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2 Revisão Bibliográfica
Na última década os métodos de mineração conhecidos na comunidade
internacional como os métodos Caving, frequentemente referidos como "métodos
não suportados" (Brown, 2003), estão ganhando importância na indústria da
mineração internacional, o qual tem tornado esses método os preferidos na
mineração subterrânea de extração massiva (Chitombo, 2010). Exemplos dos
métodos Caving mais importantes são o BC e o SLC. Prevê-se que estes dois
métodos continuem a crescer em importância para estender a vida útil e dar
viabilidade às minas a céu aberto quando estas atingirem sua profundidade de
mineração econômica.
2.1. Sublevel Caving
2.1.1.Introdução
O SLC é um método de mineração massiva baseada na utilização do fluxo
por gravidade do minério detonado e do estéril abatido (Kvapil, 1992). O método
funciona sob o princípio de que o minério é fragmentado por detonações,
enquanto que a rocha encaixante sobrejacente (hangingwall) fratura-se e abate-se
sob a ação do alívio de tensões nas extremidades das paredes escavadas e da
gravidade (Bull & Page, 2000). O estéril abatido proveniente do hangingwall
preenche o vazio criado pela extração do minério. A aplicação original do método
de mineração do SLC foi feita em terra friável nas minas de minério de ferro de
Minnesota e Michigan, em 1900 (Hustrulid, 2000). O método foi adaptado mais
tarde para corpos de minério mais resistentes (exigindo detonações) delimitados
por massas encaixantes mais fracas. Nos últimos 40 anos as dimensões na
geometria do SLC aumentaram significativamente, resultando em aumentos de
escala e extensão de aplicação industrial e diminuindo os custos de produção
(Brady & Brown, 2004).
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 19
A geometria do SLC (Figura 2.1) caracteriza-se por uma série de subníveis
criados em intervalos entre 20 e 30 metros, começando no topo da jazida e
progredindo de maneira descendente (Hustrulid, 2000). Um número de galerias
paralelas são escavadas em cada subnível. De cada subnível o corpo mineralizado
é perfurado em leques direcionados de baixo para cima de 2m a 3m (Hustrulid,
2000). A detonação dos leques tem início junto ao hangingwall continuando para
frente em direção ao footwall. Quando um leque é detonado, o minério é forçado a
descer, pela ação da gravidade para o interior da galeria, onde é carregado e
transportado para uma passagem de minério. O minério é gradualmente
substituído pelo material estéril proveniente do hangingwall que vai sendo
abatido.
Figura 2.1 - Arranjo geral típico de lavra por SLC (adaptado de Hamrin, 2001).
Segundo Hartman (1992) esse sistema de lavra geralmente é empregado em
jazidas de mergulho acentuado, de contatos definidos de média ou grande
potência. É necessário continuidade e homogeneidade do minério para sua
aplicação, assim como que o hangingwall seja sempre suficientemente instável
para desmoronar, enchendo, desta forma, o espaço do minério que foi retirado.
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 20
O método SLC é de alta produtividade fazendo com que haja simplicidade
nas operações conjugadas a serem empregadas. É aplicado, usualmente, em
minérios competentes necessitando o mínimo de suporte artificial, e para isto, o
minério deve ser regular e ter forma definida. Um mergulho mais forte permitirá
uma caída mais eficiente do minério por gravidade, muito embora este método
também possa ser adaptado a corpos de pequenos mergulhos. Dentre os métodos
de alargamento este método é o que requer de menos suporte temporário no
interior do realce, uma vez que toda a equipe de pessoal e maquinaria ficam
protegidas no subnível. No caso de se precisar de suportes para proteção pessoal
podem ser usados parafusos de teto, tela de injeção de cimento, camboteamento,
concreto projetado, etc.
2.1.2.Sequência de desenvolvimento
Geralmente o acesso principal é feito por rampa ou por um sistema
combinado rampa/poço. A rampa é projetada no footwall e paralela ao corpo de
minério, a partir desta são projetadas os subníveis (galerias), os quais são
espaçados na vertical entre 20m e 30 m. Os subníveis são desenvolvidos no
sentido transversal. Devem ser trabalhados simultaneamente, pelo menos 3
subníveis, sendo um em lavra, um em desenvolvimento e outro em pesquisa
(Figura 2.2). A lavra é executada em retirada, de modo que o abatimento dos
subníveis se processe sucessivamente no sentido descendente, podendo,
entretanto, serem lavrados simultaneamente vários subníveis. Para isto, deixa-se
uma defasagem de exploração entre os subníveis mais próximos.
