C- Zona alterada contendo argila ou rocha quimicamente</p><p>desintegrada (profundidade da escavação > 50m)</p><p>2,5</p><p>D- Múltiplas zonas esmagadas em rocha competente, sem argila</p><p>(profundidade qualquer)</p><p>7,5</p><p>E- Zona esmagada em rocha competente, sem argila (profundidade</p><p>da escavação <= 50m)</p><p>5</p><p>F- Zona esmagada em rocha competente, sem argila (profundidade</p><p>da escavação > 50m)</p><p>2,5</p><p>G- Fraturas abertas, fraturamento muito inteso (profundidade</p><p>qualquer)</p><p>5</p><p>b- Rocha competente, problemas de tensões de rochas</p><p>H- Tensões baixas, próximas à superfície (σc/σl <</p><p>200) 2,5</p><p>I-Tensões médias (σc/σl = 200 a 10) 1</p><p>J- Tensões altas (σc/σl < 10 a 5) 0,5 – 2,0</p><p>K- Explosões moderadas de rochas (σc/σl < 5 a 2,5) 5 - 10</p><p>L- Explosões intensas de rochas (σc/σl < 2,5) 10 - 20</p><p>c- Rochas incompetentes (comportamento plástico devido aos tipos de deformações)</p><p>M- Tensões moderadas 5 – 10</p><p>N- Tensões elevadas 10 – 20</p><p>d- Rochas expansivas (atividade expansiva na presença de água)</p><p>O- Pressão de expansão moderada 5 – 10</p><p>P- Pressão de expansão elevada 10 - 15</p><p>Em casos de utilização com objetivo de estimar parâmetros com o Sistema</p><p>Q, os fatores Jw e SRF não são incluídos no cálculo, obtendo-se apenas o Q de</p><p>Barton modificado. Logo o valor de Q pode ser obtido pela equação abaixo. A</p><p>classificação do maciço segundo o sistema Q pode ser obtida por meio da Tabela</p><p>22.</p><p>Q =</p><p>RQD</p><p>Jn</p><p>x</p><p>Jr</p><p>Ja</p><p>170</p><p>Tabela 22 - Classificação dos maciços rochosos pelo sistema Q.</p><p>Classe Padrão geomecânico do</p><p>maciço</p><p>Valores de Q</p><p>IX Péssimo 0,0001 a 0,01</p><p>VIII Extremamente ruim 0,01 a 0,1</p><p>VII Muito ruim 0,1 a 1,0</p><p>VI Ruim 1,0 a 4,0</p><p>V Regular 4,0 a 10,0</p><p>IV Bom 10,0 a 40,0</p><p>III Muito Bom 40,0 a 100,0</p><p>II Ótimo 100,0 a 400,0</p><p>I Excelente >400,0</p><p>Dentre as diversas aplicações para o sistema Q destacam-se pela ampla</p><p>aplicação a estimativa do módulo de deformabilidade do maciço e a obtenção do</p><p>ângulo de atrito da descontinuidade. A obtenção do ângulo de atrito básico da</p><p>descontinuidade é feita segundo Palmström (2001), que apresentou a equação</p><p>abaixo que relaciona Jr, Ja e �.</p><p>tan � =</p><p>��</p><p>��</p><p>A determinação do modulo de deformabilidade pode ser feita a partir das</p><p>Equações abaixo:</p><p>�� = 10. [�. (�� 100⁄ )]</p><p>�</p><p>��</p><p>�� = 25. ��� �</p><p>�� = 8. ��,�</p><p>9.3.4 GSI – Geological Strenght Index</p><p>Proposto por Hoek (1994) e Hoek et al. (1995), o Geological Strenght Index</p><p>(GSI) tem como principal objetivo estimar a redução da resistência do maciço</p><p>rochoso em diferentes condições geológicas. A partir do GSI é possível obter os</p><p>critérios de resistência de Hoek-Brown. O GSI apresenta esta vantagem na</p><p>171</p><p>determinação destes parâmetros devido às dificuldades de ordens técnicas e</p><p>econômicas na determinação desses parâmetros por meio de ensaios in situ. A</p><p>Figura 67 apresenta uma forma de obtenção da classificação pelo GSI.</p><p>Figura 67 - Caracterização de maciços rochosos por meio do GSI. Modificado de Hoek & Brown</p><p>(1997).</p><p>A priori, o GSI não foi elaborado como um sistema de classificação de</p><p>maciços rochosos, porém a conformidade com os sistemas clássicos RMR e</p><p>Sistema - Q direcionou o uso para tal finalidade. Para obtenção do valor de GSI</p><p>dois fatores são considerados, sendo eles a estrutura e a qualidade da superfície</p><p>da rocha. A partir dos valores do GSI os parâmetros de resistência podem ser</p><p>obtidos pelas próximas equações.</p><p>�� = ��. ���(��� − 100/28)</p><p>� = ���(��� − 100/9) com � = 0,5</p><p>� = 0,65 − (���/200) com � = 0</p><p>172</p><p>Além disto, Hoek & Brown (1997) propuseram a equação abaixo para</p><p>determinação do módulo de deformabilidade por meio do GSI, para rochas com</p><p>resistência menor 100 MPa.</p><p>�� = (��� 100⁄ )�,�. 10(������ ��⁄ )</p><p>As correlações entre o RMR e o índice-Q foram propostas por Bieniawski</p><p>(1976) com base em relações provenientes de um banco de dados com um total</p><p>de 111 casos. Dos casos analisados 62 casos escandinavos, 28 casos Sul-</p><p>Africanos, e 21 casos encontrados na America do Norte, Europa e Oceania. As</p><p>próximas equações apresentam as relações obtidas por Bieniawski (1976) e</p><p>Abad (1983), respectivamente.</p><p>��� = 9. ��� + 44</p><p>��� = 10,5. ��� + 42</p><p>As correlações entre o GSI o RMR e o Sistema Q foram propostas por Hoek</p><p>& Brown (1997), e estão apresentadas nas equações abaixo.</p><p>��� = ��� – 5, para RMR ≥ 23</p><p>��� = 9. ��� + 44, para GSI < 18</p><p>9.4 Critérios de resistência</p><p>Os critérios de resistência são funções de tensão que definem o nível</p><p>máximo de tensão que um corpo (deformável ou não) pode suportar sem romper.</p><p>Assim um critério de resistência é uma relação matemática entre as</p><p>componentes de tensão, permitindo determinar os valores máximos aos quais</p><p>um material pode estar submetido, sem comprometer sua integridade. Deve ser</p><p>desenvolvido segundo diversas combinações de estados de tensão.</p><p>Importante ressaltar que a descrição exata de como ocorre as fraturas em</p><p>uma rocha ainda não é possível, devido à dificuldade de se estabelecer</p><p>formulações que descrevam de forma precisa tanto a forma como as fraturas se</p><p>173</p><p>iniciam e o modo como elas se propagam, quanto o comportamento</p><p>macroscópico da ruptura.</p><p>9.4.1 Critério de Mohr-Coulomb</p><p>Entre os critérios de resistência consagrados, o mais simples, e melhor</p><p>conhecido, é o critério de Mohr-Coulomb. Esse critério, proposto por Coulomb</p><p>(1776), diz que a resistência ao cisalhamento de uma rocha, ou solo, é composta</p><p>de duas parcelas, sendo uma constante coesiva e uma componente de atrito,</p><p>dependente da tensão normal.</p><p>Quando da publicação das descobertas de Coulomb, o conceito de tensões</p><p>ainda não havia sido estabelecido (década de 1820), de forma que a teoria foi</p><p>baseada em termos de forças, posteriormente sendo adaptada para as tensões.</p><p>Esse critério consiste da criação de uma envoltória linear (envoltória de</p><p>resistência) tangenciando todos os Círculos de Mohr que representam</p><p>combinações críticas de estados de tensão.</p><p>Segundo esse critério, a resistência ao cisalhamento (�) de uma rocha ou</p><p>solo é dada pela relação da equação abaixo, onde c é a coesão e � é o ângulo</p><p>de atrito.</p><p>� = � + ������</p><p>A Figura 68, apresenta um bloco diagrama, no qual estão representados o</p><p>conjunto de tensões principais, o plano ab com ângulo β, no qual está sendo</p><p>aplicada a tensão normal e a tensão cisalhante. Posto isso, o círculo de Mohr-</p><p>Coulomb está representado na Figura 69.</p><p>Figura 68 - Bloco diagrama para as tensões principais e tensões aplicadas no plano ab.</p><p>174</p><p>Figura 69 - Representação do Círculo de Mohr-Coulomb.</p><p>Na representação do Círculo de Mohr, pode-se observar que haverá um</p><p>ponto crítico, no qual a resistência ao cisalhamento será atingida primeiro, à</p><p>medida em que se aumenta σ1. Esse plano é definido pelo ângulo:</p><p>� =</p><p>�</p><p>4</p><p>+</p><p>�</p><p>2</p><p>Embora seja um critério amplamente utilizado, ele não é capaz de satisfazer</p><p>de modo exato as condições de ruptura das rochas. Isso se deve por algumas</p><p>razões:</p><p> Pelo critério é necessário que ocorra uma fratura significativa por</p><p>cisalhamento na condição de pico;</p><p> O critério implica em uma direção de ruptura que nem sempre é</p><p>condizente com aquela observada na prática;</p><p> Envoltórias de resistência obtidas a partir da análise de ensaios</p><p>experimentais indicam que, de um modo geral, essas envoltórias não</p><p>terão um comportamento linear.</p><p>Em geral, este critério se encaixa de melhor forma, em altas tensões</p><p>confinantes.</p><p>9.4.2 Critério de Hoek-Brown</p><p>Entre as várias formulações empíricas propostas, destaca-se aquela</p><p>proposta por Hoek-Brown (1980). Em suas observações, Hoek e Brown (1980)</p><p>chegaram a uma fórmula capaz de descrever com significativa precisão a</p><p>resistência de rochas isotrópicas:</p><p>�� = �� + ��� ���</p><p>��</p><p>���</p><p>+ ��</p><p>�,�</p><p>175</p><p>onde,</p><p> ��� é a resistência à compressão uniaxial da rocha intacta.</p><p> �� é uma constante dependente do litotipo.</p><p> � é uma constante que assume valor igual a 1 para rocha intacta.</p><p>Os valores de �� podem ser obtidos a partir da Figura 70.</p><p>Figura 70 - Valores da constante litológica.</p><p>O critério de Hoek-Brown, portanto, leva em conta tanto a informação da</p><p>resistência da rocha intacta quanto do maciço rochoso. Este ponto é considerado</p><p>uma grande diferença entre os modelos de Hoek-Brown e os demais</p><p>encontrados na literatura, como o critério de Mohr-Coulomb. Uma comparação</p><p>do critério de Hoek-Brown com o Mohr-Coulomb em relação a envoltória no</p><p>gráfico � � �� . A Figura 71 apresenta uma comparação</p><p>entre a envoltória de</p><p>Hoek-Brown e Mohr-Coulomb no Círculo de Mohr-Coulomb.</p><p>176</p><p>Figura 71 - Comparação entre a envoltória de Hoek-Brown e Mohr-Coulomb no Círculo de</p><p>Mohr-Coulomb.</p><p>Em 1988, Hoek e Brown propuseram atualizações no critério, de forma a se</p><p>levar em consideração a qualidade da rocha utilizando o conceito do RMR (Rock</p><p>Mass Rating), que foi proposto por Bieniawski (1976) para classificação</p><p>geomecânica de maciços rochosos. Na versão atualizada do critério de Hoek-</p><p>Brown (1988) tem-se que:</p><p>�� = �� + ��� ���</p><p>��</p><p>���</p><p>+ ��</p><p>�,�</p><p>Onde �� é um valor reduzido da constante petrográfica �� que depende do</p><p>RMR de modo que, para uma maciço não perturbado:</p><p>�� = �� ���(�������)/��</p><p>� = ���(�������)/�</p><p>E para um maciço perturbado:</p><p>�� = �� ���(�������)/��</p><p>� = ���(�������)/�</p><p>Posteriormente, em 1992, foi proposta mais uma modificação para</p><p>aplicação em maciços rochosos muito fraturados (s=0) e que não possuíam</p><p>resistência à tração. Para isso, foi introduzido um novo parâmetro (a) e o critério</p><p>passou a ser escrito como:</p><p>177</p><p>�� = �� + ��� ���</p><p>��</p><p>���</p><p>+ ��</p><p>�</p><p>Hoek et al. (1995) propuseram a seguinte definição para os parâmetros do</p><p>critério em função do GSI:</p><p>�� = �� ���(�������)/��</p><p>E, para um maciço com GSI > 25:</p><p>� = ���(�������)/�</p><p>� = 0,5</p><p>e para um GSI < 25:</p><p>� = 0</p><p>� = 0,65 −</p><p>���</p><p>200</p><p>Hoek et al. (2002) propuseram uma modificação no critério, incluindo um</p><p>fator que depende do grau de perturbação ao qual o maciço rochoso foi</p><p>submetido durante o desmonte e da relaxação das tensões. A Figura 72</p><p>apresenta uma forma de determinação do parâmetro D. Desta forma, os</p><p>parâmetros mb, s e a foram modificados, de modo que:</p><p>�� = �� ����</p><p>�������</p><p>������ �</p><p>� = ����</p><p>�������</p><p>���� �</p><p>� =</p><p>1</p><p>2</p><p>+</p><p>1</p><p>6</p><p>(�����/�� − ����/�)</p><p>178</p><p>Figura 72 - Parâmetro D, perturbação do maciço rochoso, de Hoek-Brown</p><p>9.4.3 Critério de Barton & Bandis</p><p>Como se sabe, os maciços rochosos são compostos por rochas e</p><p>descontinuidades. Assim, é de interesse da Mecânica das Rochas estabelecer</p><p>critérios de resistência para cada um desses elementos. Entre os critérios de</p><p>resistência de descontinuidades propostos ao longo dos anos, um de grande</p><p>aceitação é o colocado por Barton (1973).