Apostila de Estabilidade de Escavações Subterrâneas

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Textos de aula do professor José Margarida da Silva

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Sumário1-TRODUÇÃO: A SEGURANÇA ESTRUTURAL 1.1 INTRODUÇÃO 1.2 A GEOMECÂNICA 1.3 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS: 1.4 BIBLIOGRAFIA RECOMENDADA2 - TENSÕES NOS MACIÇOS ROCHOSOS 2.1 CONCEITOS INICIAIS 2.1.1. ZONA CLÁSTICA 2.1.2 REGRA DE HEIM 2.2. - PRINCÍPIOS FUNDAMENTAIS DA LAVRA SUBTERRÂNEA 2.2.1. - DESMONTES COM ABANDONO DE PILARES 2.2.1.1. - TENSÃO MÉDIA EM PILARES 2.2.1.2 - DISTRIBUIÇÃO DE TENSÕES EM PILARES 2.2. 2. - DESMONTES COM ENCHIMENTO 2.2.3. - DESMONTES COM ABATIMENTO CONTROLADO DO TETO 2.3. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS 2.4 - BIBLIOGRAFIA RECOMENDADA3-IMPACTOS AMBIENTAIS DA LAVRA SUBTERRÂNEA 3.1. INTRODUÇÃO 3.2 SUBSIDÊNCIA INDUZIDA PELA LAVRA 3.2.1 DESCRIÇÃO DO FENÔMENO 3.2.2 - RELAÇÃO DA SUBSIDÊNCIA COM O TEMPO 3.2.3 - MEDIDAS PARA LIMITAR EFEITOS DE SUBSIDÊNCIA 3.2.4. MÉTODOS DE PREVISÃO DO PERFIL DE SUBSIDÊNCIA CONTÍNUA 3.3EXPLOSÕES NATURAIS OU GOLPES DE TERRENO (“ROCK BURSTS”) 3.3.1 DESCRIÇÃO DO FENÔMENO, CAUSAS E EFEITOS. FORMAS DE CONTROLE 3.3.2 TÉCNICA DESTRESS BLASTING 3.3.3 SELEÇÃO DO SUPORTE PARA REGIÕES BURST-PRONE 3.4 CONCLUSÕES 3.5 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS 3.6 BIBLIOGRAFIA RECOMENDADA4 TRATAMENTO E REFORÇO DOS MACIÇOS ROCHOSOS 4.1 GENERALIDADES 4.2 INJEÇÃO DE CIMENTO 4.3 MÉTODOS DE IMPERMEABILIZAÇÃO QUÍMICA E OUTROS 4.4 CUSTOS COMPARATIVOS DE INJEÇÕES 4.5 CONGELAMENTO DE TERRENOS 4.5.1 USOS E LIMITAÇÕES

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4.5.2. MÉTODOS DE CONGELAMENTO 4.5.3. PROJETO E MONITORAMENTO 4.6 ESTUDOS DE CASOS 4.7 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS 4.8 BIBLIOGRAFIA RECOMENDADA5. ANCORAGENS 5.1 INTRODUÇÃO 5.2 HISTÓRICO 5.3 PARAFUSOS DE ANCORAGEM 5.4 ANCORAGENS MECÂNICAS 5.4. 1. ANCORAGENS MECÂNICAS DE ATRITO 5.5 TIRANTES ANCORADOS COM CARTUCHOS DE CIMENTO 5.6 PINOS DE MADEIRA (“DOWELS”), COM INJEÇÃO DE RESINA 5.7 SISTEMA "CABLE BOLT" 5.8 ANCORAGEM COM CARTUCHOS DE RESINA 5.9 CONCLUSÕES 5.10 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS6. SUPORTES CONTÍNUOS (REVESTIMENTOS) DE ESCAVAÇÕES SUBTERRÂNEAS 6.1 GENERALIDADES 6.2 TELAS DE ARAME 6.2.1 TELAS TRANÇADAS, EM CADEIA OU TIPO CORRENTE (chainlink mesh) 6.2.2 TELAS SOLDADAS (weldmesh) 6.2.3 Straps 6.3 REVESTIMENTOS COM CONCRETO 6.3.1 HISTÓRICO 6.3.2 REVESTIMENTO DE POÇOS (“CONCRETAGEM”) 6.3.3 REVESTIMENTO DE GALERIAS COM CONCRETO PROJETADO OU GUNITA (Shotcrete) 6.4 CONCRETO PROJETADO REFORÇADO 6.5 REVESTIMENTO DE SUPERFÍCIES COM POLIURETANO 6.6 ESTUDOS DE CASOS 6.7 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS 6.8 BIBLIOGRAFIA RECOMENDADA7. TÉCNICAS DE MONITORAÇÃO DE UM SISTEMA DE

ATIRANTAMENTO 7.1 GENERALIDADES 7.2 MONITORAÇÃO DAS ANCORAGENS 7.2.1 PERFURABILIDADE DA ROCHA

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7.2.2 ARRANCAMENTO DE ANCORAGENS (Pull test) 7.2.3 PERDA DE PROTENÇÃO 7.3 MONITORAÇÃO DO MACIÇO 7.3.1 MEDIDAS DE CONVERGÊNCIA 7.3.2 MEDIDAS DE DISLOCAMENTOS NO INTERIOR DO MACIÇO (EXTENSOMETRIA) 7.4 ESTUDOS DE CASOS 7.4.1 INTERLIGAÇÃO DE PASSAGENS NA MINA CUIABÁ (Anglo-Gold) 7.4.2 TESTE DE ARRANCAMENTO DE TIRANTES E CABOS NA MINA DE MOINHO, PORTUGAL. 7.4.3 MONITORAMENTO DE MOVIMENTAÇÃO DE BLOCOS (Dinis da Gama et alii, 2002) 7.4.4 MONITORAMENTO MICROSÍSMICO NA MINA CARAÍBA (Andrade, Santos e Silva, 2003) 7.4.5 MONITORAMENTO DE DESLOCAMENTO (hundimiento) EM PALABOWRA (Chile) 7.4.6 MODIFICAÇÕES NA BELLAVISTA MINE 7.5 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS 7.6 BIBLIOGRAFIA RECOMENDADA

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1-TRODUÇÃO: A SEGURANÇA ESTRUTURAL1.1 Introdução

Os trabalhos em minas subterrâneas apresentam fundamentalmente dois grandes aspectos de segurança: segurança estrutural das aberturas, envolvendo tetos, pisos, paredes e pilares; segurança ambiental, que se refere à criação e manutenção de um ambiente de trabalho confortável e adequado à execução das tarefas pertinentes ao empreendimento. A preocupação ambiental, em sentido amplo, inclui a preocupação com a segurança.

As minas subterrâneas contam hoje com os conhecimentos advindos do grande avanço de algumas ciências, como por exemplo da Mecânica de Rochas, e deixaram de ser lugares mal iluminados, úmidos, sujos e altamente perigosos como no passado.

Só em casos particulares, a segurança estrutural na explotação mineira subterrânea pode ser considerada recorrendo-se a fatores de segurança estabelecidos a partir das solicitações máximas suportadas pelos maciços rochosos antes da ruptura. Na generalidade das situações da mineração, a segurança estrutural (ou segurança técnica) tem que ser considerada levando em conta a dinâmica da ruptura dos maciços e as resistências pós-ruptura que estes podem exibir.

A explotação das minas se faz observando-se os três princípios éticos fundamentais: o da Segurança, o da Economia e o do Bom Aproveitamento das Jazidas (Mello Mendes, 1996).

Ninguém duvida que o primeiro destes princípios seja fundamental, parecendo dever sobrepor-se aos restantes. Com efeito, não há nada que pague a vida de um homem e, por isso, compreende-se facilmente que o trabalho mineiro, como, de resto, qualquer outra atividade, deva ser executado com segurança.

Este porém é um aspecto muito particular da noção de Segurança que o primeiro dos Princípios Fundamentais da Explotação de Minas abrange. A garantia de bons ambientes de trabalho deve ser também abrangida na noção de Segurança das Minas.

A noção de Segurança não pode ser apenas estendida ao Homem. Cada vez mais há que ter sempre presente que uma mina é um complexo técnico-econômico onde trabalham homens, é certo, mas que exige investimentos muito vultosos sob a forma de equipamentos e de estruturas que têm de ser criadas para dar acesso aos locais de onde os minérios são retirados e para o desenvolvimento desses mesmos trabalhos de retirada. Todos estes investimentos têm que ser, a seu tempo, recuperados. Deste modo, tanto os equipamentos como as próprias estruturas de apoio não podem estar à mercê de acidentes que comprometam a recuperação dos correspondentes investimentos.

Quanto ao Princípio da Economia, sendo uma atividade tipicamente industrial, a mineração vive sempre condicionada pela obrigatoriedade de produzir a preços de custo inferiores aos correspondentes às cotações dos seus produtos num mercado cada vez mais de âmbito mundial. Tratando-se, por outro lado, de uma indústria pesada, dotada de grande inércia, que impõe longos prazos de restituição aos elevados capitais que obriga a investir, a indústria mineira, para ser atrativa aos investidores, tem que oferecer boas ou, pelo menos, razoáveis perspectivas de lucro. Todo este condicionamento faz com que a produção mineral deva ser conseguida aos preços mais baixos possíveis, o que se reflete na obrigatoriedade de otimizar o custo do processo produtivo mineiro em todos os seus complexos pormenores.

Em relação ao terceiro Princípio Fundamental - do Bom Aproveitamento das Jazidas, salvo raríssimas exceções, as jazidas minerais não são renováveis à escala

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temporal da vida humana nem mesmo à escala temporal da Humanidade. Explotá-los representa, para essa última, a destruição de um capital que não pode ser reposto. Assim, ao contrário de se tentar obter, por reciclagem, produtos minerais anteriormente extraídos e já utilizados, há que minimizar a delapidação dos recursos minerais naturais. Importa, então, otimizar a recuperação das substâncias minerais das jazidas, de modo que as frações destas, que agora não sejam explotadas, não fiquem em condições tais que impossibilitem a recuperação futura.

Não seguindo este princípio, o Homem está criminosamente comprometendo o futuro da Humanidade no que diz respeito às possíveis melhores condições de vida, pelo menos em relação às resultantes de poder beneficiar do aproveitamento dos minérios e, numa visão local que muito interessa às regiões mineiras, de poder prolongar a atividade industrial da mineração, geralmente importante promotora do desenvolvimento social.

A situação do ótimo ponto de equilíbrio entre as exigências dos três Princípios Fundamentais tem, porém, variado ao longo dos tempos, de acordo com a valorização relativa dada pelo Homem aos diversos fatores considerados importantes para si e para a Humanidade. Esta variação de posicionamento da meta a atingir tem obrigado, necessariamente, a mudanças de direção das correções a serem feitas no modo de considerar a mineração, isto para que a aproximação em relação àquela meta se possa concretizar da melhor maneira.

Por exemplo, na escolha da orientação para uma abertura, a maior dimensão deve estar perpendicular à tensão principal maior. Se as fraturas tendem a se estender no plano perpendicular à tensão principal 3, o conhecimento da direção das tensões permite a escolha de um arranjo para reduzir esse risco. Quando se faz grandes escavações em superfície com técnicas de pré-corte, economias acontecerão se a escavação é orientada perpendicular a 3.

A ruptura das rochas e dos maciços rochosos e os mecanismos envolvidos nessa ruptura estão, de certa forma, sempre bem presentes na atuação dos Engenheiros de Minas. Extrair substâncias úteis das jazidas implica, necessariamente, arrancar blocos de rocha, que contenham tais substâncias, dos maciços de que fazem parte; esse arranque corresponde, por seu lado, à necessidade de se provocar a ruptura para separação de tais blocos. Não é de se estranhar que uma das principais preocupações da Engenharia de Minas seja o aprofundamento dos conhecimentos existentes sobre a ruptura dos maciços rochosos tanto nos seus aspectos teóricos como no que diz respeito às tecnologias que se aplicam.

Também no emprego dos seus métodos de explotação subterrânea, o Engenheiro de Minas reconheceu há muito ser conveniente deixar que os maciços rochosos, envolventes das cavidades que vai criando, vão libertando aos poucos, por meio de rupturas sucessivas e devidamente controladas, os excessos de energia que tendem a acumular-se em torno dessas cavidades, à medida que vão aumentando as respectivas dimensões. Com este modo de proceder reduzem-se os riscos de a liberação de tais excessos de energia vir a ocorrer de forma brusca e violenta, com fraturamento do terreno quando e onde não seja esperado. Daí terem-se desenvolvidos vários métodos de explotação onde a ruptura dos maciços rochosos é procurada ou, mesmo, artificialmente provocada. Métodos esses que, como é sabido, vão até o ponto de permitir utilizar a energia armazenada nos maciços rochosos para fraturar e fragmentar a rocha constituinte desses maciços, em substituição do emprego de outras formas de energia.

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Compreende-se assim, que a ruptura dos maciços rochosos, desde que possa ser controlada, não assuste os engenheiros de minas, sendo-lhes antes uma companheira familiar na sua atividade profissional. Não admira pois, que, em Engenharia de Minas, a noção de Segurança Estrutural seja aceita, sem qualquer repugnância, já próximo ou mesmo dentro dos domínios da ruptura dos maciços rochosos.

O aumento crescente do conhecimento acerca das características mecânicas e do comportamento dos maciços rochosos face às escavações neles realizadas muito tem a contribuir para a segurança dos trabalhos.

Os domínios de ruptura das rochas e dos maciços rochosos são, porém, bastante complexos e, em relação a eles, muita investigação aplicada há de se fazer. Contribuir para esta investigação é, também, uma das obrigações do Engenheiro de Minas.

1.2 A Geomecânica

A Geomecânica compreende o estudo das propriedades mecânicas e o comportamento de todos os materiais geológicos.

A Mecânica de Rochas está relacionada com as propriedades mecânicas e o comportamento das rochas, isto é, como a rocha responde quando sujeita a um campo de forças. Este campo pode ser induzido pela escavação de uma abertura produzida por meios mecânicos tais como uma perfuração ou britagem. Isto é de fundamental importância em mineração porque a rocha é o principal material de construção e também o principal produto do processo de escavação.

O estabelecimento das bases teóricas da Mecânica de Rochas data das últimas décadas e deve-se principalmente: ao desenvolvimento dos computadores analógicos e digitais, que permitem o uso de técnicas matemáticas mais sofisticadas; à construção de equipamentos para medição mais precisa de tensões e deformações em rochas.

A Engenharia de Minas está interessada no comportamento mecânico do maciço rochoso quando se realizam escavações no mesmo, isto é, parte deste é aliviado. A Engenharia Civil está interessada em saber quais as modificações que se introduzem quando o maciço é carregado pela presença de uma barragem, edifício etc.

Em princípio, estes dois ramos de engenharia estão preocupados com problemas quase opostos, mas que podem ser equacionados conforme: quais as tensões atuantes no maciço original? quais as alterações das tensões introduzidas pela escavação ou obra? qual o efeito das condições geológicas mais complexas?

Estas questões podem hoje ser respondidas com a Mecânica de Rochas Aplicada.O primeiro passo para a evolução da geotecnia foi dado quando ruiu a barragem

de Saint Francis (EUA), provocando mortes e prejuízo de milhões de dólares. A engenharia despertou para a importância e necessidade de investigações geológico-geotécnicas.

A Mecânica de Rochas utiliza os conhecimentos de outras ciências, sem poder deixar de levar em conta os aspectos intrínsecos do próprio material: seu permanente estado de evolução; a influência das condições ambientais nas propriedades físicas e na resistência mecânica; a presença de descontinuidades, a heterogeneidade e anisotropia; a natureza mecânica (Ayres da Silva & Hennies, 1988).

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É importante observar que a rocha constitui um caso particular de material de engenharia. Como observa Hudson (1989 apud Ayres da Silva, 1993), nas construções com materiais artificiais, a resistência dos materiais é composta em função das necessidades de resistência aos esforços que lhe serão aplicados. Já na rocha, a resistência lhe é intrínseca e as tensões existem independentemente de outras cargas externas que lhe sejam aplicadas. Assim, diante desta limitação e mais os custos proibitivos em que incorreria obter-se um projeto de construção pronto na prancheta, existirão fases de projeto, e mesmo de produção, que serão ajustadas à realidade do maciço rochoso.

Para o projeto racional de suportes artificiais e revestimento e consolidação de aberturas subterrâneas, a Mecânica de Rochas assume papel de suma importância, pois permite analisar a influência dos fatores que se pretende dominar ou cuja importância se pretende reduzir com o recurso a tais técnicas.

Com efeito, a estabilidade das escavações subterrâneas só pode ser assegurada se os maciços rochosos têm determinadas características de resistência e se as aberturas possuem certas formas geométricas e não excedem determinadas dimensões. Mesmo em tais casos, a expansão da rocha no sentido dos vazios deve ser considerada, bem como o fato de que devido às respectivas características reológicas, as deformações correspondentes processam-se, em grande parte, ao longo do tempo (Ayres da Silva & Hennies, 1970).

Desta forma, em geral, na vizinhança das cavidades definem-se zonas aliviadas de tensões cuja rocha é susceptível de atuar por ações de peso. Sobre os tetos das escavações, essas zonas podem ter importância relativamente reduzida (quando são superiormente limitadas por arcos de pressão bem definidos), podem desenvolver-se progressivamente em altura, originando deformações no teto das aberturas que, por vezes, atingem a superfície (subsidência).

Em todos os casos, no entanto, as redistribuições retardadas de tensões, devido às características aneláticas dos maciços, conferem ao fator tempo importância muito grande no que diz respeito à deformação e ao eventual fraturamento dos terrenos circundantes dos maciços.

Sendo assim, as ações dos suportes artificiais e dos revestimentos das cavidades podem ser muito variadas, dependendo essencialmente dos tipos de solicitações que sobre eles exercem os terrenos.

Quanto a estas solicitações, há que distinguir as que resultam de simples ações de peso do material descomprimido, correspondente às zonas aliviadas de tensões da vizinhança dos vazios, e as que provêm diretamente dos campos de tensões instalados nos terrenos. As primeiras são, em geral, susceptíveis de serem controladas, ao passo que as segundas só o são, em regra, quando os campos de tensões, instalados nos terrenos antes da abertura das cavidades, têm intensidades reduzidas.

É também indispensável o conhecimento do intervalo de tempo durante o qual se pretende que os escoramentos ou os revestimentos exerçam convenientemente as suas funções. Desse intervalo de tempo depende, geralmente, a importância da deformação dos terrenos a que se aplicam e, por conseguinte, a intensidade máxima das reações que têm de suportar.

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1.3 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS:

Ayres da Silva, L. A 1993. Mecânica de Rochas Aplicada à Mineração. Apostila da Pós-graduação. Escola Politécnica da USP

Ayres da Silva, L. A & Hennies, W. T. 1988. Abertura de Vias Subterrâneas - Escoramento em Vias Subterrâneas. EPUSP. 73 p.

Hennies, W. T. & Ayres da Silva, L. A 1970. Mecânica de Rochas Aplicada à Mineração. EPUSP.

Mello Mendes, F. 1996. A Segurança Estrutural em Engenharia de Minas. Geotecnia. Sociedade Portuguesa de Geotecnia. n.º 74, p. 1 - 13.

1.4 BIBLIOGRAFIA RECOMENDADA

Windsor, C. R. e Thompson, A. G. 1993. Rock Reinforcement - Technology, Testing, Design and Evaluation. In: Hudson, Comprehensive Rock Engineering, pp. 451- 484.

Bieniawski, Z. T. 1984. Rock Mechanics Design in Mining and Tunnelling. Balkema. Rotterdam, pp. 1-4.

Goodman, R. E. 1980. Introduction to Rock Mechanics. John Wiley & Sons, pp. 97 e 211.

Morrison, D. M. 1996. Rock Mechanics and the Future of Underground Mining In: Engineering and Mining Journal, sept 96, pp. 75-77.

Nieble, C. M.; Fujimura, F.; Brito, S. N. A; Hennies, W. T. 1993. Rock Mechanics as a Support to Safety in Underground Mining. Ribeiro e Sousa e Grossman (ed). Safety and Environmental Issues in Rock Engineering. Balkema, Rotterdam. Proceedings of the ISRM International Symposium. EUROCK’93, pp. 643-692.