Em geral, a perfuração é ascendente. A progressão da lavra é descendente e
em retirada. Concluído o desenvolvimento de cada subnível, no final de cada
subnível é projetada uma chaminé até atingir o piso do subnível superior. A
finalidade do seccionamento na extremidade do subnível é feita para promover a
face livre do bloco a ser lavrado. O sistema de furação adotado é em leque com
seções afastadas (de 2 a 3m). Como se trata de um método de abatimento, à
medida que as detonações são executadas e os vãos livres excedem o limite crítico
de autosustentação, os encaixantes entram em processo de abatimento.
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 21
Figura 2.2 - Detalhe das diversas fases do método SLC transversal (modificado após Sandvik Group, 2004)
A perfuração é efetuada no sentido ascendente, em forma de leque, com
equipamento específico para esta finalidade (fandrill) (Figura 2.3).
Figura 2.3 - Perfurações com utilização do fandrill (modificado após Sandvik Group, 2004)
As detonações são feitas a partir do final da galeria, de modo a atingir o
subnível superior, mantendo-se sempre uma face livre para facilitar o desmonte.
Com o impacto da detonação, o minério é forçado a cair pela ação da gravidade
para o interior da galeria onde este é carregado e transportado para uma passagem
de minério (ou ponto de transferências para caminhões). À medida que o minério
é retirado, o espaço é gradativamente substituído pelo material estéril proveniente
do hangingwall (Figura 2.4). Isto significa que o minério é misturado com o
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 22
estéril, e que este aumenta à medida que avança cada ciclo de carregamento.
Quando a mistura estéril/minério atingir uma proporção acima do limite
econômico, o carregamento é paralisado e é feita uma nova detonação.
Figura 2.4 - Retirada do minério (modificado após Sandvik Group, 2004)
O transporte do material desmontado nas frentes das galerias até os pontos
de passagem de minério é feito por carregadeiras rebaixadas LHD ((load, haul and
dump), e a partir daí é levada à superfície por caminhões (Figura 2.5).
Figura 2.5 - Transporte do material desmontado nas frentes das galerias (modificado após Sandvik Group, 2004)
No método SLC o corpo mineral é atravessado por galerias em vários
subníveis, distantes entre si na vertical de 20 a 30 metros. As galerias são
desenvolvidas ao mesmo tempo em que o sistema de galerias, na direção normal,
cobre todo o corpo do minério. No caso de corpos de minério muito extensos, as
galerias dos subníveis cruzam o corpo de minério a partir da galeria principal
situada ao longo do footwall (lapa). No caso de depósitos estreitos (largura
inferior a 20 metros), as galerias são dispostas ao longo dos mesmos.
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 23
A partir dos subníveis, o corpo mineralizado é perfurado em leques
direcionados de baixo para cima. A detonação dos leques tem início junto ao
hangingwall (capa) continuando para à frente em direção ao footwall (lapa) ou aos
pontos de carregamento. Quando um leque é detonado, o minério é forçado a
descer, pela ação da gravidade, para o interior da galeria, onde é carregado e
transportado para uma passagem de minério. O minério é gradualmente
substituído pelo material estéril proveniente do teto e/ou pelo material abatido.
2.1.3.Vantagens sobre outros métodos
Hoje em dia há uma necessidade de produzir grandes quantidades de
minério o qual permite fomentar o desenvolvimento de métodos de mineração
massiva. Muito embora os limites de volumes de extração que definem a
mineração massiva subterrânea estejam mudando ao longo do tempo, atualmente
está estabelecida uma produção diária de no mínimo 10.000 [toneladas/dia] ou 3
milhões [toneladas/ano] (Brown, 2004). O desenvolvimento de métodos massivos,
tais como SLC e BC têm permitido atingir estes objetivos.
2.2. Subsidência
2.2.1.Subsidência mineira
Denomina-se subsidência mineira ao conjunto de fenómenos de
movimentação descendente de camadas do subsolo e da própria superfície do
terreno devido à tendência do mesmo em preencher os espaços vazios que são
originados pela lavra subterrânea, principalmente após o seu colapso. A
exploração mineira provoca diversos efeitos à superfície dos terrenos que se
manifestam quer na área de exploração quer nas áreas vizinhas.