</p><p>Trata-se de um critério empírico. Foi elaborado a partir de ensaios em</p><p>amostras contendo descontinuidades artificiais. O critério é definido pela</p><p>equação:</p><p>� = �′�. ��� ��′ + �������� �</p><p>���</p><p>�′�</p><p>��</p><p>O JRC é o coeficiente de rugosidade da descontinuidade, determinado por</p><p>meio das Figuras 73 e 74. O JCS é a resistência à compressão da superfície da</p><p>descontinuidade, �′� é a tensão normal efetiva e �′ é o ângulo de atrito básico.</p><p>179</p><p>Figura 73 - Determinação do JRC, por ábaco.</p><p>Figura 74 - Determinação do JRC pela amplitude da rugosidade.</p><p>180</p><p>9.5 Análise cinemática</p><p>Existem diferentes tipos de rupturas de taludes, associadas a diferentes</p><p>condições estruturais. Pode-se citar diversos modos de ruptura de taludes. A</p><p>análise da potencialidade de ocorrência de todos eles devem estar sempre</p><p>associada à orientação da face do talude.</p><p>A necessidade de se estabelecer os modos potenciais de ruptura está no</p><p>fato de que cada um deve ser tratado de forma particular, no que diz respeito ao</p><p>seu dimensionamento e obtenção do fator de segurança (FS). Entre os diversos</p><p>modos de ruptura de taludes podemos destacar a ruptura planar, ruptura em</p><p>cunha, tombamentos e a ruptura circular. A Figura 75 apresenta os modos de</p><p>ruptura citados.</p><p>Figura 75 - Tipos de ruptura em taludes.</p><p>Em relação ao tombamento, existe a possibilidade de diferentes modos, os</p><p>quais estão apresentados na Figura 76. Em (a) têm-se o tombamento flexural,</p><p>em (b) o tombamento de blocos e em (c) o tombamento bloco-flexural.</p><p>181</p><p>Figura 76 - Tipos de tombamentos de blocos.</p><p>O primeiro passo para identificação de potenciais rupturas é a</p><p>representação na rede estereográfica dos planos representando o talude e as</p><p>descontinuidades. Assim, avalia-se as direções em que possíveis blocos soltos</p><p>poderão se mover. Esse procedimento é conhecido como Análise Cinemática.</p><p>A análise cinemática consiste na identificação dos mecanismos de ruptura,</p><p>feita a partir do estudo da geometria das descontinuidades e do talude, com o</p><p>emprego de técnicas de projeção hemisférica. Esta análise permite a definição</p><p>de blocos potencialmente instáveis que, dependendo da resistência mecânica</p><p>das descontinuidades que o formam, podem se movimentar ao longo da face do</p><p>talude.</p><p>Cada modo de ruptura apresentará condições específicas que permitirão a</p><p>sua ocorrência. Dessa forma, deve-se realizar uma análise criteriosa de todas</p><p>elas, para que se evite situações indesejadas.</p><p>As condições para ocorrência de ruptura planar são as seguintes: a</p><p>descontinuidade deve ter direção de mergulho próxima à da face do talude, no</p><p>intervalo de 20º; ângulo da face do talude maior que o ângulo de mergulho da</p><p>descontinuidade; e ângulo de mergulho da descontinuidade maior que o ângulo</p><p>de atrito. A Figura 77 apresenta o mecanismo de ruptura planar, com a</p><p>configuração da estereonete.</p><p>182</p><p>Figura 77 - Análise cinemática para ruptura planar.</p><p>As condições para ocorrência de ruptura em cunha são as seguintes: a</p><p>interseção entre as duas descontinuidades que formam a cunha deve ter direção</p><p>de mergulho próxima à da face do talude, no intervalo de 20º; ângulo da face do</p><p>talude maior que o ângulo de mergulho da interseção das duas famílias; e ângulo</p><p>de mergulho da interseção das duas famílias maior que o ângulo de atrito. A</p><p>Figura 78 apresenta o mecanismo de ruptura em cunha, com a configuração da</p><p>estereonete.</p><p>Figura 78 - Análise cinemática para ruptura em cunha.</p><p>As condições para mecanismo de ruptura em tombamento são: o</p><p>complemento do mergulho da descontinuidade deve ser menor que a diferença</p><p>entre o ângulo da face do talude e o ângulo de atrito. Afigura 79 apresenta a</p><p>configuração da estereonete para a ruptura por tombamento.</p><p>183</p><p>Figura 79 - Análise cinemática para ruptura por tombamento.</p><p>Para a ruptura circular não existe a predominância de famílias de</p><p>descontinuidades na escala do problema. Neste caso como não existe a</p><p>predominância de família a aleatoriedade dos pólos de descontinuidade na</p><p>projeção esteográfica define esta possibilidade.</p><p>9.6 Estabilidade de blocos rígidos</p><p>A análise de estabilidade de blocos rígidos é aplicável a taludes rochosos</p><p>de pequeno porte onde as descontinuidades delimitam blocos instáveis.</p><p>Rupturas de blocos rochosos isolados não envolvem deformação significativa e</p><p>a análise da estabilidade desses blocos pode ser feita através de métodos de</p><p>equilíbrio-limite.</p><p>As forças presentes no problema são a força peso do bloco, poro-pressões</p><p>nas descontinuidades, efeitos sísmicos, eventuais forças externas e cargas</p><p>aplicadas por suportes. Os métodos de equilíbrio-limite permitem o cálculo do</p><p>fator de segurança, índice muito utilizado na rotina de engenharia para avaliação</p><p>de potenciais rupturas em taludes. Importante ressaltar que para a análise de</p><p>estabilidade é assumido que a rocha é impermeável assim as poro-pressões são</p><p>desenvolvidas apenas ao longo das superfícies de descontinuidades.</p><p>A definição de fator de segurança é absolutamente geral, independente do</p><p>mecanismo de ruptura e do critério de resistência adotado. Assim o fator de</p><p>segurança é uma relação das forças resistentes disponíveis pelas forças</p><p>184</p><p>resistentes mobilizadas. Assim as equações XX apresentam as fórmulas para a</p><p>determinação do fator de segurança, considerando a força resistiva disponível</p><p>dada pelo critério de resistência de Mohr-Coulomb.</p><p> Para rupturas por um plano:</p><p>�. �. =</p><p>�� + ∑ �. ����</p><p>∑ �</p><p> Para rupturas segundo uma linha de interseção entre dois planos:</p><p>�. �. =</p><p>���� + ∑ ��. ����� + ���� + ∑ ��. �����</p><p>∑ ���</p><p>Nas</p><p>equações, tem se que � é a coesão, � é a área do plano sob a coesão,</p><p>� é a força normal, � o ângulo de atrito e � é a força resistente mobilizada. Para</p><p>determinação das forças normais e mobilizadas deve-se atentar a força peso do</p><p>bloco, como mostrado na Figura 80.</p><p>Figura 80 - Determinação da força normal e força mobilizadora em função da força peso e</p><p>inclinação da descontinuidade.</p><p>Pela equação têm-se que quando o fator de segurança é maior que 1 o</p><p>talude é estável. Quando o fator de segurança é igual a 1, toda a força resistente</p><p>disponível foi mobilizada, é o ponto onde se dá o escorregamento, chamado de</p><p>situação de equilíbrio-limite.</p><p>Para problemas mais complexos envolvendo mais componentes para o</p><p>diagrama de força, tais como poro-pressão, sísmica, tirantes, têm-se o fator de</p><p>segurança definido de acordo com as Figuras 81 e 82. A Figura 81 apresenta</p><p>185</p><p>um problema sem a presença de fendas de tração, já a Figura 82 apresenta o</p><p>talude com a presença de fenda de tração.</p><p>Figura 81 - Determinação do Fator de Segurança para talude sem fenda de tração, com forças</p><p>externas gerais aplicadas.</p><p>Figura 82 - Determinação do Fator de Segurança para talude com fenda de tração, com forças</p><p>externas gerais aplicadas.</p><p>186</p><p>A poro-pressão ao longo da descontinuidade poderá se comportar de</p><p>diversas maneiras, destacando a pressão máxima de água no pé do talude e a</p><p>pressão máxima no meio da descontinuidade. As duas maneiras podem ser</p><p>representadas tanto em taludes com presença de fenda de tração ou não. A</p><p>Figura 83 apresenta o cálculo da poro-pressão para o caso sem fenda de tração</p><p>com pressão máxima de água na metade da altura de água e a Figura 84 para</p><p>o caso em que a pressão máxima de água é no pé do talude.</p><p>Figura 83 - Cálculo para poro-pressão máxima na metade da altura de água.</p><p>Figura 84 - Cálculo para poro-pressão máxima no pé do talude.</p><p>187</p><p>9.7 Análise de estabilidade em rupturas circulares</p><p>A ruptura circular é típica de materiais de baixa resistência, como solos,</p><p>rochas fortemente intemperizada e rochas muito fraturadas. Nesses casos, a</p><p>ruptura ocorre ao longo de uma superfície muito próxima a um círculo. Hoek</p><p>(2007) define como críticos, no que diz respeito à estabilidade de taludes em</p><p>rochas susceptíveis a rupturas circulares, os parâmetros altura e ângulo de face</p><p>do talude, resistência ao cisalhamento dos materiais ao longo da superfície de</p><p>ruptura, distribuição de água subterrânea no talude e eventos sísmicos.</p><p>Existem atualmente na literatura diversos métodos para determinação do</p><p>fator de segurança, destacando os métodos das fatias, ábacos e numéricos. Aqui</p><p>apresentaremos o método dos ábacos de Hoek & Bray.</p><p>O método dos ábacos de Hoek & Bray é um método simplificado para</p><p>cálculo de fator de segurança para ruptura circular. Algumas hipóteses devem</p><p>ser consideradas para aplicação do método, tais como: material homogêneo e</p><p>isotrópico, resistência dada pelo critério de Mohr-Coulomb, existência de fenda</p><p>de tração na posição crítica, superfície crítica de ruptura circular passando pelo</p><p>pé do talude e condições simplificadas de fluxo. A Figura 85 apresenta as</p><p>condições de fluxo para aplicação do método.</p><p>Figura 85 - Condições de fluxo.</p><p>A Figura 86 apresenta a ordem de aplicação do ábaco de Hoek & Bray.</p><p>Basicamente calcula-se a relação da coesão pelo produto do peso específico,</p><p>altura do talude e tangente do ângulo de atrito (em 2). Posteriormente seleciona-</p><p>se a curva de acordo com ângulo do talude (em 3). Após isso escolhe-se o valor</p><p>na horizontal ou o valor na vertical, no caso da horizontal o valor será igual a</p><p>relação da tangente do ângulo de atrito pelo fator de segurança, ou no caso da</p><p>188</p><p>vertical o valor será igual a relação da coesão pelo produto do peso específico,</p><p>altura do talude e fator de segurança (em 4).