Stacey, T. R.; Page, C. H. 1986. Practical Handbook for Underground Rock Mechanics. Trans Tech Publications, 144 pp.

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2 - TENSÕES NOS MACIÇOS ROCHOSOS

José Margarida da SilvaJosé Fernando Miranda

2.1 Conceitos Iniciais

A engenharia do espaço subterrâneo tem várias facetas, algumas das quais não relacionadas às condições da rocha. Mas a Mecânica das Rochas é o suporte direto para vários dos aspectos críticos do trabalho de engenharia como, por exemplo, do planejamento, da localização, dimensões, formas e orientações de câmaras; seleção dos suportes; arranjo para construção de acessos; desmonte; projeto de instrumentação.

Tensão é uma grandeza vetorial, ligada ao acúmulo de energia, associada a um plano (tensor). Está relacionada à tendência de deslocamento relativo das partículas de um corpo, em função de solicitações externas. A oposição das partículas a este deslocamento gera a tensão.

A tensão é, portanto, função do ponto considerado, do plano considerado e dos esforços solicitantes.

Maciço rochoso é o conjunto formado por tipo litológico, descontinuidades e água (Müller, 1963 apud Ayres a Silva, 1993).

A maioria dos maciços rochosos, em particular aqueles até uma profundidade de algumas centenas de metros da superfície, comporta-se como descontínuos e, em certas condições, principalmente as descontinuidades determinam o seu comportamento mecânico. É por isso, essencial que a estrutura e a natureza das descontinuidades do maciço sejam cuidadosamente descritas, em adição à descrição litológica da rocha. Esses parâmetros que podem ser utilizados em alguns tipos de análises de estabilidade deveriam ser quantificados sempre que possível.

O comportamento geomecânico de maciços fraturados tem merecido a atenção de diversos estudiosos e pesquisadores e a sua importância se mostra na existência de inúmeros trabalhos na literatura especializada. A influência de descontinuidades geológicas nas características mecânicas dos maciços rochosos, quais sejam resistência e deformabilidade, é inegável. Müller (1963) sugere uma redução de até 1/30 na resistência da rocha devido à existência de planos de fraqueza. Enquanto as descontinuidades aumentam a permeabilidade e a deformação de um maciço rochoso, elas tendem a diminuir sua resistência e capacidade de suporte.

O estado de tensões no interior de um maciço rochoso varia, geralmente, de ponto a ponto, tanto para o valor quanto para direção das componentes principais que o definem. Por um lado devido às variações de intensidade e de direção das solicitações que o motivaram, por outro, em virtude das heterogeneidades que os maciços sempre evidenciam.

O conhecimento das tensões que se desenvolvem no interior dos maciços rochosos é uma condição prévia para se conseguir uma boa sustentação. Decisões importantes serão tomadas, a começar da orientação do eixo da escavação em função da direção principal de tensões.

Em uma rocha não escavada, regular e horizontal, as tensões verticais atuantes sobre um determinado volume de rocha têm como grande causa a gravidade e seu valor é

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igual ao peso da coluna litostática de seção transversal unitária sobreposta ao ponto considerado (P = x H).

O maciço virgem não está submetido somente a esforços verticais, mas a um sistema triaxial de tensões devido à seguinte razão: quando um corpo coerente (por exemplo um cubo de aço ou de rocha) é submetido à compressão, ele se encurtará segundo a direção desta solicitação e se alargará na direção transversal à mesma. Se se opuser a este alargamento, demonstra-se e comprova-se a aparição de forças transversais neste corpo. Esta é a origem dos empuxos horizontais nas minas subterrâneas, mais ou menos importantes conforme a natureza das rochas.

Tudo que foi dito até então refere-se a um maciço virgem, cujas condições de equilíbrio não foram afetadas por trabalhos de mineração.

As tensões que se desenvolvem em uma determinada região, no interior de um maciço rochoso virgem (antes de ser escavado), são designadas por tensões naturais ou tensões “in situ”. Ou seja, é o estado resultante da ação de diversos fatores, embora o peso das rochas sobrejacentes seja o mais importante (tensão gravitacional ou mássica).

Com o advento de uma escavação, ocorre uma modificação no estado natural de tensões, havendo uma distribuição de tensões no maciço circunvizinho à escavação (tensões induzidas). Distribuição esta que pode gerar, nos contornos desta escavação, concentrações de tensões tais que chegam até a ruptura do maciço. Depois de executada a abertura, a transmissão das tensões deixa de ser possível através do vazio criado. A carga distribui-se de um lado e do outro dos limites deste vazio, originando as concentrações de tensões nas paredes (laterais) da galeria, considerando-se a tensão vertical como a mais importante (vide figura 1.1).

Forma-se então, em torno da galeria, uma zona aliviada de tensões e a porção da rocha descomprimida, situada em seu interior, ficando submetida à ação de seu peso próprio, será susceptível de sofrer flexões que originarão esforços de tração, os quais, se ultrapassarem o limite de resistência da rocha, acabarão por levar a rocha do teto à ruptura.

Esta zona de descompressão ou de alívio de tensões não se propaga indefinidamente. Ela tende a limitar-se superiormente pela formação de uma abóboda auto-suportante (“arco de pressão”). A instalação deste arco de pressão auto-suportante, transferindo lateralmente as cargas atuantes, é que permite a sustentação dos tetos das escavações (Silveira, 1987).

A perturbação do estado de tensões pré-existentes estende-se até o limite de influência, além do qual, as tensões naturais do maciço não são mais afetadas pela presença da escavação. Quando as escavações estão a tal distância que os limites e influência não se interceptam (cerca de 3 vezes a dimensão característica da seção), dizemos que são escavações singulares; caso contrário, dizemos que temos escavações múltiplas.

A escavação de um poço ou de uma galeria permite a expansão das rochas em direção ao vazio criado, expansão esta que será maior ou menor dependendo da forma e dimensões das escavações, da profundidade de trabalho e da natureza das rochas.

Para uma secção reduzida e à pequena profundidade, a galeria não necessita de sustentação artificial, com o teto trabalhando da mesma forma que uma ponte ou uma abóbada e transferindo para as paredes laterais os esforços verticais anteriormente suportados pelas rochas arrancadas. Acima de certos limites haverá, contudo, fratura das

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rochas seguida de abatimento que se concentrará nos pontos onde a sobrecarga for maior. A ruptura será, no caso geral, devida a esforços de flexão ou de cisalhamento, porque a resistência da rocha a estes tipos de solicitação é muito menor do que à compressão.

Figura 1.1 - Distribuição de Tensões Naturais e Induzidas (Silveira, 1987).

Somente poderá evitar-se o abatimento mediante uma sustentação artificial; mesmo assim, a expansão da rocha prosseguirá, tendendo a reduzir a secção da galeria e a deformar ou destruir a referida sustentação. Antes que se produza o abatimento ou que seja muito grande a redução da secção, é necessário abandonar a galeria ou refazê-la.

Tensões de outra natureza que não a gravimétrica são consideradas, segundo Ayres da Silva e Hennies (1988), para fins didáticos, tensões anômalas (ex.: tensões de origem tectônica, como os dobramentos podem dar origem a tensões anômalas pelo acúmulo de energia nas regiões de compressão e por alívio nas regiões de tração).

O cálculo das tensões seria relativamente fácil se as rochas fossem homogêneas, porém, isto praticamente nunca ocorre. Os maciços se compõem de porções de rocha mais ou menos inclinadas, de espessuras variáveis e de resistências diversas.

A relação entre a dilatação transversal e a contração longitudinal das rochas (coeficiente de Poisson) é muito variável, o que ocasiona variações acentuadas nos empuxos horizontais. Por outro lado, os terrenos estão sempre estratificados, o que cria uma anisotropia. À estratificação comumente se juntam redes de fraturas, dobramentos, falhas e outras descontinuidades geológicas que complicam o processo de cálculo.

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Por outro lado, existem minas nas quais o maciço, regular e bastante homogêneo, pode ser, em primeira aproximação, adaptado a um modelo clássico da Mecânica de Rochas. O cálculo fornecerá, pelo menos, o sentido e a ordem de grandeza dos fenômenos. O mais simples destes é o modelo elástico.

Quando se trata de uma rocha não homogênea, o cálculo baseado na teoria da elasticidade não é válido; porém, pode se tentar assimilar o maciço rochoso a um outro modelo teórico (plástico, elasto- plástico etc).

Para a previsão do comportamento de escavações subterrâneas em várias formas e configurações, são utilizados cada vez mais intensamente os processos de cálculo baseados nas teorias dos elementos finitos, das diferenças finitas, dos elementos de fronteira ou dos blocos singulares, comumente designados como modelamento matemático ou modelagem numérica.

Os dois membros estruturais auto-suportantes com que se pode contar em aberturas subterrâneas são:

a viga e o arco, que mantém a estabilidade pela transformação da pressão vertical em

pressão horizontal e diagonal.

2.1.1. Zona ClásticaZona clástica é a zona de reajustamento de tensões quando se executa uma

abertura em uma rocha e ela é definida até a região em que o material passa a não sofrer nenhuma influência pela abertura. Isto é até a região onde o equilíbrio inicial não é perturbado (limite de influência).

Configuração da zona clástica

Em torno de uma abertura, escorada, sujeita a uma tensão isotrópica natural, a zona clástica se estende mais na direção vertical do que horizontal. Isto ocorre porque a pressão radial exercida pelo suporte é parcialmente neutralizada na direção vertical pelo peso do material fraturado.

Assim, a zona clástica é uma elípse com o eixo vertical maior, mas para os efeitos de cálculos simplificativos pode se admitir como sendo circular.

Em um material fraturado com um alto coeficiente de atrito, a pequenas ou moderadas profundidades, a pressão sobre o escoramento será a devida à rocha na zona clástica acima do suporte e a pressão exercida no topo do arco para estabilizar a rocha será uma função do peso específico da rocha e do raio da abertura.

Definamos dois termos que aparecem em todas as equações ao se tratar do estado clástico-plástico de rochas:

a) ângulo de atrito interno: é função do grau de rugosidade e angulosidade dos elementos que constituem o material incoerente no qual se trabalha

Se esses elementos são livres e separados, mas angulosos, o valor de será de 37º a 42º. Se os fragmentos são envolvidos por partículas de argila úmida, o ângulo não será maior que 30º. Mas se são separados por camadas de argila, o ângulo de atrito interno não chegará em torno de 25º. b) J = 1 + sen , onde o é o ângulo de atrito interno e vai definir a maior ou menor

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1 - sen estabilidade de um material incoerente.

A zona clástica pode estender-se lentamente - levar dias, semanas ou meses. Mas em rochas com fraturamento intensivo pode ser rápida e vai exigir escoramento simultaneamente à abertura, para impedir o preenchimento de cavidade com fragmentos de rocha.

Essa extensão é acompanhada de aumento de volume. Isto é, o material desmontado ocupa maior espaço que o material em seu estado inicial. Portant, é necessário deivar um espaço entre o escoramento e a rocha para ser ocupado por esse aumento de volume, ou então usar um escoramento que se deforme suficientemente para abrigar este aumento de volume (Ayres da Silva e Hennies, 1988).

Em resumo:

a) antes da execução da abertura distribuição natural das tensõesb) após a execução da abertura redistribuição das tensões e criação de:

* zonas de concentração* zonas de alívio

2.1.2 Regra de Heim

Heim (apud Hoek e Brown, 1980) sugeriu em 1912 que os maciços rochosos seriam incapazes de suportar grandes diferenças de tensões. Tal fato, associado aos efeitos de deformação dependentes do tempo, levaria a um campo de tensões naturais, onde as componentes vertical e lateral tenderiam a se igualar (campo uniforme de tensões), ao longo do tempo geológico. De acordo com Hoek & Brown (1980), a sugestão de Heim é aplicável a rochas incompetentes, como é o caso de carvão e evaporitos.

Hoek & Brown apresentaram uma coletânea de medições de tensões naturais obtidas em várias localidades, cuidadosamente selecionada. Medições realizadas em ambientes geológicos pouco usuais, como é o caso de regiões com atividade tectônica recente, foram omitidas. Na figura 1.2 são apresentados os valores de tensões verticais reunidos nesta coletânea, em função da profundidade de medição. Neste caso, é possível constatar que os valores de tensões verticais são consistentes com os valores obtidos devido ao peso da coluna litostática sobrejacente.

A pequenas profundidades, observa-se considerável dispersão dos valores medidos (figura 1.2). Hoek & Brown associam esta dispersão ao fato de que as tensões medidas a pequenas profundidades estariam próximas aos limites mínimos de medição da maioria dos aparelhos utilizados. Entretanto, estes autores não descartam a possibilidade da existência de altos valores de tensão vertical a pequenas profundidades, que poderiam estar relacionados a uma condição geológica ou topográfica pouco usual.

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Figura 1.2 - Tensões verticais x profundidade (Hoek & Brown, 1980).

Na figura 1.3 são apresentados os valores de K (razão entre a tensão horizontal média e a tensão vertical) em função da profundidade. A pequenas profundidades, o valor de K é extremamente variável, e freqüentemente maior que a unidade. Àmedida que aumenta a profundidade, a variação de K é menor e seu valor se aproxima da unidade, como previsto por Heim. A maioria dos valores de K estão na ampla faixa dos limites definidos pela relação:

100/y + 0,3 < K < 1500/ y + 0,5y – profundidade

Em alguns casos, o valor de K não fornece uma estimativa representativa das tensões virgens num maciço. Tal é o caso onde há uma diferença considerável na magnitude das tensões segundo a direção. Nestes casos, o valor das tensões horizontais médio é pouco representativo.

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Figura 1.3 - Variação da Tensão Horizontal média/ Tensão vertical com a profundidade (Hoek & Brown, 1980).

A observação desta coletânea de medições confirma a necessidade de medição das tensões virgens do maciço e a impossibilidade de sua determinação analítica. Deve ser tomado um cuidado especial na determinação das tensões, em função da variação espacial do tensor de tensões. Este fato dificulta a determinação do estado natural de tensões a partir de um pequeno número de medições aleatórias de tensão, requerendo a elaboração de uma metodologia adequada de medição para obtenção de resultados consistentes.

As tensões laterais ou horizontais são estimadas, conforme dito, por:

H = Kp onde: 1< K <3 para y <1000m0,5< K< 2 para y >1000m

com K = /(1-), conforme Silveira (1987).

H = tensão horizontal média;p = tensão vertical; - coeficiente de Poisson

De acordo com a relação anterior, as tensões laterais num maciço rochoso seriam invariavelmente menores que as tensões verticais. Isto torna restrita a utilização desta relação, como evidenciado na discussão sobre os fatores condicionantes do campo de tensões naturais.

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K = /(1-) não tem validade em um maciço que sofre ciclos de carregamento e descarregamento. A erosão de uma camada de rocha sobrejacente tende a aumentar o valor de K

2.2. - PRINCÍPIOS FUNDAMENTAIS DA LAVRA SUBTERRÂNEA

A forma e as dimensões da zona de perturbação das tensões nas vizinhanças de uma escavação dependem dos seguintes fatores:

profundidade dos trabalhos; natureza das rochas; presença de planos de descontinuidades; e, principalmente, da forma e das dimensões das escavações.

No caso dos alargamentos, que são as aberturas de maior porte em minas subterrâneas, os diagramas de distribuição de tensões assumem configurações distintas em caso particular.

Tratando-se de alargamentos abertos - aqueles onde as cavidades são deixadas completamente vazias, à medida que estas atingem determinadas dimensões críticas, a rocha nas suas vizinhanças acabará por se fraturar.

À medida que as fraturas se alargam, separam-se blocos de rocha e o processo poderá evoluir até o abatimento de grandes massas, colocando em risco pessoal e equipamentos.

Desta forma, as áreas a serem lavradas deverão ter dimensões compatíveis com as características de resistência e deformabilidade das rochas circunjacentes.

Entretanto, em geral isto não ocorre, com o desmonte do minério (ou material útil, no caso de jazidas não-metálicas) devendo abranger extensões bem superiores àqueles valores críticos correspondentes aos limites de resistência das rochas. É necessário, portanto, empregar-se técnicas adequadas que tornem os desmontes exequíveis, de forma segura e econômica, mesmo para aberturas cujas dimensões ultrapassarem os referidos valores.

De modo genérico, estas técnicas ou métodos de lavra podem ser agrupados segundo uma classificação baseada nos três princípios fundamentais da lavra subterrânea, a saber: abandono de pilares; enchimento; abatimento controlado do teto.

2.2.1. - DESMONTES COM ABANDONO DE PILARES

Nos métodos com abandono de pilares, o desmonte é realizado com o avanço de várias câmaras paralelas, convenientemente espaçadas e que são posteriormente interligadas para formar os pilares, de formas e dimensões adequadas, que irão limitar os vãos livres das aberturas e promover a sustentação do teto (figura 1.5). Acima dos vãos formam-se as zonas de alívio e as tensões são distribuídas para os pilares.

Os pilares devem ser dimensionados para resistirem às cargas relacionadas ao material envolvido pelo arco de pressão. Sendo necessário, para a segurança dos trabalhos, deve ser efetuado um controle das tensões instaladas e das deformações nos pilares e no teto, de forma a prevenir-se contra a ocorrência de esboroamentos inesperados.

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Em minas subterrâneas, a resistência à compressão do maciço rochoso é a propriedade de resistência mecânica determinante da capacidade de suporte dos pilares em rocha e é, portanto, aquela cujo conhecimento é fundamental para o seu dimensionamento. Tal importância avulta quando a lavra é realizada pelo método de câmaras e pilares.

Tem-se observado que a resistência à compressão varia inversamente com a dimensão do corpo de prova cúbico, segundo uma função exponencial. Tal efeito tem sido justificadamente chamado “efeito de escala” ou “size effect” e tem-se considerado como “tamanho crítico” do corpo de prova aquele a partir do qual não se observa mais uma variação significativa da resistência. Esta seria a dimensão na qual o fator de escala seria o adequado à verificação da propriedade para o maciço rochoso.

Por outro lado, verifica-se também, que para corpos de prova prismáticos, de seção quadrada ou retangular e corpos de prova cilíndricos, a mesma propriedade varia diretamente com a esbeltez dos espécimes ensaiados, entendendo-se por esbeltez a relação entre a menor dimensão de sua seção e sua altura (L/H). É o chamado efeito de forma (“shape effect”). Tal efeito é também observado sobre pilares em rocha.

Não é por outro motivo que inúmeros pesquisadores têm-se preocupado com o estudo desses efeitos, realizando suas constatações através de: ensaios sobre corpos de prova de pequenas dimensões; ensaios realizados in situ; métodos observacionais.

Figura 1.5 - Distribuição de tensões em um alargamento lavrado por abandono de pilares (Silveira, 1987).

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Os fatores de segurança, conforme calculados, necessitam de uma interpretação cuidadosa.

Os fatores de segurança para pilares, como recomendados nos primeiros trabalhos de Mecânica de Rochas, sobre ensaios de laboratório e sem considerar o efeito de escala, variam de 2 a 4.

Atualmente, considerando-se o efeito escala, os fatores de segurança recomendados situam-se entre 1,5 e 2,5.

Juntas inclinadas em um pilar de seção quadrada interceptarão as laterais, reduzindo a estabilidade. Por este motivo, muitas vezes, prefere-se usar câmaras longas perpendiculares à direção de juntas fortemente inclinadas mais problemáticas.

A maior redução na resistência do pilar ocorre quando a direção das descontinuidades é paralela às laterais e mergulham com um ângulo de (45 + /2)º (Goodman, 1980).

As descontinuidades com aproximadamente esta atitude devem governar a orientação das laterais. Em câmaras simples, é usualmente desejável escolher o eixo maior oblíquo à direção de todos os conjuntos de descontinuidades maiores.

Para determinar as dimensões de um pilar ou avaliar o grau de segurança de uma dada configuração do pilar, a tensão média sobre o pilar (v) calculada deve ser comparada com a resistência do pilar (p).

2.2.1.1. - TENSÃO MÉDIA EM PILARES

Existem várias maneiras de se calcular a tensão média em pilares, como as teorias da área tributária, da deflexão de viga, da deflexão de pilar ou dos coeficientes de carregamento. Apresentaremos aqui a primeira destas.