A subsidência é um problema potencial que quando não controlado, pode levar
a um dano superficial de grande escala. Toda escavação subterrânea induz a
subsidência da superfície, sobretudo aquelas que usam os métodos de lavra por
abatimento. O fenômeno é mais óbvio devido ao intenso fraturamento da rocha do
teto imediato das escavações.
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 24
O que controla fundamentalmente o processo é a competência da rocha que
compõe o teto imediato. O fenômeno está intimamente ligado à questão da
redistribuição das tensões no maciço rochoso (após a execução das escavações nos
trabalhos de lavra), às tensões naturais e tensões induzidas nas escavações
subterrâneas, bem como às tensões associadas a cada princípio do processo de
lavra subterrânea. A remoção de material da crosta terrestre provoca,
inevitavelmente, algum reajuste das tensões e movimentação de terreno.
2.2.2.Subsidência induzida pelo SLC
Um dos graves problemas induzidos pela exploração do minério ao se
aplicar o método SLC é originado pela subsidência em grande escala. A condição
básica para a utilização do SLC é que uma drástica e inevitável destruição da
superfície é admissível. O SLC irá induzir abatimento progressivo e subsidência
do maciço rochoso, vinculado principalmente à zona de maciço rochoso do
hangingwall e em menor grau à zona do footwall. No SLC a subsidência pode ser
caracterizada por três zonas diferentes (Figura 2.6), isto é, a zona abatida, a zona
de fratura e a zona de deformação contínua (Herdocia, 1991; Lupo 1996). Estas
são definidas como segue:
1. Zona Abatida- CZ é caracterizada por um grande movimento de descida do
material abatido que é formado pelo colapso de resíduos de rocha a partir das
paredes laterais. A rocha abatida consiste de blocos irregulares, que podem
variar em tamanho de milímetros a vários metros. Nesta zona, estruturas tipo
chaminés (chimneys) podem ser observadas. Estas estruturas são formadas por
movimentos verticais de material abatido através dos canais de fluxo após a
extração de minério.
2. Zona de fratura- FZ é caracterizada pelas fissuras de tensão, fraturas,
degraus e crateras esporádicas perto da área escavada. A subsidência nesta
área desenvolve movimentos horizontais e verticais que podem variar de
centímetros a metros. Lupo (1996) descreveu a natureza do movimento nessa
zona como uma combinação de mecanismos de cisalhamento e de
tombamento, semelhante àquele observado em taludes de rochas.
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 25
Eventualmente, por causa do movimento contínuo, os blocos formados nesta
zona poderiam formar parte do material desabado na zona abatida. Esta área é
instável e insegura para estruturas civis.
3. Zona de deformação contínua- CDZ nesta zona desenvolve-se uma
deformação contínua que pode ser detectada somente pela instrumentação
periódica.
Figura 2.6 - Zonas de deformação do maciço rochoso no método de mineração SLC.
O bloco de maciço rochoso formado entre a fratura mais externa e o limite
da zona abatida pode ser considerado como um maciço rochoso "semi-intacto",
que progressivamente fragmenta-se pelo fenômeno do abatimento até tornar-se
uma parte do material desabado na cratera (Herdocia, 1991).
2.2.3.Avaliação da subsidência associada ao SLC
Uma forma inicial de avaliar a subsidência associada à mineração aplicando
o método SLC é usando o método de abatimento definindo empiricamente valores
para os ângulos de fratura, α, e ângulo limite, β (Figura 2.6). Outra tentativa é
correlacionar o volume de subsidência com o volume do minério extraído.
Obviamente os métodos empíricos têm limitações, por isso, foi necessário dispor
de um método analítico para prever a evolução da subsidência. Hoek (1974)
desenvolveu um método de análise para predizer o crescimento de uma cratera de
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 26
subsidência, à medida que a profundidade de mineração é aumentada. Este
método de equilíbrio limite assume que a superfície do solo é horizontal e está em
uma condição drenada ou sem a presença de águas subterrâneas.