</p><p>Figura 86 - Aplicação no ábaco de Hoek & Bray.</p><p>A Figura 87 apresenta o ábaco de estabilidade de Hoek & Bray para a</p><p>situação em que a linha freática é profunda. A Figura 88 apresenta o ábaco de</p><p>estabilidade de Hoek & Bray para linha freática com Lw = 8 H. A Figura 89</p><p>apresenta o ábaco de estabilidade de Hoek & Bray para linha freática com Lw =</p><p>4 H. A Figura 90 apresenta o ábaco de estabilidade de Hoek & Bray para linha</p><p>freática com Lw = 2 H. A Figura 91 apresenta o ábaco de estabilidade de Hoek</p><p>& Bray para o solo totalmente saturado.</p><p>189</p><p>Figura 87 – Ábaco de estabilidade de Hoek & Bray para linha freática profunda.</p><p>Figura 88 - Ábaco de estabilidade de Hoek & Bray para linha freática com Lw = 8 H.</p><p>190</p><p>Figura 89 - Ábaco de estabilidade de Hoek & Bray para linha freática com Lw = 4 H.</p><p>Figura 90 - Ábaco de estabilidade de Hoek & Bray para linha freática com Lw = 2 H.</p><p>191</p><p>Figura 91 - Ábaco de estabilidade de Hoek & Bray para o solo totalmente saturado.</p><p>9.8 Exercícios</p><p>01) Um túnel ferroviário de 10m de diâmetro deverá ser executado numa região</p><p>montanhosa com clima tropical úmido direção EW, sentido E. O</p><p>reconhecimento geológico de campo evidenciou 5 tipos litológicos (siltito,</p><p>arenito, gnaisse, granito e xisto) ao longo do eixo do túnel de 1.5km. Assim</p><p>determine a classificação geomecânica de acordo com Bieniawski para o</p><p>maciço em questão e em seguida determine para cada unidade litológica os</p><p>vãos livres máximos e mínimos e seus respectivos tempo de auto</p><p>sustentação.</p><p>192</p><p>Descrição geológica:</p><p>Siltito – apresenta resistência à compressão axial não confinada de 3Mpa e RQD</p><p>de 60%. Os planos de acamamentos sub-horizontais apresentam espaçamento</p><p>médio de 600 mm e abertura menor que 1 mm. As superfícies das</p><p>descontinuidades apresentam-se lisas e planas; e, duras e levemente alteradas.</p><p>Um fluxo de água razoável é esperado com gotejamento constante.</p><p>Gnaisse – apresenta resistência à compressão axial não confinada de 6 Mpa e</p><p>RQD de 75%. Uma família de descontinuidade mergulhando 40º na direção</p><p>80NE foi identificada, apresentando-se fechada e com espaçamento médio de</p><p>1500mm. As superfícier das descontinuidades apresentam-se muito rugosa,</p><p>dura, levemente umedecida e sem alteração.</p><p>Granito – apresente resistência a compressão axial não confindada de 8 Mpa e</p><p>RQD de 85%. Uma família de descontinuidade mergulhando de 30º na direção</p><p>do eixo do túnel foi identificada, apresentando-se fechada e com espaçamento</p><p>médio de 2000 mm. As superfícies das descontinuidade apresentam-se muito</p><p>rugosa, dura, seca e sem alteração.</p><p>Xisto - O xisto apresenta resistência à compressão axial não confinada menor</p><p>que 2,5 Mpa, com RQD de 50% e espaçamento médio entre as descontinuidades</p><p>de 300 mm. Fluxo de água razoável com gotejamento. Camadas mergulhando</p><p>de 30° para Oeste. Superfícies de descontinuidade lisas, planas e duras e</p><p>levemente alteradas.</p><p>02) Determine o fator de segurança para um talude com ruptura circular, de</p><p>acordo com o ábaco de estabilidade de Hoek & Bray (1981). O talude em</p><p>estudo está apresentado na Figura abaixo, com 15 metros de altura,</p><p>inclinação de 60º, coesão de 20 kPa, ângulo de atrito de 30º e peso específico</p><p>de 18 kN/m³. O nível freático pode ser enquadrado com Lw = 8 H.</p><p>193</p><p>03) Em um talude de 8 metros de altura e ângulo da face de 50° existe uma</p><p>descontinuidade com direção paralela à face e mergulho de 42°. A resistência</p><p>ao cisalhamento da descontinuidade é dada pelo critério de Mohr-Coulomb,</p><p>com coesão de 0,5 tf/m² e ângulo de atrito de 40°. O peso específico da rocha</p><p>que constitui o talude é igual a 2,4 tf/m³. Considere o talude drenado, sem</p><p>fenda de tração, comprimento da descontinuidade de 11,96 m, peso do bloco</p><p>de 20,93 tf.</p><p>a) Determine o fator de segurança, para o talude nessas condições.</p><p>b) Quantifique o impacto de um desmonte de rochas, caso este produza uma</p><p>aceleração sísmica média de 0,09 g.</p><p>9.9 Referências bibliográficas</p><p>BARTON, N. R. & CHOUBEY, V. The shear</p><p>strength of rock joints in theory and</p><p>practice. Rock Mechanics, vol 10, n. 1-2, 1977, pp 1-54.</p><p>BARTON, N., LIEN, R., & LUNDLE, J. (1974). Engineering Classification of Rock</p><p>Masses for the Design of Tunnel Support. Rock Mechanics, pp. 189-236.</p><p>BIENIAWSKI Z. T. Engineering rock mass classifications: a complete manual for</p><p>engineers and geologists in mining, civil, and petroleum engineering”. John Wiley</p><p>& Sons, New York, 251. pp, 1989.</p><p>BIENIAWSKI, Z. T. Engineering classification of jointed rock masses. Trans. S.</p><p>African Instn. Civ. Engrs., Vol. 15, No 12, Dec. 1973, pp 335 - 344.</p><p>BIENIAWSKI, Z.T. AND ORR, C.M. Rapid Site Appraisal for Dam Foundations</p><p>by the Geomechanics Classification. Proc. 12th Cong. Large Dams, ICOLD,</p><p>Mexico City, 1976, pp. 483-501.</p><p>DEERE, D. U. AND DEERE, D. W. The rock quality designation (RQD) index in</p><p>practice. Rock classification systems for engineering purposes, Ed. L. Kirkaldie,</p><p>ASTM Special. 1988.</p><p>DEERE, D. U., HENDRON, A. J., PATTON, F. D. AND CORDING, E. J. Design</p><p>of surface and near surface construction in rock. In Failure and breakage of rock,</p><p>proc. 8th U.S. symp. Rock mech., 237-302. New York: Soc. Min. Engrs, Am. Inst.</p><p>Min. Metall. Petrolm Engrs. 1967, pp.237-302.</p><p>HOEK, E. AND BROWN, E. T. Underground excavations in rock. Institution of</p><p>Mining and Metallurgy, London 1980, 527 pp.</p><p>194</p><p>HOEK, E. Strength of rock and rock masses. ISRM New Journal 2(2), 416, 1994.</p><p>HOEK, E., CARRANZA-TORRES, C., & CORKUM, B. (2002). Hoek-Brown</p><p>failure criterion - 2002 Edition. Proc. NARMS-TAC Conference, (pp. 267-273).</p><p>Toronto, Ontario, Canadá.</p><p>HOEK, E., KAISER, P. K. and BAWDEN. W. F. Support of underground</p><p>excavations in hard rock. Rotterdam: Balkema. p. 215. 1995.</p><p>HOEK, E., READ, J., KARZULOVIC, A., & CHEN, Z. Y. (2000). Rock slopes in</p><p>Civil and Mining Engineering. Proceedings of the International Conference on</p><p>Geotechnical and Geological Engineering, GeoEng2000. Melbourne.</p><p>HOEK, E.; BROWN, E. T. Practical estimates of rock mass strength. International</p><p>Journal Of Rock Mechanics And Mining Sciences, [s.l.], v. 34, n. 8, p.1165-1186,</p><p>dez. 1997.</p><p>HUDSON, J. A. & HARRISON J. P. Engineering rock mechanics: an introduction</p><p>to the principles. Elsevier Science Ltd Oxford, UK, 1997.</p><p>ISRM - International Society for Rock Mechanics. Rock Characterization, Testing</p><p>and Monitoring – ISRM Suggested methods, Pergamon Press, Oxford, E.T.</p><p>Brown (ed), 1981, p.211.</p><p>PALMSTRÖM A. SINGH R. The deformation modulus of rock masses -</p><p>comparisons between in situ tests and indirect estimates. Tunneling</p><p>Underground Space Technol 2001; vol.16, 2001, pp.115-131.</p><p>PALMSTRÖM, A. RMi - a new practical characterization system for use in rock</p><p>engineering.” Conference Svenska Bergmekanikdagen, Stockholm, 1996, pp.</p><p>39-63.</p><p>PALMSTRÖM, A. The volumetric joint count - a useful and simple measure of the</p><p>degree of jointing.” Proc. IV Int. Congr. IAEG, New Delhi, 1982, pp.221-228.</p><p>PRIEST S. D. AND HUDSON J. A. Discontinuity spacings in rock. Int. J. Rock</p><p>Mech. Min. Sci. & Geomech. Abstr, vol.13, 1976, pp. 135-48.</p><p>TERZAGHI, K. Introduction to tunnel geology. In Rock tunnelling with steel</p><p>supports, by Proctor and White, 1946, pp 5-153.</p><p>WYLLIE, C. D. & MAH, C. W. “Rock Slope Engineering”. 4ª Edição The Institute</p><p>of Mining and Metallurgy, Milton Park, Abingdon, Oxon, 2004. 456p.</p><p>195</p><p>CAPÍTULO X - BARRAGEM DE REJEITOS</p><p>Rejeito é um “subproduto” do processo de beneficiamento a que são</p><p>submetidos os minérios; são geralmente compostos de partículas provenientes</p><p>da rocha, de água e de outras substâncias adicionadas no processo de</p><p>beneficiamento.</p><p>Os rejeitos são geralmente depositados sobre a superfície do terreno, em</p><p>bacias de disposição formadas por barragens ou diques, para evitar que</p><p>percolados atinjam águas superficiais e subterrâneas e que o material</p><p>particulado cause assoreamento de cursos de água.</p><p>Denominam-se diques as estruturas construídas em áreas planas ou de</p><p>pouca declividade, e barragens as estruturas que fecham o trecho mais estreito</p><p>de um vale.</p><p>Os diques e as barragens que formam bacias de disposição de rejeitos são</p><p>chamados genericamente de barragens de rejeitos.</p><p>Atualmente são discutidos os problemas relacionados com a disposição em</p><p>barragem de rejeitos, as quais em caso de falha são potenciais causadores de</p><p>grandes prejuízos ambientais, econômicos e sociais. Recentemente o Brasil tem</p><p>passado por graves acidentes ambientais em decorrência do rompimento da</p><p>Barragem de Rejeito de Fundão, em Mariana e Barragem do Córrego do Feijão,</p><p>em Brumadinho. Tais barragens foram constituídas predominantemente por</p><p>alteamento pelo método de montante, como pode ser visto um exemplo na figura</p><p>92.</p><p>196</p><p>Figura 92 - Barragem de rejeito construída pelo método a montante.</p><p>10.1 Métodos construtivos</p><p>Basicamente existem três metodologias construtivas para barragens de</p><p>rejeito: (i) Método da jusante, (ii) Método de montante e (iii) Método da linha de</p><p>centro.</p><p>Método da jusante</p><p>Consiste de construção e alteamento do barramento sempre a jusante. Na</p><p>Figura 93 vemos um esquema simplificado de uma barragem à jusante e na</p><p>Figura 94 pode ser visto os alteamentos posteriores.</p><p>Figura 93 - Estrutura inicial de uma barragem a jusante.</p><p>197</p><p>Figura 94 - Barramento a jusante.</p><p>As vantagens do método de jusante são a sua resistência a carregamentos</p><p>dinâmicos, isto deve-se ao fato de escalonar a construção sem interferir na</p><p>segurança, dessa forma facilita a drenagem, possui baixa susceptibilidade de</p><p>liquefação e simplicidade na operação.</p><p>Método a montante</p><p>Consiste da construção e alteamento do barramento sempre à montante</p><p>sobre o rejeito já consolidado. Na Figura 95 é apresentada a estrutura inicial de</p><p>um barramento à montante, com o dique inicial e a praia de rejeito.</p><p>Figura 95 - Estrutura inicial do barramento a Montante.</p><p>Na Figura 96 abaixo, está representado os posteriores alteamentos</p><p>realizados sob o rejeito.</p><p>198</p><p>Figura 96 - Barramento a Montante.