Tensões ao redor de escavações múltiplas

Pode ser feita uma analogia entre o fluxo de um rio obstruído por pilares de uma ponte com a transmissão de tensões através dos pilares entre uma série de escavações paralelas.

Na teoria da área tributária, a tensão é calculada assumindo-se que os pilares suportam uniformemente a carga sobrejacente a eles e às aberturas.

A tensão em um ponto do pilar depende da tensão média no pilar (que depende da razão da área total escavada para a área remanescente como pilares) e da concentração de tensões (que é função da forma do pilar).

Considerando-se um conjunto de pilares uniformes e um plano horizontal simples, a tensão vertical média no pilar é dada por:

Para pilares quadrados:

onde z é a profundidade; Wo, Lo são as dimensões da abertura; Wp, Lp são as dimensões do pilar (figura 1.6)

Para pilares laterais, de comprimento unitário:

p = Pz(1+ W0/Wp)2 = z(1 + W0/Wp)2

p = z(1 + W0/Wp)

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Para pilares retangulares:

Para pilares irregulares:

Ai = área de influênciaAp = área do pilar

Ou ainda: ,onde R é o fator de recuperação.

Figura 1.6 - Teoria da Área Tributária (Hoek e Brown, 1980 ou BRAdy e Brown, 1985).

2.2.1.2 - DISTRIBUIÇÃO DE TENSÕES EM PILARES

Influência da Forma do PilarA forma de um pilar entre duas escavações adjacentes depende da forma da

escavação e da distância que as separa. A forma de um pilar tem uma influência principal na distribuição de tensão dentro do pilar.

Estudos fotoelásticos foram feitos para determinar a distribuição de tensão em pilares laterais entre um número de túneis circulares paralelos. O tipo de modelo de placa que poderia ser usado em tais estudos está mostrado na figura 1.7. A figura 1.8 mostra que a tensão vertical média, a meia altura do pilar é dada por:

Fig. 1.7 - Modelo de placa que contém uma série de furos que representam túneis circulares paralelos. A distribuição de tensões principal maior em pilares depende da tensão média e da concentração de tensões em túneis individuais (Hoek & Brown, 1980).

Figura 1.8 - A distribuição de tensão principal maior em pilares depende da tensão média e da concentração de tensões em túneis individuais (Hoek & Brown, 1980).

A distribuição da tensão principal máxima 1 através da meia altura do pilar, pode ser aproximada pela superposição de duas distribuições de tensões circunvizinhas a túneis individuais. O valor médio da tensão 1 através do pilar deve ser igual à tensão p para satisfazer as condições de equilíbrio.

Fórmulas Empíricas de Resistência de Pilares

S = K ( L ) ½ / T , onde:S é a resistência do pilar (psi);L é a maior dimensão lateral (polegadas);T é a espessura (polegadas).K = Sp ( D ) ½ , onde :

Sp é a resistência de teste; D é a dimensão da amostra;

p = z(1 + W0/Wp)(1+Lo/Lp)

p = z Ai / Ap

p = z 1/ (1-R)

p = Pz(1+ W0/Wp) = z(1 + W0/Wp)

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K é o coeficiente do material do pilar.

À medida que o fator de segurança diminui, passando a menor que 1, o colapso se iniciará naquele ponto (não necessariamente ocorrerá o colapso total do pilar). Uma das conseqüências perigosas do colapso do pilar é que pode gerar o “efeito dominó”.

Quando o fator de segurança é maior que 1,5, pode-se considerar o suporte como permanente.

2.2. 2. - DESMONTES COM ENCHIMENTO

Nos desmontes com enchimento, à medida que o material vai sendo retirado, o vazio deixado é logo preenchido com outro material (como o estéril da mina e/ou o rejeito da usina de tratamento), de forma a promover a sustentação do teto. O material de enchimento pode consistir de rocha estéril, distribuída mecanicamente (a seco), mas a prática mais moderna é a utilização de enchimento hidráulico (“back fill”), constituído de mistura de rejeitos da usina, água e às vezes cimento, distribuída através de tubulações; sendo preferível por ser de execução mais econômica (redução dos custos de produção e enchimento), proporcionar maior produção e melhor compactação (pisos mais uniformes que reduzem a manutenção de equipamentos e os custos com pneus; o material mais compacto tem maior taxa de percolação e proporciona maior estabilidade ao maciço). É efetuado com partículas menores que 100, 200 #.

Neste caso, o teor do minério deve compensar o custo de uma operação adicional: a colocação do enchimento. O minério é completamente removido e o material de enchimento suporta as paredes e fornece piso para a lavra da próxima fatia de minério (figura 1.9).

Mais recentemente na técnica de “back fill”, eliminou-se a necessidade de drenagem da água da polpa para depósitos no interior da mina e do seu bombeamento para o exterior, com a colocação de aditivos que gelatinizam a água presente (Lima, 1996).

O teto, na zona de trabalho, é normalmente sustentado com estruturas apropriadas para evitar uma eventual queda de blocos mais ou mesmos soltos.

Deve ser estudado o efeito do enchimento na distribuição de tensões nos alargamentos e seus modos de atuação como suporte.

Uma pequena parcela de carga é transmitida pelo teto, devido à presença dos suportes. A carga restante é distribuída nas imediações da frente de desmonte e na retaguarda (normalmente menos acentuada que na frente de desmonte), onde o enchimento já se encontra mais ou menos comprimido pela flexão do teto.

A amplitude da zona de alívio de tensões limitada pelo arco de pressão é controlada, neste tipo de desmonte, pelos seguintes fatores:

grau de fraturamento da rocha na frente de desmonte;Este fraturamento deve ser razoável, pois quanto mais fraturada estiver a rocha na frente de desmonte, menor será a sua capacidade de carga e, consequentemente, o arco de pressão tenderá a desenvolver-se para o interior da rocha livre.

compressibilidade do enchimento;

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O enchimento deve ser pouco compressível e bem aplicado, pois se o mesmo for muito compressível e/ou mal aplicado também levará o arco de pressão a desenvolver-se para o interior da rocha virgem.

deformabilidade da rocha do teto.A rocha do teto deve ser deformável, pois se a mesma for muito rígida, poderá se comportar como apoio do arco de pressão, como se tratasse de um alargamento aberto. O que poderá gerar graves acidentes posteriores.

Comparação entre a Disposição de Estéreis/Rejeitos de Minas a Céu Aberto e de Minas Subterrâneas

A indústria mineral rejeita a cada ano alguns bilhões de toneladas de sólidos. Este estéril tem de ser depositado da maneira mais econômica e com o mínimo de perturbação ao meio ambiente.

Comparando-se os custos, percebemos que a disposição superficial é a mais econômica (vide item “Impactos Ambientais da Lavra Subterrânea”). Mas é importante lembrar que, enquanto os custos da deposição superficial estão aumentando devido ao maior rigor da legislação ambiental, o custo de preparação e colocação do “back fill” estão diminuindo com o aperfeiçoamento da tecnologia (custos eram da ordem de R$ 0,35/t, conforme informação colhida em uma empresa do Quadrilátero Ferrífero, em 1996).

O estado da arte em deposição de estéreis inertes não apresenta problemas. Entretanto, quando os estéreis são reativos ou a área adjacente é problemática em termos de meio ambiente, outras alternativas para a deposição devem ser investigadas.

A lavra subterrânea normalmente tem um menor impacto que os trabalhos em superfície.

A disposição utilizando-se a técnica de ‘back fill’ é tecnicamente viável, mas não pode ser considerada como a mais econômica em todos os casos. Se bem que um dos fatores complicadores ao custo da técnica de “back fill” foi eliminado com a moderna utilização dos aditivos que gelatinizam a água, eliminando então a operação de drenagem.

Vários estudiosos acreditam que a disposição subterrânea representa o futuro da disposição de estéreis dentro da indústria mineral. Situações especiais requerem soluções especiais. Poderíamos citar o exemplo do salmouroduto construído na mina de Taquari-Vassouras (SE).

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Fig. 1.9 - Distribuição de tensões em alargamentos lavrados pelo princípio do enchimento (Silveira, 1987).

2.2.3. - DESMONTES COM ABATIMENTO CONTROLADO DO TETO

Nos desmontes com abatimento do teto, o avanço da frente em vez de promover a sustentação do teto com enchimento, provoca-se o seu desabamento, a uma distância controlada da frente. Dissipando assim, parte da energia armazenada no maciço, com o consequente alívio das tensões instaladas nas vizinhanças da escavação. Além disso, a rocha desabada empola, o que inibe a progressão do abatimento, a partir do momento em que os blocos começam a exercer reações apreciáveis sobre o teto, favorecendo a sua sustentação.

Este processo é desencadeado através de uma linha posterior de suportes mais robustos, de rigidez adequada, que possam transmitir à rocha do teto reações suficientemente intensas, capazes de provocar o seu fraturamento.

Existem ainda duas linhas de estruturas mais leves, destinadas à proteção da zona de trabalho contra a queda de blocos que venham a se individualizar no teto.

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As tensões instaladas sobre os suportes mais rígidos vão aumentando de intensidade até atingir-se um estágio de tensão (R na figura 1.10) em que as reações correspondentes levarão a rocha do teto à ruptura.

Desta forma, o teto desabará no maior vão da abertura, dissipando parte daquelas tensões, ficando o restante distribuído em duas áreas de concentrações:

uma nas imediações da frente de desmonte; outra na retaguarda, mais ou menos afastada da primeira.

Quanto mais próximo se situar o pico de tensões sobre a rocha desabada, menos intensas serão as tensões reinantes nas vizinhanças da frente e maior será a segurança das operações.

A aplicação eficiente e segura deste princípio de lavra depende dos seguintes fatores:

uniformidade das características de resistência e deformabilidade dos suportes utilizados (para evitar sobrecargas localizadas que poderiam perturbar o controle do desabamento);

razoável deformabilidade da rocha do teto.- “abatibilidade” (para permitir o rápido desenvolvimento das reações requeridas na linha de suportes mais rígidos).

A abatibilidade do maciço rochosos tem sido considerada primeiramente com respeito ao método de “block caving”, no qual este fenômeno é de fundamental importância. O sucesso de um método de abatimento depende das feições geológico-estruturais do corpo de minério, das tensões e das variações dos métodos de lavra.

*razoável homogeneidade da rocha do teto (para evitar fraturamentos imprevistos e inoportunos, que poderão comprometer a zona de trabalho).

Em matéria de sustentação, as consequências da adoção de um determinado dispositivo ou outro referem-se essencialmente à magnitude dos abalos na superfície.

Há de se estudar a mecânica da evolução dos abatimentos, as condicionantes geotécnicas para a ocorrência dos abatimentos e, nos métodos que utilizam este princípio, a granulometria adequada para o perfeito fluxo do material abatido (teoria dos elipsóides para o fluxo de material fragmentado).

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Figura 1.10 - Distribuição de tensões em alargamentos lavrados pelo princípio do abatimento controlado do teto (Silveira, 1987).

2.3. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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2.4 - BIBLIOGRAFIA RECOMENDADA

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3-IMPACTOS AMBIENTAIS DA LAVRA SUBTERRÂNEAJosé Margarida da SilvaThales Silveira

3.1. INTRODUÇÃO

O conflito entre a atividade mineira e o meio ambiente externo se intensificou nos últimos anos; até nos países desenvolvidos a maioria dos projetos de mineração têm encontrado extrema oposição de porções da comunidade. Já há alguns anos, portanto, companhias de mineração, legisladores e outros têm procurado aumentar seu conhecimento sobre os efeitos da mineração sobre o meio ambiente e as formas de minimizá-los.

A proteção ao meio ambiente tem agora se mostrado, na escala planetária, como um pré-requisito para o desenvolvimento sustentável. Existem diversos exemplos em que a Mecânica de Rochas contribui para esta proteção, principalmente nos campos de produção de petróleo, estocagem de hidrocarbonetos e disposição de rejeitos nucleares.

É necessária e perfeitamente possível a convivência da mineração com o desenvolvimento urbano, uma vez que o estado atual de desenvolvimento tecnológico no setor permite que a extração seja conduzida em consonância com uma legislação bem elaborada.

O Brasil tem contabilizado um passivo ecológico que nem mesmo todos os recursos disponíveis conseguiriam reparar em curto ou médio prazos. É preciso ter em mente que, para muitos dos graves problemas, não dispomos de domínio tecnológico para selecioná-los e/ou os custos econômicos e sociais não nos permitiriam.

O conjunto das responsabilidades com o meio ambiente se forma com a indústria, o comércio e a agricultura. É óbvio que o país não pode parar. A gestão da política ambiental, longe de restringir as atividades, abre sim a oportunidade ao processo criativo do profissional.

A saída para nossa sociedade é a formação de uma cultura ambientalista na escola, visando criar uma conduta que busque a melhor qualidade de vida.

A despeito de uma imensa literatura sobre facetas individuais da questão ambiental, nenhum texto examinou, até o momento, a faixa completa de impactos. Parcialmente isto se deve ao fato da dificuldade de se tratar um problema interdisciplinar, composto de inúmeras especialidades e várias ramificações.

A execução de obras subterrâneas é uma alteração no meio ambiente, podendo comprometer a qualidade do próprio maciço rochoso, os recursos hídricos e levar a fenômenos de subsidência.

A lavra subterrânea normalmente tem um menor impacto ambiental que os trabalhos em superfície. Nos EUA, pode-se perceber a diferença no tratamento pela legislação: a taxa para se financiar a recuperação de áreas degradadas por empreendimentos instalados antes da existência da legislação específica (1977), é de US$ 0,35/t extraída para a mineração a céu aberto e de US$ 0,15/t para a mineração subterrânea.

A produção de bens minerais mostra, para os anos futuros, a perspectiva de se vir a lavrar, cada vez em maior escala, através de lavra subterrânea, em razão: da progressiva exaustão das reservas facilmente acessíveis à explotação a céu aberto; da preservação do meio ambiente, impondo cada vez mais restrições à lavra a céu aberto, embora, sabidamente não seja a indústria extrativa mineral a atividade econômica mais agressora do meio ambiente (Silveira).

Se, então, aceitarmos que a tendência natural, com o decorrer dos anos, é o aumento relativo das minas lavradas em subsolo, veremos a importância a ser dada à questão do impacto da lavra subterrânea. Em contrapartida, o aumento do conhecimento acerca das características mecânicas e do comportamento dos maciços rochosos face às escavações neles realizadas muito terá a contribuir para a maior segurança dos trabalhos.

Alguns aspectos, como a disposição de rejeitos em polpa (bombeados), são comuns aos dois âmbitos e normalmente reduzem os níveis de impacto visual, poeira, vibração, ruído etc. Os altos custos da lavra subterrânea não podem, usualmente, suportar a remoção de grandes volumes

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de estéril e as pequenas quantidades produzidas são, às vezes, dispostas ao longo das aberturas, minimizando enormemente o problema da disposição de estéril. Em alguns métodos, uma proporção de rejeitos da planta de tratamento é bombeada para preenchimento das áreas escavadas, diminuindo a quantidade que requer disposição superficial.

O tipo de método de lavra a ser usado tem a maior influência tanto sobre a natureza quanto sobre a extensão do impacto ambiental. Os efeitos da lavra podem ser apreciáveis como os fenômenos observados na deposição dos estéreis resultantes da lavra a céu aberto pelo método de “glory hole”, na mina de molibdênio Henderson Mine (EUA); nas conseqüências sobre a drenagem natural, resultantes da subsidência associada à lavra de trona pelo método subterrâneo de “longwall”, também nos EUA; na subsidência associada à lavra pelo método de abatimento por subníveis na Mina de Ipueira, da Mineração Vale do Jacurici (BA); na subsidência na lavra por alargamentos abertos ocorrida na Mina Grande, da Mineração Morro Velho (1987); na destruição de 11 casas de um total de 420 do Conjunto Habitacional da COHAB, em SC, devido à subsidência na Mina I da CBCA, lavrada por câmaras e pilares ou ainda nas subsidências associadas a lavras por “longwall” de potássio nas minas da região D’Alsace, na França, bem como nas minas inglesas etc.

As preocupações com o meio ambiente, em sentido amplo, incluem as preocupações com a segurança.

3.2 SUBSIDÊNCIA INDUZIDA PELA LAVRA

3.2.1 DESCRIÇÃO DO FENÔMENO

A subsidência é o conjunto de movimentos descendentes em direção ao centro da abertura. A subsidência se deve principalmente à tendência das rochas de preencherem os vazios criados pelas aberturas subterrâneas, principalmente após o seu colapso. A subsidência é um problema potencial que, não controlado, pode levar a um dano superficial de grande escala.

Toda escavação subterrânea induz a subsidência da superfície; acima das minas subterrâneas que usam os métodos de lavra por abatimento, o fenômeno é mais óbvio devido ao intenso fraturamento da rocha do teto imediato das escavações. O que vai controlar 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 para os trabalhos de lavra, às tensões naturais e tensões induzidas nas escavações subterrâneas, bem como das tensões associadas a cada princípio da lavra subterrânea em particular e dos métodos de lavra.

A remoção de material da crosta terrestre provoca inevitavelmente algum reajuste das tensões e movimentação de terreno. Os efeitos podem ser limitados através da seleção de um método de lavra subterrânea em que as aberturas sejam suportadas por porções de rocha deixadas in situ ou pelo preenchimento com material estéril. Além disso, em corpos de minério localizados, maciços, a extensão da região da superfície afetada é limitada. Entretanto, em depósitos extensos, como camadas de carvão ou corpos sedimentares, é difícil preencher alguma subsidência da superfície sem deixar uma proporção substancial de material sem ser lavrado. Onde depósitos deste tipo encontram estruturas superficiais, existe um potencial para danos por subsidência. Isto pode propiciar o aparecimento de depressões e o colapso de edificações com conseqüente perigo para vida.

Em escavações profundas, o restabelecimento do equilíbrio estático das forças atuantes no maciço rochoso geralmente se verifica antes que os arcos de pressão correspondentes interceptem a superfície do terreno. Há casos, porém, dependendo da profundidade de trabalho, da geometria e dimensões da escavação, do estado de tensões naturais, da resistência e

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deformabilidade do maciço rochoso, a tendência para a instalação dos arcos de pressão pode ser atenuada e eles poderão atingir a superfície.

O fraturamento da rocha na região adjacente às paredes da escavação contribui de forma acentuada para a rápida progressão do fenômeno. As cargas excedentes vão sendo transferidas para as porções de rocha mais resistentes no interior do maciço. Se o processo de fraturamento continua, o arco de pressão aumenta progressivamente de altura e pode interceptar a superfície, formando aí uma bacia de subsidência. Todas as edificações e estruturas presentes ficam susceptíveis de sofrerem danos.

A subsidência relaciona-se também à hidrogeologia presente em certo maciço rochoso. As deformações podem criar direções preferenciais para o fluxo das águas em subsolo, seja nos planos de fraqueza, seja nos deslocamentos entre as camadas, modificando o comportamento hidrogeológico vigente. Por sua vez, tal modificação pode alterar os valores da subsidência pela modificação das características de preenchimento das fraturas, como também pelo aumento das tensões efetivas em depósitos superficiais inconsolidados (Curi, 1995).

Podem-se distinguir duas formas de subsidência: a subsidência descontínua (ou abatimento por fraturamento) e a subsidência contínua (ou abatimento por flexão). (Vide figuras 1 a 3).

As técnicas de detecção do fenômeno vão da instalação de marcos topográficos à utilização de extensômetros, tiltímetros, inclinômetros (Peng, 1992) ou sensoriamento remoto. O custo de medidas preventivas é usualmente menor que aquele para reparar danos quando não são tomadas as devidas precauções.

Em levantamentos realizados por CURI (1995) na Mina de Germunde (Portugal), foram determinadas, a partir do controle topográfico da superfície, as curvas de isovalores de subsidência acumulada, entre 1966 e 1991; foi realizada ainda uma estimativa das tensões na superfície, segundo dados calculados pelo método de elementos finitos. Em virtude dos deslocamentos, foram verificados danos nas vias superficiais, bem como nas edificações vizinhas e deslizamentos nos taludes (vide figura 4).