A sequência de ruptura da massa rochosa considerada por Hoek (1974) é
mostrada na Figura 2.7 e as características do seu modelo de equilíbrio limite é
mostrado na Figura 2.8. Hoek (1974) aplicou seu modelo na Mina de
Grangesborg, na Suécia, obtendo uma boa concordância entre os resultados do
modelo e os valores observados no campo.
Figura 2.7 - Sequência da ruptura progressiva do maciço rochoso com o aumento da profundidade de mineração:(a) mineração superficial; (b) falha de cunha pendurada; (c) formação da cunha íngreme; (d) desenvolvimento de trinca de tração e de superfície de falha; (e) desenvolvimento da segunda trinca de tensão e de superfície de falha; (f) cava a céu aberto inicial; (g) desenvolvimento de trinca de tração e de superfície de falha; (h) desenvolvimento da segunda trinca de tração e de superfície de falha; (i) ruptura progressiva com o aumento da profundidade de mineração (Hoek, 1974).
Mais tarde, Brown & Ferguson (1979) estenderam o trabalho de Hoek
(1974) para incluir o efeito de uma superfície de terreno inclinado e também a
possível presença de águas subterrâneas. As características do modelo de Brown
& Ferguson (1979) estão mostrados na Figura 2.9. Brown & Ferguson (1979)
aplicaram seu modelo para o caso da Mina de Gath´s, na Zâmbia, e obtiveram
uma boa concordância entre os resultados do seu modelo e os valores observados
no campo.
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 27
Figura 2.8 - Modelo de Equilíbrio limite proposto por Hoek (1974) para prever o crescimento de uma cratera de subsidência.
Figura 2.9 - Modelo de equilíbrio limite proposto por Brown & Ferguson (1979) para prever o crescimento de uma cratera de subsidência.
Lupo (1996) modificou o método de equilíbrio limite de Hoek (1974) e
considerou forças de tração durante o a extração do minério e a interação entre o
hangingwall e o footwall no modelo. Ele assumiu que quando não tinha extração
do minério, a rocha desabada fornecia suporte ao footwall e ao hangingwall e
durante a ação de extração do minério, as forças de tração aumentavam as tensões
de cisalhamento no hangingwall e no footwall. As forças de tração foram
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 28
calculadas usando relações bem conhecidas da teoria de mecânica do solos e silos.
Esta abordagem foi utilizada na mina Kiruna, Suécia e os resultados obtiveram
boa concordância com as observações de falha sobre o mecanismo. No entanto, o
modelo não foi capaz de prever o comportamento do Footwall (Henry e Dahnér-
Lindqvist, 2000).
Conforme o mencionado acima, vários autores têm modificado o método
proposto por Hoek para incorporar parâmetros adicionais e variadas geometrias de
mineração. A Tabela 2.1 resume as abordagens disponíveis de equilíbrio limite
para a análise de subsidência induzida pelo SLC desenvolvidas após Hoek (1974).
Tabela 2.1 - Evolução dos métodos de equilíbrio limite para a análise de subsidência induzida pelo SLC (modificado após Flores & Karzulovic, 2004)
Autor(es) Breve Descrição do Método e Aplicações
Brown e Ferguson
(1979)
Modelo de equilíbrio limite estendido de Hoek, levando em conta uma superfície inclinada e pressões subterrâneas na trinca de tração e no plano de cisalhamento. Este modelo foi utilizado para avaliar a falha progressiva da hangingwall na Mina Gath`s em Rodésia.
Herdocia (1991)
Propôs um modelo geométrico simplificado para o cálculo de fatores geométricos que afetam a estabilidade do hangingwall em uma jazida inclinada usando o método de Sublevel Caving. Esse modelo de equilibrio limite foi utilizado para avaliar a estabilidade de hangingwall nas minas Grängesberg, Kiruna e Malmberget, em Suécia.
Lupo (1996)
Este modelo considera a falha do hangingwall utilizando o as equações de equilíbrio limite obtidas por Hoek (1974), mas considera um coeficiente de pressão da terra ativo, e as equações de equilíbrio limite obtidas por Hoek (1974) para taludes escavados em minas a céu aberto para analisar o footwall. O uso de um coeficiente de pressão da terra ativa tem por objetivo incluir o efeito do movimento da rocha abatida durante a extração. Este método foi aplicado à análise de Sublevel
Caving na mina Kiruna, em Suécia.