</p><p>Embora este seja o mais utilizado pela maioria das mineradoras, o método</p><p>de montante apresenta um baixo controle construtivo tornando-se crítico</p><p>principalmente em relação à segurança. O método de alteamento à montante</p><p>representa um desafio no âmbito geotécnico devido às tensões induzidas,</p><p>potencial de liquefação e não consolidação do material utilizado como fundação.</p><p>Método Linha de Centro</p><p>Consiste de construção e alteamento do barramento tanto à montante</p><p>quanto à jusante, acompanhando um eixo vertical, chamado de linha de centro,</p><p>sobre o rejeito depositado a montante e sobre o próprio barramento à jusante. O</p><p>método da linha de centro é um método intermediário que tenta minimizar as</p><p>desvantagens entre o método de montante e o de jusante. Na figura 97 pode ser</p><p>visto um barramento por este método.</p><p>Figura 97 - Barramento pelo método de Linha de Centro.</p><p>Sistema de drenagem</p><p>199</p><p>Os drenos, estruturas comuns a todos os métodos construtivos, são</p><p>responsáveis por prevenir excessos de poro pressão devido ao fluxo de água da</p><p>barragem. As forças de poro pressão são forças favoráveis ao movimento. Caso</p><p>não haja eficiência no sistema de drenagem em direcionar o fluxo na barragem,</p><p>podemos ter a ocorrência do fenômeno chamado piping, definido como a erosão</p><p>interna que provoca a remoção de partículas do interior do solo, formando “tubos”</p><p>vazios que provocam colapsos e escorregamentos laterais do terreno. Este</p><p>fenômeno ocorre em solos pouco coesos onde o gradiente hidráulico é maior</p><p>que a coesão do solo.</p><p>A velocidade de disposição de rejeitos e de alteamentos junto com</p><p>drenagem ineficiente contribuem para ocorrência de piping em barragem a</p><p>montante. O que podemos expandir para os demais métodos, considerando, o</p><p>sistema de drenagem comum a todos os métodos e os alteamentos</p><p>subsequentes.</p><p>Comparativo entre os métodos</p><p>A Tabela 23 mostra um comparativo entre os principais métodos</p><p>construtivos de barragens de rejeitos, destacando suas vantagens,</p><p>desvantagens, características, propriedades, entre outros.</p><p>Tabela 23 - Resumo comparativo dos principais métodos construtivos de barragens de rejeito.</p><p>200</p><p>Principais problemas relacionados ao método construtivo</p><p>Devido ao método construtivo e a dinâmica empregada na mineração o</p><p>método que tende a apresentar menos problemas é o método de jusante. Isto</p><p>devido ao fato de a geometria da barragem apresentar certa constância e o</p><p>controle das propriedades dos materiais de construção independe do ritmo de</p><p>deposição do rejeito, ou seja, se tem um controle nítido de toda a barragem,</p><p>compactação do material, drenos e impermeabilização.</p><p>Por ser construído sobre o material de rejeito depositado, o método de</p><p>montante nos leva a uma maior dificuldade de controle das propriedades</p><p>geotécnicas da zona em que é realizado o alteamento, ou seja, rejeito adensado.</p><p>Pelo fato dos alteamentos serem realizados sobre materiais previamente</p><p>depositados e não consolidados, estes estão em condição saturada e tendem a</p><p>apresentar baixa resistência ao cisalhamento e susceptibilidade à liquefação por</p><p>carregamentos dinâmicos e estáticos. Além de problemas decorrentes do</p><p>sistema de drenagem interno referentes a este método.</p><p>Quanto ao método de linha de centro, classifica-se como sendo um método</p><p>intermediário, com mais riscos associados que o método de jusante e menos</p><p>que o de montante. Quanto a ele destaca-se o fato de que o dreno está localizado</p><p>em posição fixa, vertical, e metade do alteamento ocorre pelo método de</p><p>alteamento a jusante, o que leva aos pontos positivos deste método.</p><p>Em relação a falha dos métodos construtivo das barragens, o método de</p><p>montante corresponde a 76% das falhas em barragem, sendo o restante (24%)</p><p>proveniente dos demais métodos construtivos (jusante, linha de centro e outros).</p><p>10.2 Referências bibliográficas</p><p>CARDOZO, F. A. C. PIMENTA, M. M. ZINGANO, A. C. Métodos construtivos</p><p>de barragens de rejeitos de mineração - uma revisão. HOLOS (NATAL.</p><p>ONLINE), v. 8, p. 77-85, 2017.</p><p>uma avaliação</p><p>econômica. Somente cerca de 1% da superfície da terra abriga depósitos</p><p>minerais com valor comercial.</p><p>O consumo mundial de minerais tem aumentado tanto, que só no século</p><p>20 se consumiu mais que em todos os séculos anteriores reunidos. Desde o</p><p>começo da Revolução Industrial (1780), a taxa de crescimento do consumo de</p><p>minerais tem sido em média de 5% ao ano, e desde 1950 o uso de bens minerais</p><p>têm aumentado mais que o dobro do aumento do uso de outras matérias primas.</p><p>Os minerais estão em lugares fixos da crosta terrestre e diferentemente</p><p>dos produtos agrícolas não podem ser reproduzidos ou substituídos. Assim os</p><p>minerais constituem recursos não renováveis. Estes fatores impõem limitações</p><p>à empresa de mineração, que se quiser manter em atividade, deverá buscar</p><p>novas reservas enquanto aquela é lavrada.</p><p>As reservas minerais correspondem às partes dos recursos para as quais</p><p>foi confirmada a viabilidade técnico-econômica, sobretudo por meio da</p><p>confecção e aprovação formal de um projeto de lavra de mina. Reserva é a parte</p><p>do recurso disponível para lavra que pode ser produzida economicamente, em</p><p>função de custos, demandas e preços vigentes.</p><p>Outras características da mineração são que seus custos aumentam com</p><p>o aumento da profundidade e com a diminuição do teor. Os riscos financeiros</p><p>são altos devido a erros de estimação de preços e quantidades ofertadas no</p><p>mercado, fazendo com que as empresas busquem altas taxas de retorno do</p><p>investimento.</p><p>O valor do depósito diminui à medida que é minerado, porque os minerais</p><p>são recursos não renováveis. Temos que maximizar o aproveitamento dos</p><p>minerais, por serem bens não renováveis.</p><p>12</p><p>Lavrar somente as áreas mais ricas inviabilizando o restante do depósito</p><p>consiste na lavra predatória que, por prejudicar o futuro da humanidade, é</p><p>considerada ilegal. No entanto, deve-se lavrar primeiramente a parte que der</p><p>maior retorno financeiro, desde que não prejudique o restante da jazida.</p><p>Segundo, Costa (1979), a indústria da mineração, como as demais</p><p>indústrias, tem por objetivo econômico básico maximizar a sua riqueza futura.</p><p>Entretanto, a indústria de mineração é caracterizada por visar o aproveitamento</p><p>econômico de um bem exaurível e não renovável o que diferencia das demais</p><p>indústrias. Assim, a maximização da riqueza futura deve se realizar em seu</p><p>período definido, ou seja, durante a existência do bem mineral que lhe deu</p><p>origem. Em termos econômicos, podemos dizer que é a maximização do valor</p><p>atual líquido dos benefícios monetários futuros, durante toda a vida da mina.</p><p>1.7. Impactos da Mineração</p><p>De acordo com Curi (2014) a implantação de um empreendimento mineiro</p><p>tem consequências imediatas no meio ambiente, seja dentro dos limites da</p><p>própria mina, seja nas áreas circunvizinhas. As áreas destinadas à lavra</p><p>precisam ser desmatadas, conforme as necessidades de desenvolvimento</p><p>desta, para a abertura de acessos e disposição de estéril. O equilíbrio ambiental</p><p>acaba sendo afetado, em maior ou menor extensão.</p><p>Os principais impactos ambientais de uma mina a céu aberto são</p><p>relacionados à poeira, ruídos, vibração e aumento de partículas sólidas em</p><p>suspensão em cursos d’água, podendo também ocorrer, em algumas minas, o</p><p>aumento da acidez nos cursos de água, contaminação por metais pesados e</p><p>contaminação por produtos químicos. O impacto na paisagem também é um fator</p><p>cada vez mais considerado.</p><p>Os impactos negativos da mineração podem ser agrupados em três</p><p>categorias:</p><p>1. Impactos ambientais e de uso do solo;</p><p>2. Riscos de acidentes e de saúde;</p><p>3. Impactos: econômico, político, social e psicológico.</p><p>13</p><p>Outros exemplos que podem ser citados: emanação de CO2 pela</p><p>movimentação dos equipamentos, gases gerados durante o desmonte por</p><p>explosivos, construção de pilhas de estéreis e barragens de rejeito.</p><p>Riscos de acidente e de saúde têm como exemplos a poluição sonora e a</p><p>poeira, levando respectivamente, a perda auditiva e silicose.</p><p>Finalmente há efeitos: econômico, político, social e psicológico que são</p><p>indiretos e difíceis de serem medidos e decorrem do impacto social criado</p><p>principalmente no início e encerramento da atividade.</p><p>1.8. Análise econômica de um bem mineral</p><p>Exercício 1.1: Uma pedreira produz brita para construção e a vende por</p><p>R$15,00/m3, líquido. O custo variável de produção é de R$8,00/m3. O custo fixo</p><p>de produção é de R$40.000,00 por mês. Calcule os lucros mensais para 3</p><p>hipóteses (1000 m3, 5000m3, e 10000m3) de produção = venda.</p><p>Exercício 1.2: Uma draga produz areia para construção. O preço de venda na</p><p>cidade é de R$10,00/m3. O preço do frete desde a draga até a cidade é de</p><p>R$2,00/m3. O salário do pessoal mais encargos é de R$2000,00/ mês. Custos</p><p>fixos diversos exceto pessoal = R$3.000,00/mês. O custo de combustível do</p><p>motor da draga corresponde a R$2,00/m3 de areia produzida. a) Determine o</p><p>ponto de equilíbrio. b) Determine a faixa de produção = vendas que dá prejuízo.</p><p>c) Explique a condição de lucro.</p><p>Exercício 1.3: Uma atividade econômica industrial apresenta os seguintes</p><p>dados: valor de venda = R$12,00/t, custo fixo mensal de produção =</p><p>R$100.000,00 e custos variáveis = R$5,00/t. Calcule os seguintes valores</p><p>mensais e represente graficamente: faturamento, custos variáveis, custos fixos,</p><p>custos totais, ponto de equilíbrio e lucro.</p><p>1.9 Referências bibliográficas</p><p> COSTA, R. R. Projeto de mineração. 1ª ed. Ouro Preto: Universidade Federal de Ouro</p><p>Preto, vol. 1 e 2, Ouro Preto, 1979.</p><p>14</p><p> CURI, A. Minas a céu aberto: planejamento de lavra. São Paulo, Oficina dos textos,</p><p>2014.</p><p> CURI, A. Lavra de Minas. São Paulo, Oficina dos textos, 2017.</p><p> HARTMAN, H. L., MUTMANSKY, J. M. Introductory mining engineering. 2. ed. S.l.: Wiley</p><p>Interscience Publication John & Sons, 2002.</p><p>CAPÍTULO II – PROSPECÇÃO, EXPLORAÇÃO e AVALIAÇÃO</p><p>2.1. Pré-requisitos para a lavra</p><p>Um estudo detalhado das fases de uma mina começa com prospecção e</p><p>avaliação, que são precursoras da lavra. A lavra, por sua vez, inclui</p><p>desenvolvimento e explotação. E por fim o fechamento de mina.</p><p>O estudo de lavra de mina leva em conta, entre outros, os conhecimentos</p><p>de geologia. Um depósito mineral é uma anomalia geológica; um depósito de</p><p>minério existe graças a uma série de fenômenos geológicos, os quais acontecem</p><p>ao longo de milhões de anos.