Estes métodos de controle da evolução da subsidência têm sido usados em lavras sob construções e mesmo sob cidades inteiras. Os novos conceitos de projeto e adaptação das estruturas às áreas potencialmente sujeitas a fenômenos de subsidência incluem o uso de superestruturas muito flexíveis que se adaptem às distorções originadas pela subsidência e, alternativamente, o uso de fundações muito rígidas.

Figura 1 - Efeitos da subsidência (Hustrulid, 1981)

Figura 2 - Formas de subsidência: descontínua (Brady & Brown, 1985).

Figura 3 - Subsidência contínua (Silveira, 1987).

Silveira (1987) trata da influência da potência do corpo, da profundidade e dimensões da abertura na subsidência (“largura crítica”); das regiões de tração e compressão na bacia de subsidência. A forma em planta da bacia de subsidência é de uma elípse, com o eixo menor correspondendo à largura da abertura.

Peng (1992) relaciona a subsidência máxima (S), a potência do corpo (m), o fator de subsidência (a) e o ângulo da direção da abertura com a horuizontal () da seguinte forma:

S = a m cos

E dá a largura crítica como Lc = 1,4 h. onde h é a profundidade de trabalho.

Zingano et al (2008) relatam casos na lavra de carvão, em Lauro Muller (SC), de subsidências de 2,5 a 3m, quando retirados corpos de 4m de potência.

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3.2.2 - RELAÇÃO DA SUBSIDÊNCIA COM O TEMPO

A relação da subsidência com o tempo é particularmente importante na lavra por “longwall”, onde os direitos da superfície são de terceiros e as normas a danos a estruturas e serviços superficiais possam ser afetados.

O fato essencial é que qualquer ponto na superfície pode continuar a subsidir por um tempo ao longo da extração dentro de uma área crítica abaixo deste ponto. Em adição a esta subsidência (“subsidência ativa”), pode haver uma subsidência algo dependente do tempo devido a fenômenos como a consolidação ou o comportamento visco-elástico dos estratos, que continuam a existir depois de o ponto não estar tão distante da zona de influência da face escavada (“subsidência residual”). Há de se prever então um monitoramento dessa situação.

Figura 4. Efeitos da subsidência nas vizinhanças da Mina de Germunde, Portugal (Curi, 1995).

3.2.3 - MEDIDAS PARA LIMITAR EFEITOS DE SUBSIDÊNCIA

A)Extração ParcialSão deixados pilares laterais substanciais entre os painéis. Tem sido usada com sucesso

para limitar a subsidência máxima e produzir um perfil de subsidência composto, livre da deformação horizontal e que se inclina ao longo da maior parte de sua largura. O perfil é obtido pela superposição dos perfis produzidos pelos painéis individuais. Nas minas de carvão do Reino Unido, o método tem sido usado para se limitar os pilares a 70% do material antes abandonado, com pilares de largura de 30 a 100m deixados entre painéis extraídos com razão largura/profundidade menor que 1/3. Dependendo da configuração da razão de extração, podem ser alcançadas reduções da ordem de 80% na máxima subsidência.

B)Tratamento Realizado com preenchimento através de compactação de tiras ou de método hidráulico

ou pneumático com sólidos, que pode reduzir a subsidência em painel simples até de 50%, dependendo da natureza e duração do tratamento. As maiores reduções são obtidas pelo preenchimento com sólidos efetuado imediatamente após a lavra ou ainda com a colocação de estruturas artificiais de sustentação.

C)Extração Harmônica Envolve a remoção em etapas do mineral de uma área crítica de tal modo que a superfície

seja rebaixada vagarosamente e as deformações horizontais sejam minimizadas. A técnica pode ser usada para proteger estruturas que são especialmente importantes ou susceptíveis a uma subsidência induzida. A extração harmônica requer que o painel seja avançado em pelo menos duas faces mantidas a uma distância cuidadosamente calculada. A orientação da estrutura com respeito à direção de avanço da face determina por quanto tempo a proteção contra a onda superficial longitudinal ou a transversal é a mais importante.

3.2.4. MÉTODOS DE PREVISÃO DO PERFIL DE SUBSIDÊNCIA CONTÍNUA

Os métodos de previsão do perfil da bacia de subsidência incluem métodos gráficos e métodos analíticos. Existem métodos que tratam do problema inverso: a partir de uma subsidência máxima admissível, calculam-se as dimensões máximas das aberturas a serem realizadas. Entre os métodos numéricos, o principal é o método de elementos finitos.

A) Métodos Empíricos

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Através de tabelas e ábacos que permitem determinar a subsidência prevista em cada ponto, a partir do conhecimento da profundidade, largura e altura da escavação.

A.1. National Coal Board (NCB)A.2. Funções de PerfilA.3. Funções de InfluênciaO perfil de subsidência é, então, obtido pelo traçado de uma curva por pontos.

B) Métodos AnalíticosAssimilando-se o comportamento dos maciços rochosos a modelos físicos simplificados

(elásticos, elasto-plásticos, visco-elásticos etc) e utilizando-se as respectivas teorias matemáticas.Peng (1992), Krazstch (1983) e Brady e Brown (1985) tratam das seções de influência, dos

perfis de influência e ainda de métodos numéricos.

A.1) Aplicação do Método do NCB ( Reino Unido)

O método se originou de dados coletados a partir painéis de longwall (profundidades de 24 a 833 m, razão largura / profundidade de 0,16 a maior que 4).

Ábaco 1 (figura 5): permite a determinação de Smax (subsidência central) como uma fração da

espessura de extração (m), para uma dada profundidade (h) e uma dada largura (w) S/m

Smax = S/m . m

Ex.: Seja um painel de 480m de avanço (comprimento) por 160m de largura a ser aberto em um corpo de 3m de potência, a 250m de profundidade S/m = 0,63 S = 1,89m

Ábaco 2 (figura 6): se o painel ainda está parcialmente lavrado-> dá a correção da subsidência central s/S

s = s/S . Smax

Ex.: Quando o mesmo painel anterior tiver avançado 200m s/S = 0.81 s = 1,53 m

Ábaco 3 (figura 7): possibilita a construção do perfil de subsidência completo como uma curva de pontos; fornece a subsidência de cada ponto a partir de sua distância ao centro do painel (d)

d/h: distância do ponto ao centro do painel / profundidade de trabalhoS: subsidência central (máxima)

Ex.: d = 25m (w/h = 0,64 --- d/h = 0,2) --- s = 1,64m, d = 50 m ---s = 1,13 m, s = 0 --------d = 255 m.(Vide figura 8)

Exemplo de medida alternativa: Considerando-se a lavra de uma camada de 2m de potência, a 200m de profundidade, quando as dimensões do painel são de 360m de avanço por 150m de largura, a subsidência central era da ordem de 1,4m. Ao se optar pela extração parcial, abandonando um pilar de 40m de largura exatamente no centro do painel, a subsidência no ponto central anterior, agora situado sobre o pilar passa a ser de 0,2m. (figura 8).

Existem correções para os efeitos de inclinação da camada e declividade da superfície. Um método, similar ao descrito para subsidência, é dado para a previsão da deformação

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superficial horizontal. A inclinação máxima ocorre no ponto de inflexão da subsidência, onde s=S/2. A inclinação máxima que qualquer extração causa é aproximadamente 2,75 S/h e a máxima tensão horizontal de deformação compressiva, 0.65 S/h e 0,51 S/h, respectivamente. As tabelas e gráficos se aplicam a painéis retangulares, simples, mas monogramas permitem estimar-se a subsidência para casos de extração parcial em que se usam pilares laterais. O método não faz nenhuma referência à influência de feições geológicas maiores. A aplicação do método NCB a painéis de longwall em outras partes do mundo tem apresentado sucesso variável.

Existem ainda métodos que tratam do problema inverso: a partir de uma subsidência máxima admissível para a situação em questão, calculam-se as dimensões máximas das aberturas a serem realizadas. Segundo Dimova e Dimovi (1994), sua essência é, para uma dada equação de subsidência, aproximadamente uniforme (definida pelos códigos de edificações), determinar o método de lavra que causa a dada subsidência. O problema é reduzido à procura de solução da equação integral, resolvida por método de regularização de Thiconov. Entre os métodos numéricos, o principal é o método de elementos finitos.

Figura 5 - Relação da subsidência com a largura e a profundidade da escavação (Brady & Brown, 1985).

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Figura 6 - Correção da subsidência em relação ao avanço da frente de lavra (Brady & Brown, 1985).

Figura 7 - Previsão do perfil completo de subsidência (Brady & Brown, 1985).

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Figura 8 - Exemplo de previsão do perfil completo de subsidência.

Zingano et al. (2008) comparam a utilização de modelo empírico e modelo numérico de previsão da subsidência na lavra de carvão na Carbonífera Rio Deserto, em SC, Brasil. A lavra se situa abaixo de rodovia e a camada de carvão se encontra abaixo ainda de arenitos e solo mole.

3.3EXPLOSÕES NATURAIS OU GOLPES DE TERRENO (“ROCK BURSTS”)

3.3.1 DESCRIÇÃO DO FENÔMENO, CAUSAS E EFEITOS. FORMAS DE CONTROLE

Á medida que as escavações subterrâneas atingem determinadas dimensões críticas, as intensidades dos novos campos de tensões que se instalam nos seus contornos podem exceder os limites de resistência da rocha, levando o maciço à cedência ou ruptura, do que resultarão deformações locais e a correspondente dissipação das mesmas (vide figura 9).

Quando esta dissipação (liberação) de energia armazenada num maciço rochoso se processa de maneira relativamente rápida e violenta, o fenômeno é designado, genericamente, por “explosão de rocha”.

Este fenômeno se caracteriza pela influência acentuada de ações de corte e ocorre, quando da abertura de escavações subterrâneas, a partir de um “efeito de escorva” que pode se originar através de:

ondas de choque decorrentes de detonação de explosivos;Normalmente, é a causa mais provável da geração de “rock bursts”, em razão não somente

dos alargamentos conferidos às escavações como também pela ação das ondas de choque resultantes sobre as zonas dos maciços submetidos a elevados campos de tensões e em situação de equilíbrio instável.

elevação de temperatura das rochas;O efeito de escorva também pode ser atribuído à elevação da temperatura das rochas na

periferia das escavações, por acarretar um sensível aumento das tensões aí instaladas. presença de água;A presença de água que atua no sentido de diminuir o atrito nos planos de falhas ou

diáclases, pode contribuir para o desencadeamento do fenômeno. ruptura de um suporte; explosão de gases; execução de uma abertura;Até os procedimentos para a execução dos trabalhos mineiros podem afetar a redistribuição

das tensões no contorno das cavidades, contribuindo para que se instalem concentrações locais de intensidade excepcionalmente elevadas

as próprias ondas de uma outra explosão de rocha.Ao desequilíbrio provocado localmente, pode-se seguir uma reação em cadeia,

propagando-se rapidamente seus efeitos, com a deformação e fraturamento da rocha numa área de extensão apreciável e a consequente dissipação do excesso de energia armazenada.

A figura 10 apresenta as freqüências e os tempos de duração típicos para problemas de energia dinâmica de interesse na mineração.

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Figura 9 – Mecanismos de explosão de rocha (KAISER et alii, 1996).

Figura 10 - Freqüências e tempos de duração típicos para problemas de energia dinâmica de interesse na mineração (Lorig, 1996).

É um fenômeno também observado em escavações a céu aberto, onde a explicação para tal é o fato de que o material que hoje se encontra quase à superfície, em virtude da erosão das camadas superiores, foi consolidado a grandes profundidades e se encontra, portanto, submetido a tensões de compressão muito elevadas, o que faz com que a rocha se expanda quando a ela se fornece meios para isto. abalos sísmicos

Intensidade dos efeitos: é função da deformidade da rocha, das intensidades e heterogeneidades dos campos de tensões instalados, da geometria da escavação, da velocidade de escavação etc.

Há trinta anos existiam dois modelos teóricos adequados sendo utilizados em Mecânica de Rochas. O primeiro era o de elasticidade linear (considerado insuficiente); e o segundo era o de plasticidade ideal (considerado inadequado).

Não se sabia como resolver o paradoxo da inaplicabilidade aparente da mecânica dos sólidos à deformação dos maciços rochosos.

Os problemas da mineração, como o projeto de suportes, pilares e alargamentos, eram resolvidos usando-se regras empíricas baseadas principalmente na experiência prática.

Isto também era verdade para rockbursts, que são fraturas tipo explosões que usualmente ocorrem na extremidade de uma camada ou de um pilar. Rochas altamente tensionadas se desintegram de uma forma dinâmica e violenta. Fragmentos de rocha fraturada adquirem velocidades de mais de 10 m/s, suficientes para causar até a morte de trabalhadores, danos a equipamentos e a escavações e perdas econômicas para as operações da mina.

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O fenômeno é conhecido em mineração desde o século XVIII, mas, como outros aspectos da lavra, permaneceu essencialmente como objeto de estudo qualitativo, com o projeto baseado em regras empíricas.

No início dos anos 60, o principal obstáculo para o avanço da análise quantitativa de rockbursts baseada na mecânica dos sólidos era ausência de base experimental para tal análise. O vazio entre o comportamento elástico antes da ruptura e a resistência residual pós-ruptura permanecia.

Cook (1965, citado por Linkov, 1996), a partir da publicação de dois artigos, começou a mudar a situação. O primeiro, intitulado “Ruptura de rocha”, deu a base experimental necessária e o segundo, “Uma nota sobre rockbursts consideradas como problema de estabilidade”, desenvolveu, a partir de resultados experimentais, a primeira análise teórica de rockbursts.

A duração do desencadeamento das explosões é muito variável, podendo chegar até dezenas de horas, pois à medida que se processa a abertura ou alargamento das cavidades, as distribuições de tensões, no terreno circunvizinho, vão se modificando. Mas, na maioria das vezes, com um certo atraso em relação às modificações correspondentes das dimensões dos vazios. A descompressão da rocha se dá no sentido do vazio.

As técnicas de previsão de ocorrência de explosões de rochas baseiam-se na detecção, medida e interpretação de eventos micro-sísmicos nos maciços, os quais que podem alertar com algumas horas de antecedência, sobre a iminência de um grande abalo.

Nas rochas não se cumpre perfeitamente a condição de elasticidade, entretanto, quando ocorrem as explosões de rochas, estas estão claramente em estado elástico. A ruptura se dá por tração (principalmente). O enfraquecimento da rocha num lugar, transfere a carga para outro ponto, às vezes, surpreendentemente afastado. Uma das características mais perigosas das explosões de rochas é a sua tendência de produzir-se, sem nenhuma causa visual imediata. Este fenômeno é atribuído à histerese elástica, propriedade das rochas de ajustarem-se gradualmente a uma mudança de tensão. Neste ajuste gradual, a tensão se transferiria da massa de rocha às partes adjacentes dos trabalhos onde, ao alcançar o valor crítico, provocariam seu repentino colapso.

Como sinais de explosão, temos o aparecimento de fendas e vesículas nas rochas e o aumento gradual de carga no escoramento. O aumento repentino na carga é sinal de grande perigo, sendo os pilares os pontos de perigo. Estudos de fotoelasticidade permitem uma melhor previsão.

Os procedimentos aconselháveis para prevenção de explosão são os seguintes: adotar uma sequência planejada de níveis; adotar plano parecido ao dos níveis longos; evitar a união de duas escavações grandes em profundidade. eliminar os pilares ou reduzi-los ao minério; distribuir as tensões tão uniformemente quanto possível, manter as frentes retas; lavrar veios paralelos um de cada vez, começando pelo superior; se possível, fugir de falhas ou planos de fraqueza; a extração deve avançar com velocidade suficiente para aproveitar a histerese da rocha; evitar aberturas dentro dos pilares; galerias na lapa, sob pilares, são perigosas; colocar escoramento, tão logo seja efetuado o avanço; lembrar que os suportes não são uma necessidade somente local e não devem ser

retirados ao terminar o trabalho no nível; sua necessidade depende da relação das áreas lavradas na mina como um conjunto.

Com relação à forma das galerias em profundidade, recomenda-se aquelas mais próximas da “gota d’água” ou “pêra”, procurando acompanhar a distribuição de tensões. Na prática temos como formas aconselháveis:

para pequenas profundidades: forma elíptica, com eixo maior na horizontal;

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médias profundidades: eixos iguais (circular); grandes profundidades: eixo maior na vertical (em forma de gota d’água ou pêra,

formas estas que acompanham melhor a distribuição das tensões). (Vide figuras 11 e 12)

É indispensável o uso de técnicas modernas de monitoramento. O método mais aplicado e mais promissor é o microsísmico.

A energia sísmica crítica que poderá evidenciar o início de um rock burst tem valores muito abrangentes, variando da ordem de 10-5 J a 109 J, correspondendo a magnitudes de -6 a 5 pontos na escala Richter (JAEGER e COOK, 1979).

Dentre os métodos de monitoramento, o método micro-sísmico, ou de sons sub-audíveis ou de emissões acústicas, é uma abordagem geofísica que detecta micro-sismos sub-audíveis na rocha associados com a sua movimentação. Baseia-se na evidência experimental de que a rocha sofre deslocamentos de pequena escala que resultam no alívio de energia sísmica e às vezes acústica (Jackson, 1984 citado por SINHA, 1989).

No monitoramento os eventos acústicos são detectados por receptores (normalmente geofones) com registro e tratamento automático.

STACEY e PAGE (1986) mostram que a taxa de liberação de energia se tornou uma medida empírica padrão do potencial para explosão de rocha nas minas profundas da África do Sul. A taxa correspondente a um elemento de volume de minério a ser lavrado é metade do produto da tensão no volume antes da lavra e a convergência que acontece nele como resultado da lavra. O valor da taxa depende muito da geometria do arranjo de lavra. Quando realces se interagem e o vão efetivo se torna maior, resulta uma maior taxa de liberação de energia.

A severidade do dano causado por explosão de rocha é resumida em três categorias (conforme figura 12):

menor – envolve uma lâmina de rocha inferior a 0,25m de espessura, com carga de influência inferior a 1t/m de galeria; o dano pode ser localizado e a deformação geralmente é elástica;

moderada – o raio de rocha fraturada está entre 0,25 e 0,75m, a deformação é inferior a 50mmm e o fraturamento não continua após o evento;

maior – espessura de rocha atingida superior a 0,75m ou ejeção violenta, o sistema de sustentação deve suportar deformação maior que 0,1m; geralmente provoca fechamento da abertura.

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Figura 11. Formas que acompanham melhor a distribuição de tensões (CIM Bulletin, 1996).

Figura 12 – Categorias de severidade de dano causado por explosão de rocha (KAISER et alii, 1996).

Várias teorias a respeito de “rock bursts” foram formuladas de 1915 até hoje. Nos últimos anos, a “fragilidade” da rocha foi reconhecida como um dos fatores que levam ao fenômeno. O fenômeno está relacionado ainda às seguintes feições:

configuração da lavra - é mais frequente em minas onde corpos mais estreitos são parcialmente recuperados do que no caso de extração total;

presença de estruturas geológicas - zonas de diques e falhas são mais susceptíveis; petrologia - diretamente relacionada às propriedades e comportamento do maciço.

Vários procedimentos são empregados para reduzir a freqüência e a severidade das explosões: isolamento das tensões; alteração do campo de tensões; desmonte de escavações para minimizar os efeitos das tensões; aguardar a estabilização após um desmonte, antes do próximo avanço; induzir um estouro de rocha simultâneo ao desmonte; induzir a ruptura completa de um pilar de contorno ou o monitoramento sísmico.

3.3.2 TÉCNICA DESTRESS BLASTING

É um processo de destensionamento do pilar, envolvendo alterações nos padrões de furação, nos arranjos de furos, nos explosivos, carregamento e detalhes do desmonte, que implica transferência de carga para pilares adjacentes (DE LA VERGNE, 2000).