A partir dos anos 80 começaram a usar-se métodos numéricos para a análise
de subsidência. No período de 1980-1990 predominou a utilização do método dos
elementos finitos, mas desde o final dos anos 80 começaram a serem utilizados, e
cada vez de modo mais frequentes os métodos das diferenças finitas e de
elementos discretos para esta finalidade.
Um levantamento de literatura global dos métodos Caving (Vyazmensky,
2008) revela que há poucos estudos publicados descrevendo a modelagem
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 29
numérica de subsidência de superfície associadas ao Sublevel Caving (Os mais
importantes deles estão resumidos na Tabela 2.2).
Tabela 2.2 - Analises Numéricos de subsidência induzido pelo SLC ( Modificado de Vyazmensky, 2008)
Autor Code Mina
Singh et al. (1993)
FLAC
Local especifioa: Minas Rajpura Dariba e Kiruna
Lupo (1999) FLAC Local específico: Mina Kiruna
Sjöberg (1999) FLAC Local específico: Mina Kiruna
Henry & Dahnér-lindqvist (2000)
FLAC Local específico: Mina Kiruna
Villegas & Nordlund (2008)
Phase2,
PFC 2D Local específico: Mina Kiruna
Shirzadegan (2009) UDEC 2D Local específico: Mina Kiruna
Singh et al. (1993) usaram o código de diferenças finitas FLAC para simular
o progressivo desenvolvimento de fraturamento no hangingwall e footwall com o
aumento da profundidade de mineração, sendo realizadas estes análises em
Rajpura Dariba (Índia) e na mina de Kiruna (Suécia). A influência do material
desabado sobre a zona de fratura não foi considerada. Os resultados da
modelagem foram encontrados razoáveis de acordo com as medições de campo.
Lupo (1999) confirmou a validade do seu modelo de equilíbrio limite
proposto (Lupo, 1996) para o mecanismo de falha do Hangingwall, com
modelagens numéricas com FLAC.
Sjöberg (1999) realizou modelagens numéricas usando um código de
diferenças finitas (FLAC) para avaliar a falha do Footwall e o efeito do material
desabado na mina Kiruna. O modelo mostrou que o suporte lateral do material
desabado foi significativo.
Henry & Dahnér-lindqvist (2000), Com base em novos dados de campo da
Mina Kiruna e modelos numéricos anteriores no software FLAC, propus uma
nova modelagem para avaliar o comportamento do Footwall na Mina Kiruna com
FLAC, obtendo uma tendência de falha circular para o Footwall de kiruna.
Villegas & Nordlund (2008) analisaram a subsidência na mina Kiruna
usando PFC2D, porém, processo de sequenciamento de extração do minério não
foi considerado ao detalhe. A modelagem apresentou interação entre o
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 30
Hangingwall, o Backfill e o Footwall. Além disso, foi demonstrado que a rocha
desabada e o Backfill fornecem suporte ao Hangingwall e ao Footwall, portanto,
reduzem a magnitude e a extensão da superfície da subsidência.
Villegas & Nordlund (2008) também realizaram uma análise numérica do
fraturamento do hangingwall na mina de Kiruna usando um método de elementos
finitos PHASE2. Neste caso, O processo do abatimento, foi simulado
explicitamente por adição de vazios movendo-se para cima desde o nível de
extração e alterando as propriedades do material, quando o vazio foi preenchido.
Subsidência, tensões, deslocamento por cisalhamento e plasticidade foram usados
para avaliar a falha do Hangingwall. Calcularam o ângulo de fratura e o ângulo
limite para subníveis diferentes de mineração.
Shirzadegan (2009) utilizou o método dos elementos distintos UDEC-2D
para avaliar o efeito das estruturas geológicas sobre a subsidência do Hangingwall
da Mina Kiruna.. Os modelos desenvolvidos com diferentes sistemas de estruturas
geológicas mostraram que as estruturas geológicas favorecem a extensão da
superfície de deformação e o processo de falha ocorre principalmente ao longo
das estruturas geológicas.
2.3. Transição Mina Céu aberto - SLC
Várias das grandes operações a céu aberto estão enfrentando o desafio de
projetar e planejar uma transição subterrânea para sustentar o futuro de longo
prazo das suas operações. Particularmente, o método subterrâneo SLC é atraente
por sua alta produtividade e baixo custo operacional que pode competir com os
custos associados com a remoção da fase final de uma cava a céu aberto.