</p><p>Nem toda área prospectada passa pelas demais fases da mineração. Há</p><p>um exemplo no oeste do Canadá, onde de 1000 áreas prospectadas só uma</p><p>resultou em mina. Também por isso, a atividade de mineração é de alto risco</p><p>econômico, fazendo com que muitas empresas procurem adquirir jazidas por</p><p>compra ou associação com outras empresas, ao invés de realizar a pesquisa</p><p>mineral em áreas desconhecidas.</p><p>2.2. Prospecção</p><p>De acordo com Hartman e Mutmansky (2002) prospecção é a procura de</p><p>depósitos de minérios ou ocorrências geológicas, o qual tem potencial para se</p><p>tornar um corpo de minério. É o primeiro estágio, que objetiva a descoberta, no</p><p>qual começa o ciclo da mineração. Prospecção e exploração, juntas, constituem</p><p>o meio de encontrar e definir o valor de um depósito mineral, sendo difícil separar</p><p>quando termina uma e inicia a outra. Mais especificamente, entretanto, a</p><p>prospecção tem como objetivo a localização de uma anomalia geológica com as</p><p>características de um depósito mineral. A exploração pode ser definida pelas</p><p>15</p><p>atividades de avaliação da geologia prospectada, da determinação do tamanho</p><p>e forma do corpo e seu respectivo teor para um potencial explotação econômica.</p><p>Devido a vários alvos de pesquisa, a prospecção hoje, pode ser dividida</p><p>em técnicas de prospecção direta (avaliações geofísicas, estudo da geologia</p><p>através de mapeamentos e sondagens), assim como métodos indiretos como:</p><p>geofísica, geoquímica e geobotânica. Técnicas de pesquisas podem ser</p><p>aplicadas na superfície,</p><p>no subsolo, na atmosfera acima da crosta ou através de</p><p>satélites. Técnicas de prospecção direta tem tido sucesso na prospecção de</p><p>carvão e depósitos não metálicos, pois estes depósitos, geralmente, afloram ou</p><p>estão sobre uma pequena camada de estéril. Para os depósitos metálicos, os</p><p>métodos indiretos, na maioria das vezes, são empregados. Geralmente, os</p><p>métodos de prospecção seguem os seguintes passos:</p><p>1. Pesquisa de relatórios geológicos da região ou local pesquisado;</p><p>2. Estudo de mapas de avaliações geológicas e mapas de superfície;</p><p>3. Estudos de fotografias aéreas ou de satélites;</p><p>4. Preparar mapas geológicos através de fotos aéreas para agregar</p><p>informações;</p><p>5. Preparar geofísica aérea na área de estudo;</p><p>6. Estabelecer uma base de operação para mapeamento e organização</p><p>das informações das prospecções já elaboradas;</p><p>7. Condução da pesquisa geológica preliminar de campo, condução de</p><p>pesquisas geofísicas e geoquímicas através da prospecção direta;</p><p>8. Montar e analisar as informações;</p><p>Prospecções em grandes áreas são normalmente feitas com o apoio</p><p>financeiro do governo. A decisão de se fazer prospecção e/ou avaliação depende</p><p>de:</p><p>- condições de mercado, como preço, disponibilidade e projeções de demanda;</p><p>- possibilidade de substituto para o mineral;</p><p>- objetivos gerais da empresa tais como, produção e crescimento;</p><p>- condições geológicas e geográficas favoráveis;</p><p>- condições políticas e de negócio.</p><p>16</p><p>2.3. Exploração e avaliação</p><p>De acordo com Hartman e Mutmansky (2002) o objetivo da exploração é</p><p>definir e avaliar o depósito encontrado pela prospecção. A exploração determina</p><p>a geometria, a extensão, as quantidades e características do minério e estéril.</p><p>Nesta fase, também, pode determinar o valor do minério em função do seu</p><p>possível aproveitamento. A quantidade é determinada em volume sendo</p><p>convertida ou não para peso. O volume em metros cúbicos (m3) é obtido pela</p><p>multiplicação: comprimento (m) x altura (m) x largura (m). Como não é possível</p><p>pesar um depósito mineral, determinando-se o volume e a densidade, sendo</p><p>assim calcula-se o peso em toneladas (t), pela fórmula:</p><p>O valor do minério depende da quantidade de minerais úteis contidos. O</p><p>teor é a expressão desta quantidade na forma de porcentagem ou de gramas</p><p>por tonelada de minério, ou ainda em gramas por m3 de minério. Exemplos: a)</p><p>minério de ouro com 6 gramas por tonelada; b) minério cassiterita com 1,5 kg</p><p>por m3; c) minério de fosfato com 8% de P2O5 (pentóxido de fósforo).</p><p>De acordo com Curi (2014) na fase de avaliação para fazer o cálculo de</p><p>reservas tem como objetivo a obtenção da melhor estimativa da massa e da</p><p>qualidade de um corpo de minério, bem como do erro associado a essas</p><p>estimativas em um certo intervalo de confiança. A precisão dessas estimativas</p><p>depende da quantidade, qualidade e distribuição espacial das amostras e do</p><p>grau de continuidade da mineralização. Os resultados do cálculo de reservas</p><p>servem de base para todos os estudos de viabilidade técnica e econômicas</p><p>posteriores.</p><p>A avaliação pode ser feita pelos métodos clássicos, estatísticos e</p><p>geoestatísticos cuja interpretação é necessária ao projeto e execução da lavra</p><p>da mina. O resultado final da fase de avaliação é o relatório de pesquisa que</p><p>recomenda ou não o início das fases subsequentes: desenvolvimento e</p><p>explotação.</p><p>17</p><p>2.3.1 Métodos clássicos</p><p>Os métodos clássicos podem ser divididos em métodos das figuras</p><p>geométricas, das curvas de isovalores e das distâncias pesadas. Sendo que</p><p>esses métodos se baseavam em observações puramente visuais de partes</p><p>desse jazimento. Os métodos tradicionais baseiam-se em dois princípios:</p><p> Princípio das iguais áreas de influência: que postula a extensão do valor</p><p>verificado em um ponto para uma dada distância e, posteriormente, para</p><p>uma área e/ou volume de influência.</p><p> Princípio das variações graduais: que postula a variação contínua ou</p><p>gradual do valor verificado entre pontos amostrais.</p><p>2.3.1.1 Método das figuras geométricas</p><p>O princípio das iguais áreas de influência deu origem aos métodos dos</p><p>polígonos (no plano) ou primas (no espaço). Um exemplo deste método pode ser</p><p>visto na figura 1.</p><p>A figura 1 representa um corte horizontal de um corpo de minério por onde</p><p>passaram os furos 1, 2, ... n. Os teores encontrados nestes furos foram t1, t2, ...</p><p>tn, e a espessura do corpo em cada furo foi medida dando os valores h1, h2, ...</p><p>hn. Cada furo tem uma distância horizontal de influência que vai até a metade</p><p>da distância ao furo vizinho. Ficam assim, definidas as correspondentes áreas</p><p>de influência s1,s2, ... sn. Por este método, o teor de um furo não influencia no</p><p>cálculo do teor do furo vizinho.</p><p>Figura 1 - Método da área de influência.</p><p>18</p><p>Com base na figura 1 pode ser construída a tabela 1 para cálculo do teor médio</p><p>da jazida.</p><p>Tabela 1 - Esquemático de cálculo do teor médio com base no método da área de influência.</p><p>O teor médio (em gramas por metro cúbico) = tm</p><p>Para teores em porcentagem, devemos trabalhar com os pesos</p><p>calculados a partir dos volumes: Peso (t) = volume (m3) x densidade (t/m3).</p><p>2.3.1.2 Método das curvas de isovalores</p><p>Segundo Curi (2014) o princípio das variações graduais deu origem a</p><p>métodos como o de análise das superfícies de tendência e os do inverso da</p><p>distância. O método de análise de superfícies de tendência baseia-se no traçado</p><p>de curvas representativas dos lugares geométricos de igual valor. Essas curvas</p><p>são construídas, a exemplo do que se faz em mapas topográficos, pela</p><p>interpolação ou extrapolação dos valores determinados em amostras</p><p>adjacentes. Um exemplo de curvas de isovalores é representado na figura 2.</p><p>19</p><p>Figura 2 - Curvas de isovalores.</p><p>Para calcular o teor médio da seção demostrada, calcula-se cada área</p><p>compreendida entre duas curvas contíguas e atribui se aquela um teor igual a</p><p>media aritmética dos teores das curvas, em seguida, ponderam-se os teores com</p><p>as respectivas áreas. A massa da seção é a resultante do produto do somatório</p><p>das áreas pela altura comum e pela densidade. O teor médio da seção se obtém</p><p>ponderando os teores com os respectivos primas de influência.</p><p>2.3.1.3 Método das distâncias pesadas</p><p>A estatística analisa e tira conclusões sobre valores de variáveis</p><p>aleatórias. Dizemos que uma variável é aleatória quando seus diversos valores</p><p>não interferem entre si. Como exemplo, num estudo sobre as estaturas dos</p><p>alunos de uma sala de aula, a estatura é uma variável aleatória. O conjunto dos</p><p>teores médios das jazidas de fosfato no Brasil é uma variável aleatória.</p><p>Imaginemos agora que vamos fazer um estudo sobre as estaturas de um</p><p>grupo de irmãos, e sobre os teores de nióbio de amostras situadas num raio de</p><p>100m dentro da mina da CBMM. Tanto a estatura de um irmão pode sofrer a</p><p>influência da estatura do outro, por questões genéticas, quanto os teores de</p><p>nióbio são influentes entre si. Portanto, dentro de uma pequena região, os teores</p><p>não são independentes e aleatórios, o que nos leva a dizer que teor é uma</p><p>“variável regionalizada”, no entanto, este método não dispõe de uma ferramenta</p><p>para determinar a extensão e as direções da variável de interesse.</p><p>20</p><p>Para se determinar o teor tp de um furo P, adota-se uma distância de</p><p>influência d. Todos os pontos contidos nessa área de influência serão</p><p>considerados no cálculo do teor tp. Atribui-se pesos aos teores dos pontos t1, t2,</p><p>... ,tn, de forma que quanto maior for a distância do furo ao ponto P, menor será</p><p>a influência:</p><p>Quando o expoente x for igual a 2, este método denomina-se IQD, ou</p><p>método do inverso dos quadrados das distâncias. Um exemplo deste método</p><p>pode ser visto na figura 3.</p><p>Figura 3 - Método do inverso do quadrado da distância.</p><p>2.3.2 Método Geoestatístico</p><p>Enquanto a estatística trabalha com variáveis</p><p>aleatórias, a geoestatística</p><p>o faz com variáveis regionalizadas. Além disso, através da geoestatística, é</p><p>21</p><p>possível calcular as distâncias de influência e avaliar os erros de estimação no</p><p>cálculo de uma reserva.</p><p>A função que relaciona o teor de um ponto com o teor de amostras</p><p>vizinhas, chama-se variograma, fornecendo a distância de influência além de</p><p>outras informações. Dentro da geoestatística, um método chamado krigagem é</p><p>o meio mais moderno de estimação, e se refere ao modo de ponderar as diversas</p><p>amostras disponíveis atribuindo “pesos” maiores às amostras mais próximas e</p><p>“pesos” menores às amostras mais distantes dentro do conceito de variável</p><p>regionalizada.