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ANDRADE (2002) relata o uso da técnica na Mina de Caraíba, Jaguarari (BA). A sismicidade foi percebida a partir de 1997, sendo implementado o monitoramento a partir de 1998. O mesmo foi aprimorado em 2000 e 2002, para detecção de magnitudes a partir de -2 graus, com a precisa localização dos pequenos eventos (erro em torno de 10m). Os eventos sísmicos estão associados às detonações. Existe uma forte componente horizontal de tensões. A sismicidade presente está relacionada a alívio de tensões em frentes de desenvolvimento, a pilares e a deslocamento de falhas. Nas frentes de desenvolvimento, a energia liberada se dissipa em média de 1 a 2h, mas em alguns locais leva até dias para ocorrer. Os pilares mais susceptíveis estão localizados entre duas escavações (galerias ou realces), gerando riscos, pois estão geralmente próximos a frentes de trabalho. As falhas mais susceptíveis são planares e sem preenchimento, estando longe de áreas de trabalho, mas podendo atingir grandes extensões, se ocorrido o fenômeno.

O destress blasting foi implementado como solução alternativa às paradas no ciclo de produção, pois contribui também para diminuir o tempo de retorno às áreas detonadas. O método tem sido aplicado desde a década de 50, séc. XX, nos EUA, no Canadá e na África do Sul. Na Mina da Caraíba foi implantado em 2001, com mudanças no plano de fogo, principalmente com a adição de 4 furos carregados (com custo adicional na faixa de 2%, inferior por exemplo ao da Mina de Sudbury, no Canadá, na faixa de 7%).

Não estão ainda sistematizados a metodologia, a instrumentação e o modelamento, sendo realizadas analogias com experiências anteriores; mas já existem estas experiências de sucesso (com custo adicional que pode ser absorvido).

3.3.3 SELEÇÃO DO SUPORTE PARA REGIÕES BURST-PRONE

Os riscos de explosão de rocha vão aumentando com o avanço da mina em profundidade e medidas especiais como o destress blasting e um suporte de alta qualidade serão necessários para minimizar danos causados por explosões de rocha e garantir a segurança do local de trabalho.

O comportamento carga-deslocamento de elementos ou sistemas de suporte podem ser agrupados em rigidez, resistência e comportamento frágil ou dúctil (ou deslizante). Em regiões propícias à ocorrência de rock bursts as propriedades requeridas dependerão da severidade calculada do dano e da regra de sustentação pretendida: suporte, revestimento, tratamento (ou reforço) do maciço rochoso. Inicialmente é vantajoso um suporte forte e rígido pra reforço da rocha e prevenir o afrouxamento ou enfraquecimento na região próxima à abertura. Entretanto, se está previsto um dano grande, o suporte deve ser hábil para deslizar.

O Centro de Pesquisa em Geomecânica na Universidade de Sudbury, Canadá, realizou um projeto de pesquisa em cinco anos paro o projeto de um suporte apropriado para o controle de danos causados por explosões de rocha. Como parte do programa de pesquisa canadense, o projeto foi financiado por um grupo de 12 minas canadenses, mais uma mina estrangeira e pelo Ministério de Desenvolvimento e Minas, envolvendo revisão das práticas, realização de ensaios e desenvolvimento de aplicativo.

KAISER et alii (1996) relatam as conclusões seguintes. Sob condições de possibilidade de explosões de rocha, a regra de sustentação é prevenir a formação de blocos e a iniciação de ruptura, revestir o teto e/ou segurar pequenos blocos formados.

Parafusos de ancoragem não deslizantes podem liberar entre 1kJ e 5kJ, enquanto os deslizantes até 30kJ em grandes deslocamentos. Dentro dos limites práticos de deformação de paredes de aberturas, por exemplo menos que 200mm,a capacidade de dissipação das telas é baixa, e os elementos de suporte, no sentido estrito, devem dissipar a maior parte da demanda. Entretanto, em painéis com tela e concreto reforçado, com cerca de 100mm de deslizamento (50 a 75mm de espessura), pode se dissipar de 3 a 5 vezes a energia dissipada pela, sob carga estática (Tannant et al, citados por KAISER et alii, 1996).

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A projeção de concreto é efetiva para controlar estouros de menor severidade; para média severidade, é recomendada a colocação de tela e projeção de concreto reforçado, em condições de deslizamento máximo de 50mm e capacidade de absorção da energia de 10kJ/m2; para maior severidade, recomenda-se associação de parafuso de ancoragem com argamassa, deslizamento de 100 a 200mm, absorção de até 40kJ/m2; para situações de potencial de ruptura de mais de 10t, devem ser estudados outros meios de suporte.

DE LA VERGNE (2000) enfatiza que no combate à ocorrência, os suportes típicos não são efetivos, sendo recomendado o uso de tela coberta por concreto projetado. KAISER et alii (1996) mostram exemplos em que galerias sustentadas por tela e/ou concreto projetado funcionaram para reter a rocha fragmentada pela explosão de rocha.

3.4 CONCLUSÕES

À medida do aprofundamento das minas existentes, mais a tendência de aberturas de maior número de lavras subterrâneas e o aumento geral de escavações, torna-se maior o risco de ocorrência de fenômenos naturais como as explosões de rocha.

O principal método de previsão é o micro-sísmico, aliado a ações na rotina da mina, à técnica destress blasting, mais a seleção de um suporte adequado. Existem exemplos de sucesso de aplicação do destress blasting, com custo que pode ser absorvido, inclusive em mina brasileira.

3.5 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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4 TRATAMENTO E REFORÇO DOS MACIÇOS ROCHOSOS

José Margarida da Silva José Fernando Miranda

Thales Silveira

4.1 GENERALIDADES

As técnicas gerais de melhora e reforço do solo e rocha são usadas para permitir escavações seguras em condições geológicas desfavoráveis.

Os principais métodos são o reforço de terreno com ancoragens, as injeções, as injeções sob pressão (“jet grouting”), drenagem, congelamento e pré-escavação. Estas técnicas são usadas para modificar as tensões nas vizinhanças dos trabalhos subterrâneos e/ou os parâmetros geotécnicos do solo.

A escolha da técnica depende das características geotécnicas do terreno e de uma análise de custo-benefício. Os principais parâmetros econômicos que devem ser levados em consideração no projeto e construção da escavação são: custo efetivo, velocidade de execução e segurança dos trabalhos.

De um modo geral designam-se por tratamento do maciço as técnicas de consolidação segundo as quais se pretende, globalmente, melhorar as características de resistência, de deformabilidade ou de impermeabilidade dos maciços rochosos.

Tais técnicas consistem, essencialmente, nas injeções (“groutings”), sob pressão, de produtos que se solidificam no interior dos vazios existentes nos maciços, preenchendo-os e contribuindo para que sejam alcançados tais objetivos. Também se incluem nas técnicas de tratamento os métodos de congelamento dos terrenos e, de certa forma, as ancoragens.

Estas técnicas de consolidação, quando aplicadas à rocha que rodeia as escavações, podem também exercer ações de revestimento e mesmo suporte, pela melhoria das características que conferem aos terrenos. Nestes casos, é comum designar-se por auto-suporte e auto-revestimento tais suportes e revestimentos que os maciços conferem a si próprios, ao redor de escavações neles abertas.

As injeções têm mais de 55 anos de uso, mas com maior desenvolvimento nos últimos 20 a 25 anos (Garshol, 2003).

As injeções sob pressão podem ser classificadas em suspensões e soluções.As suspensões são injeções de cimento e argila e suas combinações ou misturas.

Isto é, elas são constituídas de materiais sólidos, em suspensão na água. Neste caso, é necessário que o fluido esteja em movimento para manter as partículas em suspensão. Este tipo de injeção é usado em solos e rochas relativamente permeáveis.

As soluções são injeções químicas de soluções e, por isso, não sedimentam como as suspensões. Este tipo de injeção é usado em solos e rochas de baixa permeabilidade (até 0,001cm/s), nos quais as partículas sólidas das injeções de suspensão não conseguem penetrar.

São possíveis inúmeras combinações de injeções de suspensão e solução. Por exemplo, argila é muitas vezes usada como aditivo nas injeções de cimento sendo, também usada como aditivo nas injeções químicas e vice-versa.

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4.2 INJEÇÃO DE CIMENTO

A injeção de cimento, através de furos de sonda sistematicamente dispostos, produz a consolidação e impermeabilização do terreno em toda a zona a ser escavada.

O método se aplica a rochas fortes e fraturadas. Em rochas incoerentes, como as areias e rochas porosas como os tufos, o método não traz bons resultados. No caso das rochas incoerentes por ser impossível manter abertos os furos de sonda (a não ser com o uso de revestimento, o que impediria a penetração do cimento) e no caso de rochas porosas porque ocorre apenas um revestimento superficial do terreno, sem que a cimentação penetre através dos poros.

Se a injeção é feita antes da abertura da escavação ela é chamada injeção preliminar, se ela é usada para se conseguir um reforço de revestimentos já construídos ou de rocha já escavada ela é chamada injeção subseqüente.

Durante a injeção, a velocidade de penetração da calda de cimento na rocha diminui com o aumento da distância ao furo e assim o cimento assenta-se e começa a preencher as cavidades. Tanto os furos, como a injeção através deles, podem ser feitos ou da superfície ou da frente de avanço.

A descrição que se fará a seguir refere-se ao caso da aplicação do método à perfuração de um poço vertical. Entretanto no caso de outros tipos de escavações, inclusive a céu aberto, os procedimentos são semelhantes. (Veja figura 1: impermeabilização de escavações na mina de Morro da Usina, CMM, Vazante- MG).

Quando os furos são feitos da superfície, eles são em número de 8 a 12, dispostos em uma circunferência concêntrica com a do futuro poço a ser escavado e de diâmetro um pouco maior (cerca de 8 m para um poço de diâmetro útil de 6 m), com diâmetro de 5 1/2” a 6” - ou mesmo 12” - para pequena resistência à circulação da calda de cimento.

Primeiramente é feito um furo para a colocação com cimento, de um tubo diretor de 7” a 12” de diâmetro, e provido de um tampão rosqueável na parte superior, que fica cerca de 1m acima da superfície do terreno. Através deste tubo-guia cimentado no terreno, prossegue-se a furação (ver fig. 2 e 3).

A furação e cimentação são feitas por lances de 3 a 10m. Se for possível, a furação pode ser feita em um lance único, mas a cimentação é sempre realizada em vários lances, empregando-se tampões, a fim de diminuir a resistência à penetração da calda de cimento e a possibilidade de desigual penetração no terreno. Furado um lance, desce-se a coluna de injeção constituída de tubos de 2 a 2 1/2” de diâmetro até cerca de 1 m do fundo do furo (ou do tampão intermediário).

Rosca-se o tampão superior, provido de um furo central para passagem da tubulação injetora e saída lateral para descarga.

Através da tubulação injetora bombeia-se, primeiramente, água pura até que ela saia limpa no tubo de descarga D. Fecha-se em seguida a válvula V e continua-se a bombear água com a pressão máxima, a fim de dilatar as aberturas do terreno. Começa-se depois a bombear sob pressão uma calda de cimento muito fluida (por exemplo, com 5% de cimento). Se, após 1 hora, a pressão não subir no manômetro M, a calda de cimento é engrossada para uns 10%. Após horas de bombeamento, a pressão cresce, revelando a parcial obturação das fissuras. Se este aumento é muito rápido, pode-se atuar na válvula para diminuir a vazão e, portanto, a resistência à passagem da calda, cortando-se a cimentação apenas periférica, dirigindo-se a extremidade do tubo de descarga para o

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misturador de cimento. Regula-se a abertura da válvula, de modo a se manter a máxima pressão fornecida pela bomba e, quando toda a calda bombeada se escoa, sabe-se que ela não está mais penetrando no terreno. Cessa-se a introdução de cimento e circula-se apenas água fazendo a limpeza do dispositivo de injeção, até que ela saia limpa; pára-se o bombeamento e fecham-se as válvulas, mantendo-se desta forma a pressão até a pega final do cimento injetado.

Terminada a cimentação dos vários furos, o poço é escavado pelos processos comuns. Se tornar a ocorrer água, nova cimentação será procedida.

Quando os furos são executados a partir da frente da escavação eles são em maior número (16-30), dispostos em duas circunferências concêntricas com o poço, e de menor diâmetro (1 1/2 a 2 1/2”). Em rochas fraturadas de até 10 a 12 m de espessura os furos atravessam de uma vez toda a camada. Para espessuras maiores a furacão é feita de lances de 15 a 20 m (ver fig. 4).

A injeção do cimento também pode ser feita simultaneamente nos diversos furos e não isoladamente para cada furo.

Vasenko (1986) relata a respeito de injeções em áreas sujeitas a eventos sísmicos (rock bursts).

Figura 1 Impermeabilização de galerias na Mina da Companhia Mineira de Metais, em Vazante (MG).

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Figura 2 Colocação do tubo-guia na injeção de cimento.

Figura 3 Furação na injeção de cimento (Maia, 1980).

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Figura 4 Injeção de cimento em lances.

4.3 MÉTODOS DE IMPERMEABILIZAÇÃO QUÍMICA E OUTROS

O desenvolvimento de resinas químicas, na década de 80, proporcionou a sua larga utilização em serviços mineiros ou em obras civis.

A injeção de resina pode ser usada em locais úmidos, não apenas junto com parafusos de ancoragem, mas também, para preencher vazios e impermeabilizar o maciço contra a ação da água e do ar. Resinas especiais podem ser usadas em aberturas subterrâneas localizadas abaixo do nível do lençol freático.

A utilização de materiais poluentes, contaminantes de solos ou causadores de lixiviação tornou grande o campo de aplicação dos geossintéticos em minerações e em obras civis.

As injeções químicas, descritas a seguir, são variantes do método de cimentação, com injeção prévia ou gradativa com a abertura da escavação.

injeção de silicato de sódio e sulfato de alumínio formando silicato de alumínio, precipitado coloidal que se desidrata sob pressão, deixando um enchimento sólido nas fissuras capilares não atingidas pela nata de cimento e recobrindo as paredes argilosas das fissuras maiores, possibilitando uma cimentação posterior;

3Na2SiO4 + Al2(SO4)3 = Al2 (SiO4)3 + 3Na2SO4

injeção de silicato de sódio e cloreto de cálcio, formando silicato de cálcio, insolúvel e de pega muito rápida (processo Joostem). A pega é tão rápida que a tubulação de injeção deve ser retirada à medida que o cloreto de cálcio é injetado, a fim de evitar que fique presa. A penetração atinge mais ou menos 90 cm em torno do furo e promove uma excelente vedação de poços. Este processo, por ser oneroso, é geralmente aplicado no estanque do fundo do poço;

Na2SiO4 + CaCl2 = CaSiO4 + 2NaCl

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injeção de asfalto fundido pode ser mais eficiente que a do cimento, quando ocorrem fortes correntes de água. A fluidez é garantida por correntes elétricas na tubulação de injeção ou por uma camisa de vapor em torno da mesma. Tem tido aplicação considerável nos EUA;

injeção de argila bentonítica é feita quando ocorrem grandes cavidades com água sob pressão, desde que nelas não haja água corrente (atualmente na Europa utiliza-se a injeção de argila qualquer, tratada, na proporção de 80 a 90% e cimento, apenas até 10 -20% da mistura, formando-se cones de impermeabilização);

injeção de produtos plásticos, resinas sintéticas, poliuretano etc. Os plásticos têm resistência à contaminação e apresentam uma habilidade de penetrar materiais com baixa permeabilidade. São injetados em estado fundido e endurecem ao se esfriarem.

Figura 5. Esquema dos métodos de “jet grouting”.

Figura 6. Fluxograma típico do equipamento de injeção (Hennies e Ayres da Silva, 1995).

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Lima (2007) relata o uso de resina expansina na Mina de Caeté (MSOL), como tratamento de maciço, em adição ao uso de arco, tirante e tela. Nessa técnica também são utilizados dois componentes químicos que reagem, produzindo uma espuma com grande resistência, que se deforma, sem transmitir carga ao suporte, segundo o citado. O sistema também foi utilizado na Mina São Bento (MG), na consolidação de material solto no teto e na Mina Caraíba (BA), na impermeabilização do fundo da cava na transição da mina a céu aberto para a mina subterrânea.

4.4 CUSTOS COMPARATIVOS DE INJEÇÕES

Numa comparação de custos, em diferentes materiais, deve ser lembrado que é importante o custo do volume de injeção no local, e não o custo do metro cúbico de injeção quando bombeado.

Por exemplo, 1 m3 de uma injeção com fino de cimento Portland pode ter um custo muito baixo, no entanto, ela não enche 1 m3 de volume in situ. Mais freqüente é o caso onde são necessários vários m3 da fração fina de injeção de cimento para ocupar 1 m3 no local. Ao contrário, as várias injeções químicas têm um alto custo por m3, contudo suas quantidades bombeadas em volume são, em geral, idênticas aos seus volumes ocupados no local.

Para determinar se suportes de madeira, concreto ou injeções devem ser usados para reparar galerias com suporte de madeira, três fatores devem ser considerados:

1 - a vida da galeria, ou seja, o tempo que tal galeria deverá ser usada;2 - carga a ser suportada3 - a habilidade do subsolo de receber a injeção.

O método mais econômico de reparo é sempre aquele com mais baixo custo inicial, o qual permanecerá sem substituição para a vida da galeria.

4.5 CONGELAMENTO DE TERRENOS

4.5.1 Usos e limitações

Quando os aqüíferos são muito potentes e não podem ser controlados pelos sistemas de rebaixamento, vem sendo muito empregado na Europa o sistema de congelamento da água situada nos vazios dos solos, o que melhora temporariamente as suas propriedades enquanto se executa a obra. No Brasil, o único caso reportado na literatura refere-se a uma fundação de um edifício de grande porte que estava sofrendo fortes recalques de desaprumo.

É uma técnica aplicada a solo saturado em água. O princípio é escavar em rocha congelada, que é estável. Quando o suporte final já está colocado, a ação de congelamento é parada. O método é largamente aplicável a terrenos macios e rochas fraturadas, mas apresenta dificuldades nos casos de águas salinas ou de águas correntes.

O congelamento, que transforma a água intersticial presente no solo ou rocha em gelo, pode ser usado para interromper infiltrações de água subterrânea durante a escavação para consolidar temporariamente terrenos com material inconsolidado. Sua principal aplicação é em ensecadeiras e em escavações de poços, através de siltes e estratos rochosos

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intemperizados ou que contêm argila, que não podem ser cimentados econômica ou eficientemente, e particularmente para estabilização de escavações em terreno corrediço, macio ou abaixo da camada de água. O método também pode ser usado para estabilização de túneis onde estes interceptam o contato rocha - solo. São raros sistemas de congelamento permanentes fora das regiões árticas, onde são muitas vezes utilizados para se manter o solo congelado sob edifícios aquecidos ou tubulações e para isolar armazéns de estocagem em solo de líquidos criogênicos.

O congelamento de terrenos tem a vantagem de ser facilmente restringido à vizinhança imediata da escavação. Entretanto, os métodos são caros e são considerados apenas quando há problemas técnicos sérios com as outras alternativas de que se dispõe.

4.5.2. Métodos de Congelamento

Para efetuar a congelação, são executados furos de sonda no terreno a ser atravessado. Nesses furos são introduzidos tubos, fechados na base, e tendo no seu interior outro tubo concêntrico, de diâmetro menor e com extremidade inferior aberta. Por este tubo central é descido um líquido de baixo ponto de congelação, mantido sob baixa temperatura e que ascende, pelo espaço anular entre os dois tubos concêntricos, retirando calor dos terrenos circundantes. O líquido é evacuado no alto do tubo externo, para refrigeração e recirculação. As camadas aqüíferas vão se congelando e, em torno dos furos, formam-se cilindros de gelo, que aumentam sucessivamente de diâmetro e acabam por se ligarem, constituindo uma forte parede gelada, capaz de resistir à pressão hidrostática reinante, durante o tempo necessário à escavação do poço e à execução de um revestimento definitivo. O líquido refrigerante é refrigerado e novamente recirculado, por bombeamento (ver figura 7).

Existem duas alternativas principais: o método da salmoura (ou método indireto ou sistema fechado), usando uma solução salgada e o método criogênico (ou método direto ou sistema aberto), que usa dióxido de carbono líquido ou nitrogênio líquido.