A mineração a céu aberto é um método de exploração de baixo custo que
permite um alto grau de mecanização das operações e o manejo de grandes
volumes de produção. O conceito deste método é orientado para a exploração de
depósitos de superfície. Mas, atualmente, existem muitas jazidas que têm uma
dimensão vertical considerável, e apesar do fato de que seu método de exploração
inicial ser a céu aberto, em alguma profundidade se terá de tomar decisões
importantes para o futuro do negócio da mineração, como o de continuar com a
mineração a céu aberto mais profundo e com custos muito altos para este tipo de
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 31
operação, ou mudar para um método de exploração daqueles recursos geológicos
remanescentes abaixo da cava a céu aberto, usando uma mineração subterrânea.
Uma transição procura manter níveis de produção, portanto, qualquer
mineração subterrânea deve ser de exploração massiva. Os métodos de exploração
aplicando Caving, como o SLC, são os únicos que permitem atender esta
necessidade, isto é, o de alcançar taxas de alta produção e baixo custo de
desenvolvimento, preparação e operação.
As opções mais atraentes pela sua capacidade de volume de extração que
pode competir com os volumes de produção de uma cava a céu aberto são os
métodos de exploração vinculados aos métodos Caving. Considera-se, portanto,
que uma transição de cava a céu aberto para mineração subterrânea,
particularmente o SLC, tem uma vantagem sobre as jazidas tabulares de moderada
a grande espessura, permitindo uma lavra mais seletiva ao contrário do método
BC.
Muitas operações mineiras aplicaram SLC, diretamente como uma operação
de mineração subterrânea ou por meio de uma transição para mineração
subterrânea desde uma operação a céu aberto. A mina Kiruna (Suécia) e a mina
Kvannevann (Noruega) são dois exemplos mundiais apresentados nesta seção.
2.3.1.Mina Kiruna
A mina de Kiruna entrou em operação em 1900, pioneira na mecanização, é
considerada um modelo de mineração no mundo, sendo que muitas mineradoras
em todo o mundo tomam suas operações como referência. Kiruna. (Figura 2.10) é
a líder na aplicação de tecnologias de automação modernas em mineração
subterrânea e serve como campo de testes para uma das mais renomadas empresas
fabricantes de equipamentos para subsolo. Situada na cidade do mesmo nome,
Kiruna é a maior mina subterrânea de ferro no mundo, sendo que sua produção é
de 29 Mton (60.000 t/dia) de minério bruto por ano. O corpo de minério atinge
mais de 2 km de profundidade, possuindo, aproximadamente, 4 km de
comprimento e 80 m de espessura.
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 32
Figura 2.10 - Mina Kiruna na Suécia.
Atualmente, a mina é operada pela Luossavaara-Kiirunavaara AB, LKAB.
No início do século passado, o minério foi extraído por mineração a céu aberto. A
transição para a mineração subterrânea começou durante a década de 1950. Hoje
em dia, a jazida inteira é explorada utilizando SLC em larga escala. O mergulho
da jazida é de 50- 60° para o leste e a direção do corpo mineral é Norte-Sul. O
minério de ferro contém principalmente magnetita fina gradada com variações no
teor de apatita. O tipo de rocha no lado de footwall é uma sequência de lavas
trachyandesiticas, e do lado hangingwall compreende riodacitos piroclásticos
(Figura 2.11). A classificação do Índice de Resistencia Geológica (GSI, Hoek
(1974)) correspondente é de GSI=60 para o maciço rochoso de footwall e de
GSI=55 para o hangingwall.
Os subníveis são desenvolvidos com um espaçamento vertical de 28,5 m,
de dimensões 7 m de largura x 5 m de altura. Os leques de explosão têm uma
largura de 3,0-3,5m por anel. O minério quebrado mobiliza-se pelo efeito do fluxo
de gravidade.
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 33
Figura 2.11 - Geologia da mina Kiruna.
SUBSIDÊNCIA - KIRUNA
A mineração usando o SLC induz a subsidência da superfície (Figura 2.12)
em grande escala, principalmente no lado hangingwall na mina Kiruna. A
subsidência é caracterizada por deformações descontínuas, perto da jazida e
deformações contínuas mais afastadas da zona hangingwall. O primeiro sinal de
instabilidade na superfície do solo é de pequenas trincas de tração que estão em
constante crescimento e ampliação. Atualmente, trincas de tração definem o limite
entre as zonas de subsidência contínua e descontínua. Com base em observações
de campo na mina foi assumido que o hangingwall se comporta como um talude
onde o pé fica enfraquecido pela extração contínua do minério. A mina tem
experimentado problemas de instabilidade de grande escala.