</p><p>2.4 Blocos tecnológicos</p><p>Uma jazida pode ser dividida em blocos imaginários, chamados blocos</p><p>tecnológicos ou modelo de blocos, cujas características são determinadas a</p><p>partir de pelo menos um dos métodos de avaliação. O tamanho dos blocos</p><p>depende do suporte amostral, ou seja, da malha dos furos de sondagem, da</p><p>heterogeneidade da jazida e o porte dos equipamentos que serão utilizados. As</p><p>dimensões dos blocos tecnológicos variam de cerca de 3m de altura e até cerca</p><p>de 50m de dimensões horizontais. Um bloco de 12 m de altura, que em lavra a</p><p>céu aberto se faz coincidir com a altura da bancada, e com 25m x 25m tem um</p><p>volume de 7.500 m3. Um exemplo de modelo de blocos pode ser visualizado na</p><p>figura 4:</p><p>Figura 4 - Representação do modelo de blocos.</p><p>22</p><p>2.5 Reserva Geológica e Reserva Lavrável</p><p>Reserva Geológica é aquela que pode ser removida em sua totalidade</p><p>sem considerar os aspectos econômicos. Por outro lado, sabemos que,</p><p>considerado o aspecto econômico de um empreendimento mineiro, a lavra da</p><p>totalidade da reserva geológica poderá conduzir a resultados não econômicos</p><p>ou não maximizados. Exemplificando, no caso de uma mineração a céu aberto,</p><p>um determinado bloco pode ser antieconômico pelo custo de remoção do estéril</p><p>sobrejacente. No caso da lavra subterrânea que necessite de abandono de</p><p>pilares de minério, a reserva aproveitável fica menor. Estamos, assim,</p><p>caracterizando a reserva lavrável que é aquela economicamente viável. Logo, a</p><p>reserva lavrável é uma porcentagem da reserva geológica.</p><p>2.6 Estudo de viabilidade</p><p>A prospecção e a exploração de um depósito mineral culminam com a</p><p>preparação de um estudo detalhado de viabilidade de lavra. Tal estudo considera</p><p>os aspectos econômicos, legais, tecnológicos, geológicos, ambientais, sociais e</p><p>políticos.</p><p>O objetivo do estudo de viabilidade é recomendar ou não o projeto da</p><p>mina. Até a fase de avaliação muito dinheiro foi gasto, porém isso por si só não</p><p>recomenda a lavra, sendo necessário que a lavra em si venha a dar lucro.</p><p>Um estudo de viabilidade é um relatório escrito que contém os seguintes itens:</p><p>1. Introdução, resumo, definições.</p><p>2. Locação, clima, topografia, história, propriedades e condições de transporte.</p><p>3. Aspectos ambientais: condições atuais, padrões, medidas de proteção,</p><p>recuperação de áreas, estudos especiais e autorizações.</p><p>4. Aspectos geológicos: origem, estrutura, mineralogia e petrografia.</p><p>5. Reservas minerais: procedimentos de avaliação, cálculo de tonelagem e teor,</p><p>extensão e teor dos subprodutos.</p><p>6. Planejamento da lavra: desenvolvimento e explotação.</p><p>7. Beneficiamento: necessidades locais.</p><p>8. Instalações de superfície e subterrâneas: locação e plano de construção.</p><p>23</p><p>9. Operações auxiliares: energia, suprimento de água, estrada de acesso,</p><p>deposição de estéril e de rejeitos.</p><p>10. Quadro de pessoal.</p><p>11. Comercialização: oferta e demanda, preço, contratos de fornecimento e</p><p>produtos substitutos.</p><p>12. Custos: direto, indireto e total de desenvolvimento, explotação,</p><p>beneficiamento e transporte.</p><p>13. Avaliação do depósito, classificação dos valores pelo tipo de reserva.</p><p>14. Projeção de lucro: determinação da margem de lucro, por faixas de teores e</p><p>preços.</p><p>2.7 Exemplos resolvidos</p><p>Exemplo 2.1. Estime o lucro unitário na lavra e processamento de um minério</p><p>de cobre a 0,6% considerando o preço do cobre no concentrado = R$1,63/ kg e</p><p>o custo total unitário = R$7,50/ t. A recuperação global é de 92%. 1t = 1000 kg</p><p>Solução:</p><p>Uma tonelada ou 1.000 kg de minério com 0,6% de Cobre, terá 6 kg de Cobre,</p><p>pois:</p><p>100 kg de minério → 0,6 kg de Cobre</p><p>1.000 kg de minério → X kg de cobre</p><p>X = 6kg de Cobre</p><p>Recupera-se 92%, então teremos, 6 kg X 0,92 = 5,52 kg de Cobre, provenientes</p><p>de 1 t de minério.</p><p>Valor obtido pela venda = 5,52 kg x R$1,63/kg = R$9,00 por tonelada de minério.</p><p>Custo de produção = R$7,50/ t ⇒ Lucro = 9,00 - 7,50 = R$1,50/ t</p><p>Exemplo 2.2. Calcule o teor de corte para o depósito do exemplo n.º 2.1.</p><p>Solução:</p><p>O teor de corte é aquele para o qual o lucro = zero, ou seja, para o qual o custo</p><p>é igual ao valor de venda. Lavrando-se minério com teor maior que o teor de</p><p>corte, o valor de venda fica maior do que o custo, ou seja, dá lucro. Lavrando-se</p><p>24</p><p>minério com teor menor que o teor de corte, o valor de venda fica menor que o</p><p>custo, ou seja, dá prejuízo.</p><p>Teor de corte ⇒ lucro = zero ⇒ custo = valor de venda = R$7,50/t</p><p>Para obtermos na venda R$9,00 / t precisamos recuperar 5,52 kg / t.</p><p>Para obtermos na venda R$7,50 / t precisamos recuperar X kg / t.</p><p>X = 4,6 kg / t , que corresponde no minério a 5kg / t</p><p>(0,92 x 4,6 = 5kg / t = 5kg por 1000 kg ⇒ 5 kg de cobre → 1000 kg de minério)</p><p>Z → 100 kg de minério ∴Z = 0,5 % = teor de corte.</p><p>2.8 Exercícios</p><p>Exercício 2.3. O comprimento do furo vertical dentro do minério é de 12m. A</p><p>área de influência horizontal é de 2.340m2. Calcular o volume de minério.</p><p>Exercício 2.4. Por amostragem, determinou-se a densidade de 2,8t/m3 do</p><p>minério do exemplo 2.3. Calcular o peso em tonelada métrica (t).</p><p>Exercício 2.5. Calcular a quantidade de cobre existente em 4832m3 de minério</p><p>cuja densidade é 2,6t/m3. O teor de cobre é de 0,65%.</p><p>Exercício 2.6. Calcular a média aritmética dos teores de P2O5 dos furos de</p><p>sonda:</p><p>Exercício 2.7. Calcular a média aritmética dos teores dos furos:</p><p>Exercício 2.8. Calcular o teor médio do corpo de minério:</p><p>25</p><p>Exercício 2.9. Calcular o teor médio do corpo de minério, considerando os pesos</p><p>dos blocos:</p><p>Exercício 2.10. O custo de lavra e beneficiamento do minério do exemplo</p><p>anterior é de R$12,00/t. O preço de venda da tonelada de P2O5 contida no</p><p>concentrado é de R$190,00. A recuperação de P2O5 no beneficiamento é de</p><p>65%. A) calcular o lucro de cada bloco. B) calcular o teor de corte. Observação:</p><p>Lavra acima do teor de corte é lucrativa e abaixo dá prejuízo. Portanto, no teor</p><p>de corte, o valor de venda = custo:</p><p>onde: tc = teor de corte em %, Vv = valor de venda do conteúdo útil em R$/t, R</p><p>é a recuperação em %, Pc = custo da produção da t de minério em R$/t.</p><p>Exercício 2.11. Uma jazida de ferro a ser lavrada em mina a céu aberto em</p><p>bancadas de 10 metros de altura. Uma parte de uma das bancadas é mostrada</p><p>na planta onde aparecem os blocos de 25m x25m x 10m e os teores</p><p>correspondentes aos furos de sonda. Calcular os teores dos blocos citados na</p><p>tabela abaixo pelo método do inverso do quadrado das distâncias. A distância</p><p>de influência é de 70m. Redesenhar a planta para uma escala de 1:1000.</p><p>Teores e distâncias aos centros dos blocos:</p><p>26</p><p>2.9 Referências bibliográficas</p><p> CURI, A. Minas a céu aberto: planejamento de lavra. São Paulo, Oficina dos textos,</p><p>2014.</p><p> HARTMAN, H. L., MUTMANSKY, J. M. Introductory mining engineering. 2. ed. S.l.: Wiley</p><p>Interscience Publication John & Sons, 2002.</p><p>CAPÍTULO III - DESENVOLVIMENTO E EXPLOTAÇÃO</p><p>3.1. Desenvolvimento</p><p>As fases de desenvolvimento e explotação consistem na lavra</p><p>propriamente dita, pois, nesta fase acontece a extração do bem mineral. A</p><p>explotação é às vezes chamada simplesmente de lavra, e então o</p><p>27</p><p>desenvolvimento seria a preparação</p><p>para a lavra. De acordo com Maia (1980)</p><p>denomina-se desenvolvimento os serviços mineiros empreendidos para facultar</p><p>a lavra de uma jazida.</p><p>O desenvolvimento é a preparação da mina para que ela entre em</p><p>produção, e consiste nos trabalhos de abertura do depósito mineral. No</p><p>desenvolvimento estão os passos necessários para que a mina possa entrar num</p><p>regime conforme a escala de produção e qualidade previstas. O</p><p>desenvolvimento vem geralmente em seguida ao estudo de viabilidade que por</p><p>sua vez fechou as fases de avaliação e prospecção.</p><p>Segundo Hartman e Mutmansky (2002) do ponto de vista de abertura</p><p>física de uma mina, o principal propósito do desenvolvimento é prover acesso ao</p><p>depósito de mineral permitindo entrada de pessoas, equipamentos, suprimentos,</p><p>energia, ventilação, saída do minério e do estéril. Antes de começar a</p><p>explotação, o desenvolvimento é limitado tanto quanto possível à construção das</p><p>aberturas primárias ou principais. Na mina a céu aberta o acesso ao minério é</p><p>garantido pela remoção do capeamento. Numa mina subterrânea, pequenas</p><p>aberturas são dirigidas a partir da superfície para interceptar o corpo de minério</p><p>e eventualmente para conectar com outras grandes aberturas de explotação</p><p>existentes.</p><p>Maia (1980) cita que o traçado desse acesso envolve locação, largura,</p><p>greide, raios de curvaturas, entre outros, - dependente fundamentalmente do tipo</p><p>de veículo empregado, das produções visadas e, obviamente, das condições</p><p>topográficas e comportamento da jazida. Sendo que o conhecimento bastante</p><p>detalhado da jazida de vital importância para evitar realocações e custos extras.</p><p>Um desenho esquemático do desenvolvimento de mina subterrânea pode ser</p><p>visto na figura 5.</p><p>28</p><p>Figura 5 - Desenho esquemático do desenvolvimento de mina subterrânea.</p><p>Fatores influentes no desenvolvimento</p><p>Temos os fatores locacionais, os naturais, os geológicos e os sociais,</p><p>econômicos, políticos e ambientais.</p><p>Fatores locacionais</p><p>Poucos depósitos estão bem localizados do ponto de vista de suas</p><p>relações com mercado, energia, etc.</p><p>São fatores locacionais, Hartman e Mutmansky (2002):</p><p>1. Condições de transporte dos minerais para o mercado e dos suprimentos para</p><p>a mina.</p><p>29</p><p>2. Disponibilidade de mão-de-obra e suas necessidades: habitação, educação,</p><p>atendimento médico, lazer, etc.</p><p>3. Impactos operacionais e psicológicos do clima.</p><p>4. Satisfação do empregado com seu estilo de vida.</p><p>Fatores natural e geológico, Hartman e Mutmansky (2002):</p><p>Os fenômenos naturais e os processos geológicos se combinam para</p><p>orientar o rumo do desenvolvimento, através dos seguintes aspectos:</p><p>1. Topografia e terreno.</p><p>2. Relações espaciais: tamanho, forma, atitude, profundidade do corpo de</p><p>minério.</p><p>3. Considerações geológicas: mineralogia, petrografia, estrutura, gênese,</p><p>gradiente de temperatura, presença de água, etc.</p><p>4. Propriedades mecânicas da rocha: resistência, dureza, abrasividade, modulo</p><p>de elasticidade etc.</p><p>5. Propriedades químicas e metalúrgicas pelos seus efeitos na estocagem,</p><p>beneficiamento e metalurgia.</p><p>Fatores social, econômico, político, ambiental, Hartman e Mutmansky (2002):</p><p>São fatores externos difíceis de serem quantificados:</p><p>1. Qualidade de mão-de-obra local.