O congelamento com salmoura (figura 8) é similar à refrigeração convencional. A salmoura é resfriada através de uma unidade de refrigeração e então circulada através de furos de sonda. A primeira fonte de refrigeração é uma planta de um ou dois estágios que comprime tanto a amônia quanto o freon (dois estágios são necessários para temperaturas

inferiores a -25 o C). O líquido refrigerante mais comum é água com cloreto de cálcio (22 a 27%) adicionado em quantidades suficientes para diminuir o ponto de congelamento de modo que a salmoura conserve-se líquida e bombeável. Também é utilizado o cloreto de magnésio, a 25%. Os agentes frigorígenos mais comuns são: amônia, ácido carbônico, anidrido sulfuroso, entre outros.

O congelamento com salmoura é demorado porque a salmoura mantém-se líquida

apenas até temperaturas abaixo de cerca de - 35 o C. Ao contrário, o nitrogênio líquido

mantém-se até cerca de - 196 o C; de modo que o congelamento com nitrogênio líquido é mais rápido.

Há diversas disposições para os furos de congelação. Comumente, são dispostos em círculo, a 1 m da parede interior projetada para o poço, distantes 0,6 a 1,2 m entre si (ver fig. 9). Os furos devem ser executados com a máxima verticalidade possível, para evitar afastamentos no fundo que dificultariam e demorariam a congelação, acarretariam redução das espessuras congeladas protetoras e até a possibilidade do tubo vir a ser atingido durante

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a escavação do poço. Se não for encontrado um estrato impermeável, será preciso congelar também o interior projetado para o poço, para evitar penetração de água pelo fundo. A verticalidade de cada furo é constantemente verificada durante a furação e corrigida se há desvio. Se este é grande, o furo é desprezado e outros adicionais são feitos.

Mecanismo de refrigeração: o princípio é o da refrigeração comum: por exemplo, coloca-se amoníaco no reservatório, sob pressão de 185 psi; um fino filete é aspirado através da válvula e vai à serpentina interna do refrigerador; baixada a pressão do gás para 15 a 25 psi, ele se volatiliza, abaixando a temperatura e absorvendo calorias da salmoura que circulou nos furos e é dirigida para o refrigerador; o compressor aspira o gás e eleva a sua pressão a 185 psi e força-o no condensador, onde percorre uma serpentina e é refrigerado pela água externa, liqüefazendo-se e retornando ao reservatório.

Tubos de congelação: o externo tem diâmetro de 4”a 6”, espessura de 5 a 6 mm, junta externa lisa. O interno é de diâmetro de 1 a 1 1/2, espessura de 4 a 5 mm . Na parte superior, os diversos tubos são ligados a coroas de distribuição, revestidas com isolamento térmico. Válvulas individuais permitem a regulação de circulação em cada coluna. Se for necessária a congelação apenas na parte inferior do furo, são usados tubos com gacheta interna e parcial enchimento com serragem (veja figura 10).

O líquido refrigerante no método criogênico é expansível, mas caro. É aplicado diretamente aos tubos de congelamento, evaporando-se a um ponto desejável ao congelamento e saindo para a atmosfera (figura 11). O método é mais usado para operações de “socorro” de poucas horas de duração até um dia ou dois, quando o custo no caso de adiamento é mais alto. As vantagens são apreciáveis: supressão da cara instalação frigorífica e da bomba para circulação, instalação simples e de reduzido investimento, grande rapidez de congelação .

A disposição dos furos no céu da galeria está indicada, esquematicamente na figura 12. Os tubos são de 1,6 a 2m, forçados no céu da galeria, diâmetro externo de 2” , interno de 3/4”.

A perfuração para congelar o solo nas proximidades de um poço é muitas das vezes executada da superfície, antes da escavação do poço, e requer grande precisão. Equipamentos de perfuração de poços de petróleo são muitas vezes utilizados. A técnica tem tido sucesso principalmente a profundidades de até 600 m em operações de escavação de poços em projetos mineiros no Canadá.

Revestimento final: poços até 100 m são comumente revestidos com concreto, conforme descrito no texto a respeito de revestimentos em escavações. Os maiores poderão ser revestidos com ferro fundido, gachetas de lençol de chumbo nas juntas e posteriormente revestidos de concreto.

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Figura 7. Mecanismo de refrigeração (Maia, 1980).

Figura 8. a) Congelamento com salmoura. b) Congelamento Criogênico.

Figura 10 .Regulação de circulação nos tubos de congelamento (Maia, 1980).

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Figura 12. Disposição dos furos de congelamento na galeria (Maia, 1980).

Figura 11 Opção de revestimento final de poços de maior profundidade (Maia, 1980).

4.5.3. Projeto e Monitoramento

Os elementos do congelamento devem ser locados e alinhados precisamente. A maioria dos problemas e rupturas em projetos de congelamento estão relacionados ao fluxo de água subterrânea. A salinidade e a taxa de fluxo da água devem ser conhecidos a priori, a fim de se determinar a temperatura desejada e a duração do tratamento. Se a água que flui para o interior da zona de congelamento fornece energia a um a taxa maior que a que pode ser removida pela planta de refrigeração, a região não se congelará. Para sistemas com salmoura, a máxima velocidade de infiltração de água subterrânea que pode ser congelada e' cerca de 1 a 2 m por dia, enquanto que para sistemas criogênicos, fluxos de até cerca de 50m por dia são paralisados, apesar de se tornar mais caro.

Os movimentos e as tensões no terreno têm que ser monitorados para se determinar os efeitos do congelamento.

As figuras 13 a 15 mostram também o sistema de enfilagens como reforço de terreno. Fonseca (2007) destaca a utilização de tubos galvanizados de 9m de comprimento, colocados previamente ao avanço na escavação de túneis, formando um bulbo envolvente, um “guarda-chuva”. Lima (2007) realça o processo de utilização com espaçamento na faixa de 30cm para permitir o avanço de escavações. A figura 16 mostra o esquema geral de “jet grouting”.

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Figura 13. Esquema do Sistema de enfilagens tubulares em lances sucessivos.

Figura 14. Enfilagens de chapas de aço.

Figura 15. Aplicação de cambotas e injeção no reforço prévio - enfilagem tubular injetada (Hoek et al, 1995).

Figura 16. Esquema dos métodos de “jet grouting”.

4.6 Estudos de Caso

1. Hudson (1993) relata projeto e execução de sustentação em talude de temporário de siltito (escavação com vida útil menor que 3 meses). Foi utilizada injeção nas fraturas existentes, batimento de chocos e colocação de telas 50x50mm, barras de 25mm de diâmetro, espaçamento de 1m, distância entre linhas de 0,5m, com 14 unidades/linha. O diâmetro dos furos foi de 38mm, com injeção de resina

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Fica também o agradecimento in memoriam à secretária Rita de Cássia Freitas (Fundação Gorceix) pela digitação deste texto.

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5. ANCORAGENSJosé Margarida da Silva

5.1 INTRODUÇÃO

As técnicas de sustentação em escavações subterrâneas apresentaram uma grande evolução nos últimos anos, tendo-se em vista a necessidade de estruturas cada vez mais baratas, resistentes, de fácil instalação e que apresentem uma redução da área escavada.

Com o aumento das dimensões das aberturas subterrâneas, em função do aumento da produção de minério e do conhecimento de geomecânica, aumentaram também as necessidades de suporte.

As ancoragens internas representam o sistema que mais se aproxima destas características ideais, uma vez que são fáceis de serem instaladas, têm custo relativamente baixo e proporcionam redução significativa da seção escavada, facilitando o tráfego de homens e máquinas e a ventilação.

As ancoragens com cartuchos à base de cimento e de resina representam hoje uma ferramenta extremamente útil na difícil tarefa de estabilizar aberturas subterrâneas, sendo uma solução moderna, com consideráveis vantagens técnicas e econômicas sobre os sistemas mecânicos de ancoragem.

O sistema “cable bolt” tem sido bastante utilizado nas minerações brasileiras, cumprindo com eficiência a função de sustentação do maciço, estabilizando um volume de rocha superior aos demais métodos devido ao comprimento dos cabos utilizados.

As iniciativas visando o aperfeiçoamento da técnica das ancoragens e minimização dos custos tem se refletido na diminuição do ciclo operacional e no aumento da recuperação na lavra. A associação de ancoragens internas, telas e concreto projetado é considerada hoje o mais versátil sistema de sustentação utilizado nas minas subterrâneas e túneis, visto que desempenham função de suporte e revestimento.

5.2 HISTÓRICO

Não se sabe exatamente quando o suporte interno de terrenos foi usado pela primeira vez, mas há registros de seu uso em 1872 em Wales, na Grã-Bretanha. Assim como outras áreas do setor mineral, as técnicas de sustentação em escavações subterrâneas, por meio de estruturas artificiais, apresentaram uma grande evolução nos últimos anos, tendo-se em vista a necessidade de estruturas cada vez mais baratas, resistentes, de fácil instalação e que apresentem uma redução da área escavada.

Entre as alternativas de sustentação, que compreendem os suportes, os revestimentos e as técnicas de reforço ou tratamento do maciço rochoso, a que mais se aproxima destas características é a das ancoragens internas, uma vez que são fáceis de serem instaladas, têm custo relativamente baixo e proporcionam uma redução significativa da seção escavada, facilitando assim o tráfego de homens e máquinas e a ventilação.

Além destas características, são ainda as ancoragens internas as estruturas que melhor mobilizam as forças no interior do maciço rochoso para realizar sua auto-sustentação, que é o objetivo primário de um sistema de sustentação de um maciço.

O reforço de terreno com ancoragens tem melhorado de tal forma que, nas últimas três décadas, se tornou o método de controle mais utilizado contra a movimentação do terreno e prevenção de queda de blocos de escavações mineiras (JEREMIC, 1987). O efeito tem sido tão positivo que foram introduzidas as barras argamassadas e os cabos de ancoragem (“cable bolts”), propiciando o reforço de massas rochosas maiores ao redor das escavações.

57

5.3 PARAFUSOS DE ANCORAGEM

O sistema ideal de ancoragem interna deve, inicialmente, agir infinitesimalmente como rígido, afim de atrair carga e, com isto, ajudar a manter a integridade do maciço rochoso. Entretanto, assim que a carga sobre a ancoragem se aproxima de sua resistência à tração limite, ela deve acomodar grandes deformações sem se romper ou diminuir sua capacidade de suporte. Sendo assim, a curva ideal carga x deslocamento deve assumir o aspecto mostrado na figura 1. Os principais sistemas de ancoragem são mostrados no quadro 1, que diferencia também a utilização como suporte ativo ou passivo. Quando parafusos serão tensionados, alguma forma de ancoragem dever ser utilizada para segurar a extremidade do parafuso na rocha. Os três tipos mais comuns são a ancoragem mecânica, com argamassa de cimento ou química (com resina sintética), de acordo com Hoek et alii (1995).

Figura 1: Curva característica ideal de uma ancoragem (Stillborg, 1994).

Ancoragens mecânicas puntuais são um método de suporte largamente utilizado, mas que vêm sendo substituídas em todos os tipos de condições de terreno pelas ancoragens em coluna total com resina ou cimento. Com o desenvolvimento de métodos de lavra de grandes volumes, os cabos de ancoragem se tornaram um método de suporte regular do qual se pode esperar uma utilização maior ainda no futuro.

A técnica de ancoragens internas consiste basicamente em se introduzir rigidamente uma barra de aço em um furo previamente executado, com o preenchimento ou não do espaço anular entre a barra e a parede do furo com argamassa de cimento não retrátil ou com resina. O tirante é uma barra de aço especial, com maior elongação, para absorver a dinâmica de deformações do maciço.

Entre as tendências mais modernas de atirantamento, podem ser destacadas: a instalação de tirantes ancorados com cartuchos de cimento ou de resina; o sistema “cable bolt”; tirantes associados a concreto projetado e/ou tela metálica ou fibras de aço

(“concreto reforçado”), exercendo, neste caso, função de suporte e revestimento.A combinação de atirantamento e concreto reforçado é considerada o método de suporte

mais versátil já utilizado. Ainda a se destacar atualmente a colocação de arcos de aço, ao invés de pré-moldados de concreto, técnicas como congelamento de terrenos e a combinação de ancoragens (parafusos ou cabos) com “straps”. Lacourt (2007) relata o uso de straps e cabo na Novo Astro Mineração.

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Mining and Construction (2007) mostra a ancoragem realizada em túnel escavado sob o mar, entre 2006 e 2007. Foram utilizados parafusos de coluna parcial, 4/m de túnel, 48mm de diâmetro, 5m de comprimento do furo, associados a concreto projetado.

P ara fu sod e C u n h a

P ara fu so d ecoq u ilh as

A n corag emd e P on ta

P ara fu so"sp lit s e t"

P ara fu so"swe llex"

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A n corag em emC olu n a To ta l

A N C O R A G E MM E C Â N IC A

A n corag em comres in a (a tivo)

A n corag emd e P on ta

A n corag em comres in a (a tivo /p ass ivo)

A ncorage m comc im ento (pass ivo )

cab leb o lt

A n corag em emC olu n a Tota l

A N C O R A G E MQ U Í M IC A

A N C O R A G E N SIN TE R N A S

Quadro 1: Principais sistemas de ancoragem.

Nesse texto, completamos técnicas de ancoragens ainda não existentes quando da publicação de Silveira (1987), principalmente daquelas com adição de argamassa ao furo.

As técnicas têm avançado bastante e já existem empresas especializadas na fabricação de dispositivos de contenção e acompanhamento dos trabalhos, como a FOSMINAS, sediada em Nova Lima-MG (Brasil Mineral, dez/1998), além de diversas pesquisas e teses defendidas no tema. Engineering and Mining Journal (2006) cita a instalação de parafusos controlada a distância.

5.4 ANCORAGENS MECÂNICAS

Quanto a ancoragens mecânicas, em rochas menos resistentes (mais macias), a efetividade é reduzida pelo esmagamento local da rocha. A figura 2 mostra a ancoragem com parafuso de ranhura e cunha.

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Figura 2 – Parafuso de ranhura e cunha (Silveira, 1987).

5.4. 1. ANCORAGENS MECÂNICAS DE ATRITO

Pena (2006) assim comparou o custo de tirantes mecânicos por atrito na Mina São Bento, mina de ouro em Santa Bárbara (MG): o Split-set custa U$2/unidade, o Swellex, U$15/unidade. A mina utilizava o Split-set como suporte provisório e o Swellex de 1,8m de comprimento, na faixa de 6000 unidades instaladas/mês. A mina foi fechada em 2007.

A cavilha split-set é fabricada com aço com “efeito mola”, apresentando a vantagem da simplicidade de aplicação dentro da vida útil projetada.

Cury (2007) destaca no Swellex a característica de suporte imediato em rocha dura; os comprimentos disponíveis são de 1,2 a 1,8m, a capacidade de carga alcançada de 10tf, com 50cm de coluna; a vantagem relativa ao split set é que pode ser pré-tensionado (trabalhar como suporte ativo). O citado realça que, em comparação com parafuso com resina, o Swellex é mais caro no custo de aquisição, mas mais barato no custo global, pois diminui o ciclo operacional, não é afetado pela pressão d’água (que pode retirar a resina), mas necessita de rigor no diâmetro do furo como o de resina. Utilizado nas Minas: Crixás (AngloGold, GO), Baltar (Votorantim, SP), Ipurira (Ferbasa, BA), Urucum (RDM, MS), Morro da Fumaça (Nitroquímica, PR), Kemi (Finlândia), entre outras, com testes em Criciúma (SC), em minas de carvão. É aplicável com telas; com

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instalação em menos de 1min, tempo de cura nulo; alongamento possível de até 30%; pressão da água de injeção de 30 a 40MPa, ainda segundo Cury (2007).

Lima (2007) destaca o tirante expansivo da FOSMINAS (hydrabolt) que apresenta capacidade de carga na faixa de 7 a 11tf. Os diâmetros usuais são 16, 17, 19, 21 e 25mm. A instalação é feita com equipamento próprio da mina, ganhando-se em rapidez. Disponível em comprimentos de 1,5 a 4m.

Segundo o citado, o split-set tem vida útil de cerca de 2 anos, enquanto a ancoragem com cimento ou resina tem cerca de 20 anos. Em termos de custo, a ancoragem com resina é cerca de duas vezes a ancoragem com split-set.

5.5 TIRANTES ANCORADOS COM CARTUCHOS DE CIMENTO

A utilização dos cartuchos de cimento ganhou campo face às dificuldades na injeção da argamassa no furo, após a colocação do tirante, no método convencional. O cartucho utilizado é fornecido na forma de um pó pré-dosado à base de cimento, envolvido por uma película especial e permeável. Para sua utilização, basta submergi-lo em água pelo tempo necessário para que o cimento absorva água suficiente para formar uma argamassa tixotrópica e isenta de retração.

Os tirantes ancorados com cartuchos de cimento, além de apresentarem, para uma mesma rocha e mesmo comprimento, uma capacidade de ancoragem de três a cinco vezes maior do que a ancoragem mecânica puntual do tipo “split-set”, ainda apresentam como vantagens: o diâmetro do furo para a instalação é, no mínimo, 20% menor do que o exigido pelo

“split-set”, o que representa uma grande economia na furação; a instalação é simples e não exige grande rigor no controle do diâmetro do furo; a barra de aço utilizada fica permanentemente protegida da corrosão; a ancoragem não é afetada por vibrações ou choques; os tirantes, uma vez atingido o seu tempo de cura, podem ser protendidos em caso de

necessidade; sua utilização não implica em nenhuma alteração na rotina dos trabalhos subterrâneos,

pelas seguintes razões: - a furação é realizada com brocas integrais convencionais; - a colocação dos cartuchos é feita manualmente com atacador ou com injetor pneumático até o preenchimento total do furo; - a barra de aço CA 50 nervurado, de diâmetro requerido normalmente de 1/2" a 3/4", é introduzida facilmente através de percussão por um martelo ou marreta leve, após a colocação dos cartuchos no furo, molhados no momento da instalação (figura 3,a); - a barra de aço é normalmente preparada na empresa, sendo cortada no comprimento correto, formando bizel de 45º em uma das extremidades para facilitar sua introdução no furo; - caso se pretenda utilizar telas metálicas ou outras estruturas associadas aos tirantes, basta dobrar a extremidade oposta ao bizel, formando uma alça que irá prendê-las.

As limitações deste tipo de ancoragem são: o tempo de cura é de duas horas; a necessidade de armazenamento adequado dos cartuchos; o tempo de estocagem dos cartuchos é limitado (6 meses).

Percebe-se, portanto, que os tirantes ancorados com cartuchos à base de cimento representam hoje uma ferramenta de grande valia na difícil tarefa de estabilizar aberturas subterrâneas. Sendo, sem dúvida, uma solução moderna, com consideráveis vantagens técnicas e econômicas sobre os sistemas mecânicos de ancoragem.

5.6 PINOS DE MADEIRA (“DOWELS”), COM INJEÇÃO DE RESINA

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São aplicados em lavra por “longwall” de carvão para estabilização das laterais ou do teto. os furos têm comprimento até 16 m e os pinos têm diâmetro de 36mm. A resina é injetada a uma pressão de 14 a 21 kgf/cm2. Permitem o corte posterior pela cortadeira, segundo Biron e Ariôglu (1983), não apresentando inconveniência ao desmonte.

5.7 SISTEMA "CABLE BOLT"

O emprego de cabos como um sistema de suporte tem sido testado extensivamente nos últimos anos, mostrando ser efetivo onde métodos mais tradicionais não apresentam bons resultados. O método combina dois fatores: a necessidade prática de comprimentos maiores de suporte; a necessidade de se colocar um suporte, tão logo quanto possível, após a lavra ou abertura

das escavações.Originalmente o sistema foi utilizado para suporte de frentes de lavra, especialmente na

sustentação do teto nas operações de lavra por corte e enchimento e por recalque. Mais recentemente tem sido usado na lavra por subníveis, também para suportes de paredes de escavações em alargamentos abertos e para controle de faces de talude em minas a céu aberto.

Em muitas operações, o “cable bolt” representa um elemento chave de controle do maciço para alargamentos, enquanto que os parafusos convencionais são utilizados para segurança local durante a perfuração.

( a )

( b )

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Figura 3: a) Colocação do tirante ancorado com cartuchos de cimento na Mineração Morro Velho através do injetor de cartuchos - Mina de Raposos - Raposos (MG) ; b) Representação esquemática dos passos principais na colocação manual de cartuchos de cimento (cortesia FOSMINAS).