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 34
Figura 2.12 - Subsidência induzida pelo SLC. Mina Kiruna. Fonte: http://www.wilhelmson.se/press.htm
2.3.2.Mina Kvannevann
A mina Kvannevann está localizada ao norte da Noruega. O corpo de
minério atinge mais de 300 m de profundidade, possuindo, aproximadamente,
70m de espessura, a rocha encaixante é o gnaisse. A mina Kvannevann explora
óxido de ferro, a fim de aumentar sua capacidade de extração e reduzir custos de
produção foi adotado o sistema SLC no ano 2009.
Em 2009, a mina começou a preparação para o SLC removendo os
primeiros pilares de proteção na parte ocidental da abandonada mina a céu aberto
Kvannevann . O SLC requer que a jazida e o maciço rochoso circundante rompam
sob condições controladas para garantir a segurança da operação de mineração. A
aplicação do SLC já causou deformações do maciço rochoso encaixante
manifestadas na superfície na forma de trincas paralelas ao hangingwall.
A mina está localizada na área de mineração Ørtfjell, área a
aproximadamente 6 km a nordeste da aldeia de Storforshei (norte da Noruega). A
cidade mais próxima é Mo i Rana localizado acerca de 27 km ao sul. A mina é
operada pela empresa mineração Rana Gruber AS. A área da mina é mostrada na
Figura 2.13; existem 3 minas a céu aberto antigas na área: o West Pit, o Pit Erik,
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 35
que é parcialmente preenchida com água e o Pit Kvannevann, sob o qual a
mineração subterrânea com SLC ocorre atualmente. Há também nesta última cava
muito material estéril de preenchimento (backfill).
Figura 2.13 - Mina Kvannevann.
A área de mineração abrange aproximadamente 4,5 Km2. A cava a céu
aberto Kvannevann é de cerca de 1200 metros de comprimento e 100 metros de
altura.
SUBSIDÊNCIA - KVANNEVANN
O sistema de mineração SLC é usado para jazidas grandes, íngremes,
contínuas, tais como na Kvannevann. As deformações causadas por este método
são consideráveis e resultam de forças gravitacionais e de redistribuição de
tensões induzidas no maciço rochoso. Neste sistema de mineração o minério é
extraído através de subníveis, que são desenvolvidos na jazida com um
espaçamento regular vertical. Cada subnível possui uma disposição sistemática
com galerias paralelas ou transversais ao longo ou através do corpo minério
(Smith, 2003).
Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 36
Figura 2.14 – Configuração Mina Kvannevann. Fonte: http://www.ranagruber.no/index.php?id=40
Segundo a exploração avança o hangingwall (encaixante superior) abate e
em menor grau ocorrem deformações no footwall (encaixante inferior) e é um
efeito esperado porque o maciço rochoso esta previsto para fraturar e colapsar
depois da extração do minério. O esquema geral do sistema de SLC usado na mina
Kvannevann é mostrado na Figura 2.14.
Três distintas zonas de deformação podem ser identificadas na superfície:
zona de abatimento, zona de fratura e zona de deformação contínua. O primeiro
ocorre verticalmente acima do nível explorado. O segundo consiste de fraturas na
superfície que se podem ocultar devido à vegetação ou resíduos de depósitos de
rocha. A zona de deformação continua é identificada como a área onde as
deformações do maciço rochoso são menores onde só é possível a medição das
deformações com instrumentação especializada.
A extensão da zona de deformação pode ser expressa como o ângulo entre a
horizontal e a linha que une o subnível de mineração atual e a deformação medida
superficial mais longe, descrito numa seção perpendicular ao eixo da jazida. De
acordo com (Henry et al., 2004;. apud Lupo, 1996), este ângulo é estimado em 40
a 60 graus. O ângulo da linha que separa a zona de deformação continua e a zona
de fratura varia entre 60 a 80 graus em relação ao plano horizontal. A área
influenciada pela deformação e fraturamento do maciço rochoso aumenta com a
profundidade de mineração.
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