</p><p>2. Meios de financiamento e comercialização.</p><p>3. Estabilidade política.</p><p>4. Restrições ambientais</p><p>5. Outras restrições que possam ser aplicadas pelo governo.</p><p>Sequência de desenvolvimento, Hartman e Mutmansky (2002):</p><p>As etapas do desenvolvimento são geralmente as seguintes, tanto para</p><p>lavra a céu aberto, quanto subterrânea:</p><p>30</p><p>1. Adotar o relatório do estudo de viabilidade como um documento de</p><p>planejamento sujeito a ajustes durante a execução do desenvolvimento.</p><p>2. Confirmação de todo o planejamento da mina inclusive do método de lavra.</p><p>3. Levantamento de recursos financeiros.</p><p>4. Aquisição de terras.</p><p>5. Atendimento das exigências do ponto de vista ambiental.</p><p>6. Construção dos acessos de superfície, transporte, comunicação e suprimento</p><p>de energia.</p><p>7. Planejamento e construção das instalações de superfície incluindo serviços</p><p>de apoio e escritórios administrativos.</p><p>8. Instalação do beneficiamento e serviços auxiliares, planejamento e</p><p>preparação do local para o depósito de estéril.</p><p>9. Seleção e aquisição dos equipamentos de lavra.</p><p>10. Construção das aberturas de acesso principais ao corpo do minério, incluindo</p><p>decapagem para mina a céu aberto e poços e galerias para a mina subterrânea.</p><p>11. Construção dos dutos de passagens de minério, estações de britagem e</p><p>sistema de transporte para minas subterrâneas e para minas a céu aberto:</p><p>construção da estação de britagem, sistema de água e áreas de manutenção de</p><p>equipamentos para o início da produção;</p><p>12. Recrutamento e treinamento da mão de obra.</p><p>3.2. Desenvolvimento: proteção ambiental</p><p>A proteção ambiental é uma atividade ligada à vida da mina em todas as</p><p>etapas e ainda à fase após exaustão de uma reserva, deixando a área reparada</p><p>para voltar às atividades de origem ou para ter outra atividade ambientalmente</p><p>correta. Considerando que entre todas as fases da mina, a que mais agride o</p><p>meio ambiente é a lavra, o desenvolvimento é feito de maneira a assegurar uma</p><p>lavra ambientalmente aceita. Por exemplo: são preparadas as bases das</p><p>barragens de rejeito e dos depósitos de estéril.</p><p>31</p><p>3.3. Desenvolvimento: implementação e custos</p><p>Uma vez garantidos os recursos financeiros, a essência do</p><p>desenvolvimento é a rapidez, pois o custo do dinheiro e outras despesas</p><p>começam a acontecer. Todos os esforços devem ser feitos para que a mina entre</p><p>em produção o mais rápido possível. Na fase de construção, uma decisão é</p><p>crítica e precede a todas as outras. O layout da mina, o desenvolvimento da</p><p>planta, a sequencia de explotação, o local da planta de tratamento de minérios,</p><p>local do escritório e áreas de apoio, todas essas informações deve ser</p><p>apresentadas neste momento em detalhes para as instituições financeiras e</p><p>investidores avaliarem o projeto. Sendo as formas mais comuns de</p><p>financiamentos de acordo com Hartman e Mutmansky (2002):são:</p><p>1. Empréstimos através de bancos comerciais e recursos de investimento</p><p>privado;</p><p>2. Emissões de títulos, ações e títulos através de casas de investimento ou</p><p>bancos;</p><p>3. Leasing de equipamentos;</p><p>4. Empréstimos do governo.</p><p>3.4. Estimativa de custos para o desenvolvimento</p><p>No inicio das operações mineiras uma das mais importantes estimativas</p><p>é a estimativa do capital de investimento para a abertura da mina. O valor é</p><p>necessário para garantir a abertura da mina e iniciar a recuperação de todo o</p><p>investimento que já foi feito desde a prospecção. De acordo com Hartman e</p><p>Mutmansky (2002) o custo anual por tonelada (apenas na mina) pode variar</p><p>entre:</p><p>Para minas de carvão:</p><p>Mina a céu aberto: $40 – 150/ ton/ ano</p><p>Mina subterrânea: $100 – 200/ ton/ ano</p><p>Para minas metálicas:</p><p>32</p><p>Mina a céu aberto: $75 – 200/ ton/ ano</p><p>Mina subterrânea: $100 – 300/ ton/ ano</p><p>3.5. Explotação: métodos de lavra</p><p>Uma regra de explotação é selecionar um método de lavra que considere</p><p>a característica natural, geológica e ambiental, dentro dos limites impostos pela</p><p>segurança, tecnologia e economia para obter o menor custo e o máximo lucro.</p><p>Fatores determinantes da seleção do método de lavra de acordo com</p><p>Hartman e Mutmansky (2002)</p><p>1. Características espaciais do depósito. Estes fatores são provavelmente os</p><p>mais importantes, pois eles decidem a escolha entre a lavra a céu aberto e</p><p>subterrânea afetando ainda a escala de produção, métodos de manuseio e o lay-</p><p>out da mina no corpo de minério.</p><p>a) Tamanho: dimensões, especialmente altura ou espessura.</p><p>b) Forma: tabular, lenticular, maciço, ou irregular.</p><p>c) Atitude: mergulho e direção.</p><p>d) Profundidade: valores extremos e médios, relação estéril/minério</p><p>e) Regularidade dos limites do minério.</p><p>f) Existência de mineração anterior</p><p>2. Condições geológicas e hidrológicas. As características geológicas do</p><p>depósito de minério e das rochas encaixantes influenciam a seleção do método,</p><p>especialmente na escolha entre métodos seletivos e não seletivos, bem como</p><p>quanto à extensão dos escoramentos no caso de mina subterrânea. A hidrologia</p><p>afeta drenagem e bombeamento necessário tanto na céu aberto como</p><p>subterrânea. A mineralogia governa a lavra por solução, definição do processo</p><p>de beneficiamento e requisitos de fundição.</p><p>a) Mineralogia e petrografia: por exemplo se é sulfeto ou óxido.</p><p>b) Composição química: do produto principal e subprodutos.</p><p>33</p><p>c) Estrutura do depósito: dobramentos, falhas, descontinuidades, intrusões.</p><p>d) Planos de fraqueza: juntas, fraturas, clivagem no mineral.</p><p>e) Uniformidade, alteração, zonas de intemperismo.</p><p>f) Água subterrânea e hidrologia: ocorrência, vazão, nível freático.</p><p>g) Existência de estrato de gases.</p><p>3. Propriedades geotécnicas (mecânica de solo e mecânica de rocha). São</p><p>importantes para a seleção dos equipamentos de lavra, tanto para estéril como</p><p>para minério e para os escoramentos no caso de mina subterrânea.</p><p>a) Propriedades elásticas;</p><p>b) Comportamento plástico ou viscoso</p><p>c) Condições de esforços.</p><p>d) Consolidação, compactação e competência: necessidade ou não de</p><p>escoramento.</p><p>e) Outras propriedades físicas: densidade, porosidade, permeabilidade,</p><p>transmissividade, umidade.</p><p>4. Aspectos econômicos. Em última análise, a economia leve em consideração</p><p>o custo de fechamento de mina na seleção do método de lavra, porque os fatores</p><p>econômicos afetam o resultado, o investimento, o fluxo de caixa, o período de</p><p>recuperação do capital investido e o lucro.</p><p>a) Reservas: tonelagem e teor</p><p>b) Produtividade: tonelada por unidade de tempo.</p><p>c) Vida da mina: período de desenvolvimento e explotação.</p><p>d) Produtividade em tonelada (ton) por trabalhador por turno.</p><p>e) Comparativos dos custos dos métodos tecnicamente viáveis.</p><p>f) Comparativo do capital de investimento para os métodos tecnicamente viáveis.</p><p>5. Fatores Tecnológicos. É procurada a melhor combinação entre as</p><p>condições naturais e o método de lavra.</p><p>34</p><p>a) Recuperação na lavra: é a relação entre a porção do depósito possível de ser</p><p>extraída e a reserva geológica.</p><p>b) Diluição: redução do teor do minério por contaminação com estéril.</p><p>c) Flexibilidade do método a mudanças de condições.</p><p>d) Seletividade: indica a possibilidade de lavra do minério sem contaminação</p><p>com estéril.</p><p>e) Concentração ou dispersão dos trabalhos.</p><p>f) Intensidade de capital, mão de obra e mecanização.</p><p>g) Intensidades de mão de obra e capital.</p><p>6. Aspectos ambientais. O clima físico, social, político e econômico deve ser</p><p>considerado e, na ocasião, exigirá que um método de lavra seja rejeitado</p><p>considera essas preocupações.</p><p>a) Controle subterrâneo para manter a integridade das aberturas.</p><p>b) Subsidência que é o efeito na superfície, proveniente do desabamento ou</p><p>abatimento.</p><p>c) Controle atmosférico: vazão de ventilação, qualidade do ar, calor e umidade.</p><p>d) Disponibilidade de área adequada para a deposição de estéril.</p><p>e) Mão de obra: recrutamento, treinamento, saúde e segurança, moradia,</p><p>condições comunitárias.</p><p>f) Comparativos das condições de segurança dos métodos de lavra adequados.</p><p>3.5.1 Procedimentos de seleção do método</p><p>A avaliação técnica é feita em três níveis:</p><p>1. Estudo conceitual. São montadas diversas alternativas de métodos, lay-outs</p><p>e sistemas.</p><p>2. Estudo de engenharia. As alternativas são quantificadas e comparadas,</p><p>resultando num projeto básico bem definido, incluindo custos.</p><p>3. Projeto detalhado, no qual os desenhos e especificações de construção do</p><p>projeto básico são preparados. O resultado é um relatório final de engenharia,</p><p>35</p><p>onde constam decisões de investimento, de compras de equipamentos e de</p><p>construção.</p><p>Há casos em que a escolha é óbvia, e há outros em que ela depende de</p><p>estudo acurado.</p><p>Classificação dos métodos de lavra</p><p>Apresentaremos aqui apenas grandes grupos, cujo detalhamento será</p><p>feito em outras etapas do curso.</p><p>3.6 Referências bibliográficas</p><p> MAIA, J. Curso de Lavra de Minas - DESENVOLVIMENTO - UFOP - Fundação</p><p>GORCEIX – 1980</p><p> HARTMAN, H. L., MUTMANSKY, J. M. Introductory mining engineering. 2. ed. S.l.: Wiley</p><p>Interscience Publication John & Sons, 2002.</p><p>CAPÍTULO IV – MÉTODOS DE LAVRA A CÉU ABERTO NA FORMA</p><p>SÓLIDA</p><p>De acordo com Curi (2017) a grande maioria das explotações mineiras em</p><p>todo o mundo é realizada por métodos a céu aberto. Os investimentos em novos</p><p>projetos aumentaram muito a partir do século XXI devido ao boom da indústria</p><p>mineral. Apesar dos investimentos e do aumento dos preços dos metais na</p><p>primeira década deste século, a quantidade de metal produzida globalmente por</p><p>ano tem se mantido estável. O volume total de rocha estéril mais minério lavrado</p><p>na indústria global é da ordem de 30 bilhões de toneladas por ano. Segundo Curi</p><p>(2017) esse número inclui metais (50%), carvão (45%) e minerais industriais</p><p>36</p><p>(5%). A produção global de metais gira em torno de 5 bilhões de toneladas,</p><p>sendo a lavra a céu aberto responsável por cerca de 83% da produção.</p><p>De acordo com Hartman e Mutmansky (2002) o uso preferencial das minas</p><p>a céu aberto se deve a dois fatores principais:</p><p> O aumento constante da eficiência nas operações de lavra a céu aberto;</p><p> A dificuldade crescente de encontrar depósitos que possam ser lavrados</p><p>economicamente pelos métodos subterrâneos.