Couto (2002) realça a durabilidade, a capacidade e a flexibilidade desse sistema utilizado na Minha do Moinho, em Portugal na rampa principal, em malhas de 1,2m x 1,2m a 2m x 2m.

São utilizados cabos de aço, de diâmetro de 5/8" a 1" e de comprimento superior a 3m, existindo casos de aplicação de cabos com mais de 50m . A ancoragem é química e feita em coluna total, com injeção, após a colocação do cabo, do graute (grout) - uma argamassa especial, à base de cimento, fluida, de pega rápida, autoadensável e não retrátil. O graute, argamassa injetada junto com cabo de aço flexível, é um cimento modificado para ser, ao mesmo tempo, bombeável e propiciar menor tempo de cura.

A extensão do cabo vai normalmente 3m além das áreas instáveis (Vide figura 4). As vantagens deste sistema são: custo relativamente baixo, mesmo se considerando o custo com brocas de perfuração; elevada capacidade de ancoragem (superior a 17 tf, na maioria das situações); elevada resistência à corrosão; pode ser instalado em qualquer comprimento; pode ser instalado em aberturas provisórias ou permanentes, estreitas e de pequenas

alturas.A figura 5 mostra, à esquerda, o método tradicional de injeção de graute em um furo para

a técnica de cable bolt (“método com mangueira de respiro”): o graute, que tem usualmente uma razão água / cimento 0,4, é injetada a partir da extremidade inferior do furo através de uma mangueira de maior diâmetro (tipicamente de 1”). O ar sai por uma mangueira de menor diâmetro presa à extremidade do cabo, que vai até o fundo do furo,. O cabo e a mangueira são fixados à extremidade inferior do furo com estopa ou argamassa de pega rápida (comumente na forma de cartucho).

Além da vedação da boca do furo, o detalhe principal deste sistema é detectar quando o furo está realmente preenchido. Na prática, considera-se que isto acontece quando cessa o fluxo através da mangueira de injeção com aumento de pressão (ou quando cessa o fluxo de ar na mangueira de respiro). Isto pode ocorrer prematuramente se o ar entra no furo através de uma descontinuidade no maciço. É preferível, então, parar a injeção somente quando retornar argamassa pela mangueira de respiro. Entretanto, uma argamassa viscosa não irá fluir por uma mangueira de 9mm, sendo necessária outra de diâmetro maior.

Um método alternativo (“método da mangueira de injeção”) está ilustrado à direita da figura 6. Segundo HOEK e outros (1995), no Canadá, este método, conhecido como “método Malkoski”, tem sido adotado por algumas empresas para uso com cabos de jogo de pernas simples ou duplo. Neste caso, a mangueira de injeção se estende até o fundo do furo, presa ao cabo. Eles são fixados na extremidade inferior por uma cunha de madeira.

Utilizando uma mistura muito viscosa (0,3 a 0,35 de razão água/cimento), a probabilidade de se formarem vazios é bem pequena. A principal vantagem deste método é de que ele é razoavelmente óbvio quando o furo está preenchido e isto, junto com o menor número requerido de componentes, o torna mais atrativo comparado ao método tradicional. Adicionalmente, a argamassa de maior viscosidade não tenderá a fluir por fraturas na rocha.

Como limitação do sistema "cable bolt", além do tempo de cura de 24h, temos a dificuldade de se tensionar o cabo, caso se pretenda utilizá-lo como suporte ativo; embora já existam técnicas e equipamentos próprios para fazê-lo (com a técnica do bloco clavet, consegue-se protensão da ordem de 5 tf, que funciona coum um cone de aperto, semelhante ao mandrill de uma furadeira – quanto mais é solicitada, mais difícil de se soltar; conforme Penna, 2005).

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Couto (2002) aponta também as solicitações que atuam após a fixação do cabo notadamente na interface da superfície lateral dos cabos e a calda injetada.

Aconteceram também avanços em termos de monitoramento na criação de cabos com extensômetros acoplados, como no smart cable bolt. O extensômetro é um dispositivo que permite a detecção de deslocamentos no interior do maciço rochoso. No caso desse tipo de cabo, existem alguns pontos ao longo de seu comprimento, onde sensores detectam os deslocamentos relativos entre os pontos de instalação does extensômetros. O catálogo do fabricante não especifica o custo desses acessórios no cabo.

O sistema também é utilizado na abertura de galerias em terrenos inconsolidados, realizando-se primeiro uma galeria piloto, a partir da qual são instalados os cabos para segurança da futura escavação ou mesmo na sustentação das rochas encaixantes prévia à lavra, quando estas apresentam baixas condições de estabilidade. Este último caso implica um aumento da diluição em troca de uma melhor sustentação e a manutenção de furos longos no desmonte (Vide figura 6).

Devido a estas características, o sistema tem sido bastante utilizado nas minerações brasileiras, cumprindo com eficiência a função de sustentação imediata da frente de trabalho, estabilizando um volume de rocha superior aos demais métodos devido ao comprimento dos cabos utilizados.

A tendência é o seu uso cada vez mais freqüente e ainda o seu aperfeiçoamento, visando minimizar custos e aumentar o seu campo de atuação. Tem-se conhecimento da diminuição do ciclo operacional e do aumento na recuperação de pilares com o uso de cabos na lavra por câmaras e pilares em minas brasileiras e americanas (DISMUKE e outros, 1995) ou ainda de tentativas como a reutilização de hastes de perfuração como estruturas de sustentação na lavra por corte e enchimento.

Mining and Construction (2007) relata a utilização de equipamento de instalação de cabos (Cabletec) na Mina de Cuiabá, da AngloGold, em Sabará (MG). A conjugação em um único equipamento de funções realizadas anteriormente por 3 máquinas elevou em 18% a velocidade de instalação de cabos. O equipamento apresenta disponibilidade de 89%, com 20 a 25 mil metros de suporte realizado.

Outra mina que utiliza esse tipo de equipamento (Boltec) é a Kemi Mine, na Finlândia. De acordo com Engineering and Mining Journal (2005), o equipamento tem um carrossel para 17 hastes, trabalha com velocidade de instalação superior a 40m/h, inserindo em furos de 51mm de diâmetro, de até 20 ou 25m de comprimento. Também utilizado na Mina Michilla, no Chile, segundo o mesmo periódico.

Na instalação mecanizada, inverte-se a ordem: primeiro é injetada a argamassa e depois colocado o cabo, com o cone de vedação.

Lacourt (2007) relata a diminuição da diluição na Mineração Novo Astro com a utilização de cabos (4 a 8m de comprimento) na ancoragem: da faixa de 35 a 40% no desenvolvimento das aberturas e de 15 a 40% na lavra, caindo a cerca de 5%.

Lima et al. (2008a) relatam a experiência na Mina de Ipueira, de cromita, de diminuição da diluição e elevação da recuperação, com utilização de cabos, com espaçamento e comprimento definidos pela sistema de Potvin (1988); o custo alcançado com materiais é de R$ 10 a R$12/ m instalado. Os mesmos autores, em outro trabalho, comparam a substituição de cambotas metálicas cabos, em região de transição litológica gabro-mármore, de espessura aparente variando de 6 a 25m, com plastificação (squeezing), utilizando-se mínimo de 5m de comprimento, além da escavação.

Luvizzoto (2008) relata a utilização da cabos de 9,6m de comprimento no desenvolvimento na Mina de Cuiabá, da AngloGold, em malha de 1m x 1m.

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5.8 ANCORAGEM COM CARTUCHOS DE RESINA

Adicionalmente a Silveira (1987), Campoli et alii (sd, início dessa década) mostram que o desempenho de parafusos de resina é dependente do anel de resina, diferença entre os raios do furo e do parafuso. Segundo os citados autores, a maioria dos milhares de parafusos instalados nos EUA por ano aplica anéis de 3,175mm e 2,413 mm e resistem à média de 0,08t/mm “grauteado”. As perdas de resina para as fraturas simuladas aumentam com a dimensão do anel.

Lima (2007) citou o diâmetro de ancoragem geralmente utilizado em minas de carvão de 20mm, com resina de PUR (pega ultra-rápida). A FOSMINAS desenvolveu o tirante auto-perfurante, que possui uma broca (bit) em sua extremidade que evita o fechamento local do maciço, o que poderia dificultar a introdução do tirante. A instalação é completada com a injeção.

A resina de pega rápida (PR) tem tempo de pega de 1 a 1,5 min e a de pega lenta (PL), 12 min. O torque, para alcançar o efeito viga, é dado após o tempo de pega da resina PR. Comparando-se com o cartucho de cimento, essa última tem pega entre 15min a 1h. E mais: com cimento, não se pode realizar protensão. Os cartuchos estão disponíveis em comprimento de 10 a 50cm. A protensão em parafusos com resina é dada entre o tempo de pega (1 a 3min) e o tempo de cura (12min).

Na Mina de Verdinho, da Carbonífera Criciúma, a sustentação é realizada com tirantes com resina de pega rápida, que suportam 11tf (Paludo et al., 2008).

Os parafusos ancorados com resina são também utilizados em poços principais.

5.9 CONCLUSÕES

Nas duas últimas décadas, o aperfeiçoamento das técnicas de ancoragem, em substituição progressiva ao uso intensivo da madeira e de outras técnicas ou materiais de sustentação nas minas subterrâneas, se refletiu no aparecimento de sistemas como a ancoragem em coluna total com cartuchos de cimento, com “cable bolt” e a associação de concreto reforçado, parafusos de ancoragem e telas. Estes sistemas, entre outras vantagens, são fáceis de serem instalados e possibilitam o reaproveitamento de materiais já utilizados em outras atividades na mina, reduzindo custos, além de cumprirem o objetivo de se ter uma sustentação eficiente e de proporcionarem uma redução significativa da seção escavada, facilitando assim o tráfego de homens e máquinas e nem a ventilação e ainda de necessitarem de menor espaço para armazenamento. A tendência é o uso cada vez mais intensivo destes sistemas, o que viria a incrementar os lucros, pois em adição ao menor custo com a sustentação, tem-se a receita obtida com uma maior recuperação de minério.

( a) ( b )

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( c )Figura 4: Aplicação de cable bolt: a) na Mina da Cia. Mineira de Metais - Vazante (MG); b)

Associação de cabos pré-tensionados e straps na Western Holding Mine - África do Sul (cortesia FOSMINAS); c) na Mina do Baltar - Votorantim (SP) - esq. e na Mina da Mineração Caraíba (BA) - dir.

Figura 5 : os dois métodos de instalação de cabos(Hoek e outros, 1995).

Figura 6: Aplicação de cable bolt prévio à lavra - a colocação em alargamentos de corte e enchimento na Mina Campbell (Borchier e outros, 1992 apud Hoek e outros, 1995).

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5.10 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

Biron e Ariôglu. Design of Support in Mines. 1983. Campoli, A. A.; Mills, P. S.; Todd, P.; Dever, K. Optimizing rebar resin annulus, p. 42-44. sd.Carnero, L. T. C.; Fujimura, F. 1995. Mecânica de Rochas Aplicada ao Dimensionamento do Sistema de

Atirantamento em Minas Subterrâneas. Escola Politécnica/USP, 33pp.Couto, R. T. S. Arrancamento das pregagens e cabos de aço na Mina do Moinho, Aljustrel. 8o. Congresso Nacional de Geotecnia, Lisboa. 2002. 13pp. 2002.Cury, N. Comunicação oferecida na UFOP. 2007.Engineering and Mining Journal, outubro/2005, p. 38.Engineering and Mining Journal, dezembro/2006, p. 36.Hoek, E.; Kaiser, P. K.; Bawden, W. F. Support of Underground Excavations in Hard Rock.

Balkema. Rotterdam. 1995.Hoek, E. & Wood, D. F. Rock Support. In: Mining Magazine. 1988.Hoek, E. & Brown, E. T. Underground Excavations in Rock. London. 1980.Jeremic, M. L. Ground Mechanics in Hard Rock Mining. 1987.Lacourt, R. Lavra de veios estreitos. Comunicação oferecida no DEMIN/UFOP. 2007.Lima, C. A. Comunicação durante visita técnica da UFOP à Fosminas. 2007.Mining and Construction, n.1, 1p.; n. 2, 4p. 2007.

Penna, L. Comunicação na Semana Integrada de Engenharia, da Escola de Minas. Ouro Preto. 2005.

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1987, 34 p.Stillborg, B. Professional Users Handbook for Rock Bolting, 1994, p. 1-30.Support and Water Control in Oslo. In: World Tunneling, may 1995, p. 167-171.Silva, J. M. Tendências no atirantamento subterrâneo. Brasil Mineral, dez/1998.Paludo, C.; Dalmina, L. B.; Martins, C. D. N.; Zingano, A. C. 2008. Efeito do desmonte de rocha com explosivos no Dimensionamento de pilares em mina subterrânea de carvão. Comunicação no V Congresso Brasileiro de Mina Subterrânea, Belo Horizonte, 2008.Lima, A. A.; Oliveira, W. L., Alcântara, W.M., Leite, E. N., Alves, C.S., Sarmento, H. J. L. Dimensionamento de Sistema de Cabos para Controle de Diluição em Corpos Sub-Horizontais, Mina Ipueira - Ferbasa, Andorinha, Bahia. Comunicação no V Congresso Brasileiro de Mina Subterrânea, Belo Horizonte, 2008a.Lima, A. A.; Oliveira, W. L., Alcântara, W. W. M., Leite, E. N., Sarmento, H. J. L., Alves, C. S. , Pinto, J. B. A..Uso de Cabos e Concreto Projetado para Estabilizar Rampa em Zona de Falha, Mina Ipueira - Ferbasa, Andorinha, Bahia. Comunicação no V Congresso Brasileiro de Mina Subterrânea, Belo Horizonte, 2008b.Luvizzoto, G. Comunicação em visita técnica da UFOP à Mina de Cuiabá, Sabará (MG), 2008.

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6. SUPORTES CONTÍNUOS (REVESTIMENTOS) DE ESCAVAÇÕES SUBTERRÂNEAS

José Margarida da SilvaJosé Fernando Miranda

Thales Silveira6.1 GENERALIDADES

Este tipo de suporte se emprega quando há necessidade de exercer uma ação de conjunto sobre zonas dos contornos de cavidades ou mesmo sobre a totalidade desses contornos.

Nestes suportes, os elementos resistentes fundamentais são os já referidos (quadros, arcos, montantes, excepcionalmente pilhas); entre esses elementos e o terreno colocam-se convenientemente elementos secundários, que estabelecem interligação entre aqueles que promovem uma distribuição tanto quanto possível uniforme das solicitações.

Resta-nos descrever as telas utilizadas e o revestimento de aberturas, pois as demais estruturas, ditas suportes contínuos são, conforme já dito, combinações de suportes descontínuos e contínuos.

Relembrando o estudo de ancoragens, no tocante à malha de aparafusamento, uma regra geral que pode ser usada para se decidir o espaçamento entre parafusos de sustentação é que a distância entre as placas deve ser aproximadamente igual a 3 vezes o espaçamento médio dos planos de fraqueza da massa rochosa. Portanto, se um conjunto de juntas e planos de acamamento criam cunhas ou blocos com um comprimento médio de 0,5 m, o espaçamento ideal entre parafusos deve ser cerca de 1,5 m e o comprimento do parafuso deve ser 2 vezes o espaçamento, isto é, 3 m.

Este exemplo dá valores razoáveis para o comprimento e espaçamento dos parafusos, mas qual é a solução se o espaçamento médio entre as descontinuidades é de 100 mm? Obviamente é impraticável colocar-se parafusos espaçados de 300 mm e, sob estas circunstâncias, uma tela é usada para a proteção contra a caída de pequenos blocos entre as posições das placas de apoio.

Um exemplo da aplicação de estruturas combinadas está no túnel para drenagem da cava na Mina de Carajás da Companhia Vale do Rio Doce (PA): nos primeiros 50m, a sustentação é feita por arcos metálicos e concreto projetado.

6.2 TELAS DE ARAME

As telas de arame são utilizadas para suportar pequenos blocos de rocha solta ou como reforço para a projeção de concreto. Dois tipos principais de telas são comumente utilizados em minas subterrâneas: telas em cadeia ou em corrente (chainlink mesh) e telas soldadas (weldmesh).

As telas são uma solução muito econômica e são facilmente instaladas. É fácil de se adaptá-las ao reforço do teto e são facilmente reparadas.

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6.2.1 Telas trançadas, em cadeia ou tipo corrente (chainlink mesh)

Este tipo de tela consiste de um arranjo trançado de arame. O arame pode ser galvanizado para proteção à corrosão; é flexível e forte. Uma aplicação típica está mostrada na figura 1: a tela é colocada no teto de uma galeria de transporte através de tirantes. Pequenos blocos de rocha que se desprendem do teto são suportados pela tela que, dependendo do espaçamento dos pontos de ancoragem, pode suportar uma carga considerável de rocha fragmentada.

Elas não são as mais recomendadas para reforço da aplicação do concreto pela dificuldade de se conseguir que o cimento projetado penetre a malha trançada e elimine os bolsões de ar atrás dos elos da tela.

6.2.2 Telas soldadas (weldmesh)

São utilizadas para reforçar a aplicação do concreto e consistem de uma malha quadrada de arames de aço, soldados em seus pontos de interseção. São mais rígidas e mais fáceis de serem instaladas. O modelo típico para uso subterrâneo tem arames de 4,2 mm de diâmetro, distanciados de 100 mm (designa-se malha 100 x 10 x 4,2) e é fornecida em tamanhos convenientes para a instalação por um ou dois homens.

Geralmente, a tela soldada é aplicada à rocha através de um segundo jogo de arruela e porca colocado em cada tirante já existente (vide figuras 2 a 4). A ancoragem auxiliar é dada pelo uso de pequenos parafusos grauteados ou de luvas expansíveis. Ancoragens auxiliares suficientes devem assegurar que a tela seja suficientemente fechada para aquela superfície rochosa. Um bom operador de injeção de cimento pode trabalhar com a tela distante até 200 mm da rocha, o que tende a tornar mais difícil o trabalho, mas é essencial que a tela seja completamente coberta pela injeção do cimento.

A tela é facilmente danificada pela movimentação da rocha resultante de explosões próximas e sua instalação deve ser retardada até que a detonação esteja mais distante ou possa ser protegida da movimentação de rocha através de seqüências de detonação. A tela danificada deve ser substituída através do corte da seção afetada e providenciando-se uma razoável superposição para assegurar a continuidade do reforço. A tela soldada tem a vantagem de não desagregar quando danificada.

É difícil de se conseguir telas soldadas galvanizadas e, deste modo, o aço ficará sujeito a corrosões apreciáveis se não for completamente encaixado no concreto. Deve-se cuidar para que não se formem bolsões de ar atrás dos arames ou nos pontos de intersecção, o que pode ser obtido pela movimentação constante do bocal de injeção do cimento de modo que o ângulo de impacto seja variado e o concreto seja projetado atrás dos arames.

Este modelo de tela vêm sendo substituído por fibras de aço como reforço na aplicação do concreto.

6.2.3 Straps

Outra opção às telas são as cintas (straps), utilizadas também em conjunto com as ancoragens (fig. 5). Este sistema é utilizado onde os parafusos sozinhos não podem suportar tetos imediatos formados por estratos de pequena espessura. Quando a massa rochosa que

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circunda uma abertura subterrânea é muito viscosa; em outras palavras, a maioria dos planos de fraqueza mergulha em uma dada direção, a resistência desta massa rochosa é muito maior na direção dos planos que em outra direção que os atravesse. Nestas circunstâncias, as straps podem ser um modo mais efetivo de revestimento que as telas; são fáceis de ser instaladas, não devendo ser usadas se o tamanho de bloco é muito pequeno.

Essas estruturas são comuns na Mina de São Bento, da Eldorado/São Bento Mineração, em Santa Bárbara (MG).

*Figura 1 Aplicação típica da tela trançada (Hoek &

Brown, 1980).

Figura 2 Aplicação da tela soldada através da colocação de um segundo jogo de

arruela e porca (Hoek & Brown, 1980).