</p><p>Ainda de acordo com Hartman e Mutmansky (2002) uma regra de</p><p>explotação é selecionar um método de lavra que considere as características</p><p>natural, geológica e ambiental, dentro dos limites impostos pela segurança,</p><p>tecnologia e economia para obter o menor custo e o máximo lucro.</p><p>Classificação dos métodos</p><p>A lavra de depósitos de minerais metálicos, industriais e agregado para a</p><p>construção civil onde os operários não são expostos ao ambiente subterrâneo</p><p>com enclausuramento das operações, é denominada lavra a céu aberto. Os</p><p>métodos podem ser divididos em dois grandes grupos, métodos de lavra na</p><p>forma sólida e métodos de lavra na forma fluída, sendo que nestes é utilizado à</p><p>água.</p><p>Os métodos a céu aberto na forma sólida podem ser divididos em:</p><p> Lavra em flanco e em cava (Open Pit Mining);</p><p> Lavra por Lançamento ou lavra em tiras (Open Cast Mining or Striping Mining)</p><p> Lavra de blocos ou rochas ornamentais (Quarry Mining);</p><p>E os métodos a céu aberto na forma fluída podem ser divididos em:</p><p> Desmonte hidráulico (Hydraulicking);</p><p> Dragagem (Dredging)</p><p> Lavra por solução;</p><p> Lavra por lixiviação.</p><p>37</p><p>Custos</p><p>A soma de todos os custos necessários para uma mina entrar em</p><p>operação, através dos cinco etapas da mineração — prospecção, avaliação,</p><p>desenvolvimento, explotação e fechamento de mina — é chamado de custo</p><p>direto de mineração e pode ser calculado na forma total ou por tonelada. O custo</p><p>indireto inclui administração, pesquisa e outros custos gerenciais, sendo</p><p>estimado entre 5% e 10% do custo direto.</p><p>Usa-se a expressão custo relativo em porcentagem para comparações</p><p>entre métodos. A lavra mais cara é a lavra de blocos que é a céu aberto na forma</p><p>sólida e é arbitrada como tendo o custo de 100%. Os demais métodos têm os</p><p>seus valores relacionados ao da lavra de bloco. Por exemplo, um método que</p><p>tem 5% de custo relativo de lavra, significa que ele custa 5% do custo da lavra</p><p>de bloco.</p><p>4.1 Lavra em flanco ou em cava (Open Pit Mining)</p><p>Neste método, geralmente algum capeamento estéril é retirado e</p><p>transportado para uma área de deposição sob a qual não há minério para ser</p><p>lavrado. Tanto a remoção do capeamento quanto do minério é conduzida em</p><p>bancadas praticamente horizontais, sendo que um</p><p>depósito espesso requer</p><p>muitas bancadas.</p><p>O fato de termos diversas bancadas expostas garante também, a existência</p><p>de diversas frentes de lavra permitindo que seja feita uma operação contínua e</p><p>sustentável, além de permitir flexibilidade de operações. Após o avanço do</p><p>decapeamento para exposição do minério, as operações de remoção de estéril</p><p>e lavra de minério são coordenadas de maneira que os lucros irão pagar pelos</p><p>custos, ao mesmo tempo em que os objetivos de longo prazo são respeitados</p><p>(cava final e sequenciamento de lavra).</p><p>38</p><p>Quando a lavra se dá abaixo do nível da superfície, dizemos que é uma</p><p>lavra em cava. Quando a lavra se dá em uma face lateral de um “morro”, dizemos</p><p>que a lavra é em flanco ou meia- encosta. Em ambos os casos, a área de lavra</p><p>é chamada de pit.</p><p>As bancadas individuais são projetadas de maneira a acomodar os</p><p>equipamentos de movimentação de material utilizados para lavrar o depósito. A</p><p>altura da bancada é limitada pelo alcance da escavadeira. A largura de bancada</p><p>deve ser suficiente para acomodar o material fragmentado a partir do desmonte</p><p>além de possuir espaço de manobra suficiente para equipamento de escavação</p><p>e transporte. E os ângulos de talude são determinados por características</p><p>intrínsecas do material escavado (mecânica de rochas e mecânica de solos).</p><p>Pela sua própria natureza, a operação em cava envolve o transporte de</p><p>quantidades moderadas a grande de material estéril e minério para fora da cava,</p><p>a distâncias relativamente longas e a declividades elevadas. Esses</p><p>requerimentos afetam a configuração da cava, a seleção dos equipamentos e as</p><p>razões de produção requeridas.</p><p>Devido ao fato dos teores de minério serem normalmente baixos, a</p><p>produtividade de equipamentos deve ser elevada e a razão de descobertura</p><p>(REM) deve ser mantida a níveis modestos (normalmente de 0 a 5 m3/t). Assim</p><p>os limites de profundidade são intermediários, geralmente não ultrapassando</p><p>300 metros. No entanto, o constante desenvolvimento tecnológico dos</p><p>equipamentos com a redução progressiva dos custos operacionais tem permitido</p><p>que esse limite tenha sido ultrapassado e cada vez maiores profundidades têm</p><p>sido atingidas na lavra a céu aberto.</p><p>4.1.1 Desenvolvimento</p><p>Os passos no desenvolvimento do método são:</p><p> Limpeza do terreno;</p><p> Locação de pilhas de estéril e barragens de rejeito;</p><p> Estrutura de apoio deve estar locada nas proximidades da cava (ponto de</p><p>descarga, pilhas de estoque, planta de beneficiamento, etc);</p><p> Seleção e aquisição de equipamentos conforme a necessidade;</p><p>39</p><p> Decapeamento inicial para exposição do minério;</p><p> Combinação do decapeamento e lavra do minério de acordo com o</p><p>planejamento de longo, médio e curto prazo.</p><p>4.1.2 Operação</p><p>A remoção de estéril, material sem valor econômico, para exposição do</p><p>corpo mineralizado bem como a movimentação de material com teores abaixo</p><p>do teor econômico (teor de corte). Dentro do ciclo de operações podemos</p><p>distinguir quatros principais operações unitárias. As operações unitárias são</p><p>perfuração e desmonte (se for necessário o uso de explosivos, senão desmonte</p><p>mecânico pode ser uma alternativa), carregamento e transporte.</p><p>A lavra do minério (ou material de interesse) tem o ciclo de operacional</p><p>muito semelhante ao ciclo de operações empregado no processo de remoção de</p><p>estéril. Quanto mais semelhante for à rocha estéril da rocha hospedeira da</p><p>mineralização maior será a similaridade das operações de remoção de estéril e</p><p>lavra de minério, de maneira que possa ser empregada a mesma frota de</p><p>equipamentos e técnicas de desmonte, escavação e transporte para ambos.</p><p>4.1.3 Operações Auxiliares</p><p>Dentro das operações auxiliares está envolvida uma extensa gama de áreas</p><p>que demonstram a interação entre as diversas áreas da empresa na</p><p>complementação das operações de lavra propriamente ditas, conforme</p><p>apresentadas:</p><p> Saúde e segurança;</p><p> Controle e monitoramento do meio ambiente;</p><p> Controle de terreno;</p><p> Abastecimento de energia e água;</p><p> Gerenciamento de águas superficiais e subterrâneas;</p><p> Disposição de estéril;</p><p> Suprimento de material de operação;</p><p> Manutenção e reparo;</p><p> Iluminação;</p><p>40</p><p> Sistema de comunicação e despacho;</p><p> Construção e manutenção de acessos e estradas;</p><p> Transporte de pessoal.</p><p>4.1.4 Condições</p><p>As condições do método em pit (cava) segundo Hartman e Mutmansky</p><p>(2002) são:</p><p> Competência do minério: qualquer;</p><p> Competência do estéril: qualquer;</p><p> Forma do depósito: qualquer preferencialmente depósito paralelo à</p><p>superfície;</p><p> Mergulho do depósito: qualquer preferencialmente depósito de baixo</p><p>mergulho;</p><p> Tamanho do depósito: grande e espesso;</p><p> Teor do minério: pode ser bem baixo se outras condições forem favoráveis;</p><p> Uniformidade do minério: preferencialmente uniforme, mas a blendagem é</p><p>fácil de ser implementada na maioria das operações;</p><p> Profundidade: raso a intermediário, limitado pela REM.</p><p>4.1.5 Vantagens</p><p> Método de lavra que pode ser aplicado a praticamente qualquer tipo de</p><p>mineralização e corpo mineral;</p><p> Permite elevado nível de mecanização e portanto produtividades elevadas</p><p>podem ser obtidas, principalmente pela escala de produção, apesar do</p><p>método ser empregado também em operações de pequeno porte;</p><p> Relativamente flexível, podendo variar a escala de produção conforme</p><p>demanda, ainda que incorra em variação de investimentos no caso de</p><p>aumento ou imobilização de capital em caso de redução de produção;</p><p> Menor custo entre os métodos amplamente utilizados, custo relativo em torno</p><p>de 5%;</p><p> Requisito de qualificação de mão obra pouco exigente;</p><p>41</p><p> Ideal para grandes equipamentos;</p><p> Desenvolvimento de mina simples;</p><p> Pouco apoio normalmente exigido, design e manutenção adequados dos</p><p>bancos podem proporcionar estabilidade.</p><p> Em termos de aproveitamento do depósito praticamente a recuperação fica</p><p>próxima de 100%, à exceção das áreas vizinhas aos limites de cava</p><p>econômica, com baixa diluição;</p><p> É um método que pela sua natureza, é menos agressivo, em termos de</p><p>segurança, que qualquer método subterrâneo evitando a exposição aos</p><p>riscos inerentes a esse tipo de operações.</p><p>4.1.6 Desvantagens</p><p> Limitado pela profundidade, onde o limite tecnológico estabelece a limitação</p><p>do equipamento e limites econômicos determinam a relação estéril-minério</p><p>máxima;</p><p> Pela característica de mecanização e razão de produção elevada, é um</p><p>método que exige elevados investimentos de capital;</p><p> O fato de ser uma operação a céu aberto exige que seja feita uma</p><p>recuperação da área degradada, o que incide em aumento dos custos</p><p>operacionais;</p><p> Para que se justifiquem os baixos custos de produção pelo efeito escala,</p><p>deve se tratar de depósitos de grandes dimensões ou de elevados teores;</p><p> A estabilidade de taludes é fundamental para a continuidade das operações</p><p>ao longo da vida útil da mina, assim manutenção de bancadas e</p><p>monitoramento periódico dos taludes deve ser uma constante ao longo do</p><p>projeto;</p><p> O gerenciamento de água e drenagem da cava é essencial para o avanço</p><p>em profundidade, principalmente em regiões de alta precipitação ou de lavra</p><p>abaixo do nível freático;</p><p> Deve ter disponibilidade de áreas para disposição de estéril;</p><p> Com o preenchimento da cava após a lavra, a água pode ficar poluída.</p><p>42</p><p>4.2 Lavra por lançamento ou lavra em tiras (Open Cast Mining or Striping</p><p>Mining)</p><p>A lavra por tiras é um método de explotação de superfície usado</p><p>essencialmente para carvão ou algum outro bem mineral que tenha o corpo</p><p>mineralizado na forma tabular de grande extensão lateral. O método de lavra se</p><p>assemelha ao método de lavra em cava, porém difere em um único aspecto: o</p><p>material de cobertura não é disposto para o depósito de estéril. Na lavra em tiras</p><p>o estéril não é transporte por caminhões ou equipamentos que se deslocam</p>