Figura 3 Aplicação da tela soldada em uma escavação de caráter permanente da mina em preparação para a projeção de concreto (Hoek & Brown, 1980).

Figura 4 Deformação do teto e ruptura lateral, em uma via de transporte, em uma mina de cobre, na Austrália (Hoek & Brown, 1980).

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Figura 5. Straps (Hoek & Wood, 1988).

6.3 REVESTIMENTOS COM CONCRETO

6.3.1 Histórico

Em 1824, foi desenvolvido o concreto, produzido por material calcário que veio a se chamar cimento Portland logrando grande efeito na construção de túneis como elemento de suporte. Em 1910, em Nova York, a empresa Allentown, da Pensilvania, apresentou o “cement gun”, equipamento pneumático para o transporte de uma mistura de cimento e areia, recebendo, no terminal de projeção, a água. Este “spray” de argamassa foi registrado em 1912 com o nome de “gunite”. Estes elementos são considerados precursores do concreto projetado (Carnero e Fujimura, 1995).

Kovári (2003) mostra a história do método de revestimento com concreto desde seu início e como se desenvolveu internacionalmente nos aspectos teóricos e tecnológicos. As inovações técnicas tiveram um crescimento no modo de ação, bem como nos fatores econômicos, com grande aceitação a partir dos anos 50 do séc XX.

6.3.2 Revestimento de Poços (“Concretagem”)No revestimento de aberturas, instala-se um revestimento permeável ou

impermeável, dependendo das propriedades do terreno, da pressão da água, do material utilizado e da maneira de construí-lo. Deve ser ressaltado que um revestimento impermeável somente é alcançado com o material adequado, utilizado da maneira correta. O revestimento mais impermeável é uma tubulação de aço ou de ferro fundido, usada com métodos especiais de abertura de poços verticais.

Para revestimento de poços, normalmente é utilizado o concreto. A espessura de 0,30m é geralmente aceita como suficientemente forte para os diversos tipos de rochas atravessados. Em alguns casos, onde as rochas são auto-suportantes, utilizam-se somente anéis de concreto com 1m de altura, espaçados de 4,5 a 6m, para suporte da estrutura de divisão do poço em compartimentos, bem como das suas paredes.

Na concretagem dos anéis utilizam-se formas metálicas suspensas por correntes no segundo anel imediatamente superior àquele que se deseja unir.

Nos locais em que a rocha apresenta maior dificuldade de sustentação, um menor espaçamento entre os anéis pode resolver o problema, atingindo no limite, o revestimento total.

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O revestimento de madeira já foi utilizado no passado, mas hoje está em desuso. A espessura de um revestimento de alvenaria para um poço vertical de seção circular é usualmente obtida pela fórmula:

d = R K 1      K-2 p

onde: d - espessura (m), R - raio interno útil do poço (m), K - limite de resistência à compressão da alvenaria (kgf/cm2), p - pressão da rocha (kgf/cm2).

A organização do trabalho de revestimento do poço, por meio de concreto monolítico ou de um revestimento segmental, depende do método de perfuração utilizado, se o revestimento é feito simultaneamente ou não ao avanço. (As figuras 6 e 7 mostram os trabalhos de revestimento de um poço na Mina de Raposos (MG - Mineração Morro Velho, onde o monitoramento inclui ainda uma base de leitura entre anéis que mede a subsidência.)

Figura 6 Seções de revestimentos de poços: a)(Vaz, Fernandes e Ikeda, 1985); b) Revestimento de poços em camadas de solos permeáveis(Hennies e Ayres da Silva, 1995).

(b)

Legenda

1 maciço rochoso

2 betumen ou cimento

3 alvenaria de tijolos

4 betumen

5 manto de placas de aço

6 pintura de betumen

7 concreto armado

8 armação de aço

6.3.3 Revestimentos de Galerias com Concreto Projetado ou Gunita (Shotcrete)

O concreto projetado pode ser definido como o concreto lançado por ação pneumática. É uma mistura de proporções adequadas de cimento, agregados, água e um conjunto de aditivos de aceleração de pega, todos aplicados por uma máquina e lançados através de um bocal de sopro. É o termo geral (shotcrete) para processos de projeção de concreto.

O concreto projetado subdivide-se, quanto à mistura de saída, em via seca e via úmida. Com relação ao sistema de processamento, subdivide-se em transporte de fluxo rarefeito (fino) e transporte de fluxo denso (Guimarães Filho, 1995). No início de sua aplicação (até a época referida acima) só acontecia a mistura a seco (wikipedia.org, 2006).

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O concreto projetado é distinguido daquele colocado ou bombeado para trás de formas de aço, em geral pela menor dimensão do agregado usado (até cerca de 8 - 16mm).

O concreto é mais forte que a tela, particularmente se reforçado com fibras de aço e resistente à corrosão. É, em muitas situações, considerado o sistema de sustentação mais efetivo. Particularmente útil tanto em escavações como rampas quanto em galerias de transporte, onde é importante a estabilidade durante um longo tempo. As fibras moldam melhor o concreto e garantem o recobrimento pelo concreto (comparativamente à tela).

A adição de microsílica e fibras como reforço da argamassa tornou o sistema bastante versátil. Como o concreto desenvolve resistência um tempo após a aplicação, ele deve ser utilizado logo após a escavação. O concreto impede a queda de blocos gerados na seqüência da lavra na vizinhança, substituindo telas, cuja instalação tem alto risco de acidentes. As fibras de aço introduzidas têm resistência à tração superior a 1000 MPa (Lima, 2007).

Uma alternativa são os anéis segmentados. A utilização do concreto reforçado elimina a necessidade de duas projeções, como é o caso do concreto projetado convencional, onde a primeira projeção regulariza a seção escavada.

(a)

Figura 7 a) Plataforma de escavação de um poço da mina de Raposos; b)Revestimento de um poço da Mina de Raposos - MG, Mineração Morro Velho (Vaz, Fernandes e Ikeda, 1985).

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(b)

A projeção de concreto é uma técnica largamente utilizada em obras civis e trabalhos de mineração, tais como revestimento de túneis, galerias, fornos, reservatórios, recuperação de estruturas de alvenaria etc. Consiste em se aplicar, sobre a superfície a ser protegida, uma camada de argamassa ou concreto fino, através de projeção, sob alta velocidade, por meio de bombas especiais.

A camada assim depositada é muito densa, praticamente impermeável e adere muito bem à superfície sobre a qual é projetada, seja ela rocha, madeira, concreto, tijolo ou aço.

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As bombas de projeção funcionam continuamente, segundo um sistema tipo revólver (ver fig. 8 e 9), no qual o material a ser projetado é introduzido no funil de alimentação, passa pelo misturador e chega, através do orifício, ao rotor. As câmaras do rotor transferem o material ao bocal de saída, a partir de onde um fluxo de ar comprimido transporta-o, através de uma mangueira, até o bico de projeção, onde é acrescida a água necessária (“dry-mix shotcrete”). Noutros equipamentos a água é introduzida durante a operação de mistura do cimento com os agregados (“wet-mix shotcrete”). Comparando:

a) mistura a seco (“dry-mix”) - possibilita o uso de máquinas menores, mais baratas; é mais adaptável às variações de condições do solo. ex.: túnel sob a Rodovia de Contorno de Ouro Preto;

b) mistura a úmido (“wet-mix”) - possibilita menores ressaltos, menor produção de

poeira, controle da relação cimento/areia, melhor controle de qualidade dos materiais, mais baixos custos de manutenção, maiores taxas de produção (vide fig. 10, a); normalmente existe dificuldade de se trabalhar com aceleradores.

A escolha do processo a ser utilizado vai depender de várias características não diretamente relacionadas à qualidade final do produto. Fonseca (2007) destaca a via seca como interessante para pequenas extensões, como suporte imediato, associado ou não a outras estruturas, com exemplo arcos (cambotas) de 3 a 12” em túneis rodoviários.

Os equipamentos são montados sobre um chassi com rodas e suas capacidades variam de 3 a 12 jardas cúbicas (vide figura 10,b). A fábrica sueca Stabilator anunciou em 1992 o desenvolvimento de seu equipamento de projeção de concreto System 2000, capaz de colocar até 20 m3 / h de concreto (usando uma mangueira de projeção manual consegue-se de 3 a 5 m3 / h). O sistema incorpora um dispositivo automático (robô) de ação altamente flexível, que permite ao operador concentrar-se na projeção atual antes de, por exemplo, gastar tempo procurando a posição ideal. O robô, que simula as ações do braço humano, é colocado sobre uma mesa hidráulica e uma lança ajustável, que permite ao operador cobrir uma grande área, seguir cada contorno da escavação, enquanto mantém o bocal a uma distância adequada.

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Figura 8 Aplicação de tela e concreto projetado em um túnel na Rodovia de Contorno - Ouro Preto.

Figura 9 Operação típica da mistura a seco de concreto projetado (Hoek & Brown, 1980).

Deve-se tomar cuidado em relação à seleção dos materiais e ao treinamento da equipe. São requisitos para a mistura: “shootability” (fluidez), resistência inicial, resistência a longo prazo, durabilidade e economia.

Comparando ao revestimento com madeira e outros (quadros metálicos), o concreto projetado apresenta: custo menor (15 a 30%), menores aberturas e avanço mais rápido.

De acordo com Silveira (1987) e reddpumps.com (2006), a gunita é usada em mineração para:

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paredes de contenção; proteção dos tetos e paredes laterais das escavações contra a desintegração

provocada pela umidade; como o revestimento obtido é praticamente impermeável à água e ao ar, ele impede a desintegração da rocha;

proteção da madeira contra o apodrecimento; entretanto, a experiência tem demonstrado que, quando se recobrem elementos fundamentais de uma estivação, a sua eventual inspeção só poderá ser feita rompendo-se o revestimento. Além disto, o apodrecimento da madeira pode produzir-se mesmo sob esta proteção, razão pela qual as vantagens de aplicação da gunita sobre madeira são muito discutíveis;

proteção da madeira contra incêndio; sustentação provisória na perfuração de poços verticais ou inclinados; construção de paredes delgadas de concreto; reparos em revestimentos de pedra, tijolos ou concreto.

Antes da aplicação do concreto projetado, a superfície a ser revestida deve ser limpa com jatos de ar ou água, após a remoção dos chocos.

Os agregados (areia e brita) devem ser perfeitamente limpos, bem como o ar comprimido utilizado na projeção, o qual deverá estar isento de impurezas tais como emulsões de óleo.

A brita pode ter granulometria de até 3/4”, mas na maior parte dos casos, fica em torno de 3/8”. Os agregados de maior granulometria reforçam bastante a estrutura, tornando-as capazes de suportar o peso próprio, mesmo para aplicações no teto.

(a)Figura 10 a) Aplicação típica da mistura a úmido de concreto projetado (Hoek & Brown,

1980); b)Equipamento System 2000 (Catálogo Stabilator).

(b)

A relação agregados/cimento varia de 3:1 a 5:1 e a relação água/cimento, em peso, de 0,30 a 0,6:1. É muito comum a utilização de aditivos de pega rápida.

A respeito dos materiais: agregados - são preferíveis os naturais à rocha britada, evitando-se a presença de silte, mica e matéria orgânica; água - sem graxa, óleo, sais,

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matéria orgânica e álcalis; acelerador - existem vários no mercado, utilizados para trabalhos no teto ou paredes verticais com camada considerável para dar grande resistência inicial.

Constituição básica: 15 a 20% de cimento, 30 a 40% de agregados grossos, 40 a 50% de agregados finos (sólidos).

Durante a projeção uma parte do material se desprende e é perdido. A proporção desta perda costuma ficar entre 5 a 30%, em boas condições de operação. O material desprendido nunca é reaproveitado para projeção. Inconvenientes que devem ser evitados:

a) ressalto ou reflexão (“rebound”) - pela falta de uma dosagem adequada de água no bocal do mangote de projeção, o concreto fica muito seco e reflete-se ao ser projetado em uma superfície;

b) escorrimento (“sag”) - pela exagero de água adicionada, o concreto fica muito molhado e escorre ao ser projetado.O consumo de ar comprimido é função do diâmetro e comprimento da mangueira.

As distâncias horizontais e verticais máximas que podem ser atingidas variam com o porte do equipamento utilizado, atingindo até 300 m e 100 m respectivamente.

Diversas camadas podem ser aplicadas sucessivamente até se atingir a espessura desejada, que pode ser de 15 cm ou mais; entretanto, na espessura de cada camada não se deve ultrapassar 5 cm. Exemplos: mina da FERBASA, BA, camada de menos de 10 cm; mina Morro da Usina, da CMM, locais com até 20 cm de espessura (o bombeamento na mina é de cerca de 3000 m3 / h de água). Para revestimento do teto e paredes laterais existe um limite para a espessura que pode ser aplicada, porque se esta for excessiva, o revestimento tenderá a cair antes do endurecimento.

O concreto projetado freqüentemente é associado com tirantes; tirantes e telas metálicas; arcos metálicos ou reforçado com fibras de aço. A estrutura assim construída possui, então, características de suporte e revestimento.

A aplicação de argamassa (gunita) em 1992 como uma tentativa de revestimento temporário econômica nas galerias de minas nos EUA e, em seguida, para recuperação de estruturas.

O uso de compósitos na mistura e seu comportamento estrutural foi estudado por Gonçalves (2001).

6.4 CONCRETO PROJETADO REFORÇADO

O concreto normal, não reforçado, é geralmente inábil para resistir a deformações significativas na rocha, dado que sua função é de revestimento. Tal característica, apesar do aumento do custo, tem sido contornada com a inclusão à mistura de fibras de vidro ou aço na faixa de 3 a 6% em peso (Hoek, 1980). Outra limitação é que geralmente não gera alta resistência inicial (Megaw, 1981 apud Hoek e outros, 1995). Como resultado, a resistência a danos causados por detonações e a facilidade para as instalações de múltiplas camadas ficam menores de serem alcançadas em pequenos intervalos de tempo após a instalação sem a adição de aceleradores ou microsílica.

O uso de parafusos associados a concreto projetado (“shotcrete”) reforçado vem apresentando ótimos resultados nos países nórdicos. A combinação de parafusos e concreto projetado reforçado com fibras de aço é considerada pelos autores como o método de suporte mais versátil já desenvolvido. Ele pode ser aplicado tanto como suporte temporário como permanente, simplesmente através da mudança da espessura da

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camada projetada e do ajuste do espaçamento entre os parafusos, tanto em obras de mineração quanto na construção civil, nesta com a adição de polímeros.

Enquanto os parafusos, como já foi dito, mobilizam as forças para o interior do maciço, o concreto reforçado com fibras de aço realiza uma função de revestimento, evitando o desprendimento de pequenos blocos e regularizando os contornos da escavação, melhorando assim as condições de ventilação, além de contribuir em parte na função de sustentação dos estratos superiores, uma vez que atua solidário aos parafusos. As fibras têm a função de conferir ao concreto resistência à tração; se ainda for necessário, acrescentam-se telas. Estas telas são presas aos parafusos e devem ser, quanto ao modo de construção, constituídas de arames soldados, uma vez que o uso de arames trançados permitiria a existência de vazios nos nós da malhas, dificultando o preenchimento pelo concreto.

Processos de mistura a úmido do concreto foram substituídos pelo processo a seco no início dos anos 80 e, ao mesmo tempo, as fibras começaram a substituir a tela no reforço. Numa mistura típica atual são adicionados de 50 a 90 kg/m3 de fibras à mistura (Franzén, 1992) (vide figuras 11 a 13).

Dos vários desenvolvimentos na tecnologia de concreto projetado nos últimos anos, dois dos mais significativos foram a introdução da microsílica e o reforço com fibras de aço.

A microsílica é um subproduto da indústria do ferro-silício. Reage com o hidróxido de cálcio durante a hidratação do cimento. Adicionada em quantidades de 8 a 13% em peso de cimento, pode permitir ao concreto alcançar resistência à compressão de 2 a 3 vezes a planejada. O resultado é um concreto extremamente resistente, impermeável e durável. Outros benefícios incluem a redução de ressaltos, aumento da resistência à flexão, aumento da ligação com o maciço rochoso e da facilidade de se projetar camadas de até 20cm de espessura em cada aplicação. Entretanto, quando se usa a mistura a úmido, a “trabalhabilidade” do concreto diminui, sendo necessária a colocação de aditivos que restauram a sua plasticidade.

O concreto reforçado foi introduzido nos anos 70 e tem aumentado a sua aceitação como substituto do concreto tradicional reforçado com tela metálica. O ganho principal que o reforço proporciona ao concreto é a ductilidade. Deformações elásticas de grande magnitude podem sobrecarregar e levar à ruptura o sistema de suporte, a menos que este tenha ductilidade suficiente para acomodar estas deformações. Não se pode dizer ainda que esta fibra resolva todos os problemas de concreto projetado, mas os resultados técnicos são animadores (Amaral Filho, 1995).

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Figura 11 Associação de quadro metálico, tela e parafusos - Mina de Taquari- Vassouras - SE (Brasil Mineral, 1984).

Figura 12 Tipos de fibras de aço utilizadas nos EUA - dimensões em mm (Wood, 1992 apud Hoek e outros, 1995).

Como vantagens deste sistema, podemos citar: boa velocidade de instalação; flexibilidade de instalação, uma vez que podem ser instalados em qualquer perfil de

escavação, desde que haja espaço para operação dos equipamentos; em caso de dano a uma porção da camada de concreto, os blocos formados por rocha e

concreto podem ser mantidos no lugar através da colocação de parafusos adicionais; a ancoragem dos tirantes pode ser qualquer, mecânica ou química, de ponta ou em

coluna total.

A principal limitação do sistema é a necessidade de dimensões mínimas para a operação dos equipamentos.

Na maioria dos casos são utilizados cartuchos de cimento para a ancoragem, sendo utilizada ancoragem de resina quando se necessita de um suporte mais imediato.

A não ser que interesse como impermeabilizante, o revestimento de gunita não tem vantagens especiais para aplicação no piso. A qualidade do concreto aplicado pode ser

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comprovada mediante ensaios realizados em corpos de prova coletados durante a fase de execução. O sucesso da operação depende bastante da habilidade do operador com o bocal.

Componente do concreto

Mistura a seco Mistura a úmido

kg / m 3 % do total kg / m 3 % total Cimento 420 19,0 420 18,1

Sílica 50 2,2 40 1,7Agregados 1670 75,5 1600 68,9

Fibras de Aço 60 7,7 60 2,6Aceleradores 13 0,6 13 0,6

Superplastificantes --- --- 6 litros 0,3Redutor de Água --- --- 2 litros 0,1Admissão de ar --- --- se necessário ---

Água controle no bocal --- 180 7,7Total 2213 100 2321 100

Figura 13 - Misturas típicas de concreto projetado reforçado (Wood, 1992 apud Hoek e outros, 1995).

De acordo com Zirlis et al. (2004), os projetos de túneis, inicialmente com uso de cambotas e concreto projetado, tiveram de ser revisados para utilização de concreto com fibras de aço, levando a uma maior velocidade de execução da abertura.

6.5 REVESTIMENTO DE SUPERFÍCIES COM POLIURETANO

Comparando-se tipos de revestimento da aberturas subterrâneas - concreto projetado, telas e projeção de poliuretano -, este último representa uma alternativa nova e potencialmente competitiva em termos de custo, faixa de aplicação e facilidade de instalação. O desempenho do revestimento com poliuretano, segundo Archibald e outros (1992), no que se refere à reabilitação primária, secundária e funções de suporte face à sísmica, está entre o concreto e a utilização de telas.

Pesquisas vêm sendo realizadas, principalmente no Canadá, para avaliação das capacidades de suporte de revestimentos quando aplicados sobre porções significativas de superfícies de escavações, no que se refere à espessura, durabilidade e resistência a deformações.

O poliuretano é aplicado usando-se equipamento de projeção a ar comprimido convencional em que mistura e projeta as duas fases líquidas. A cura ocorre num intervalo como três segundos após a projeção, permitindo que o fluxo do material sobre e para dentro das fraturas expostas aconteça até a formação de uma camada final sólida ao longo da superfície da rocha. Resultados de testes carga x deformação obtidos durante estudos in situ são apresentados na figura 14.

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Figura 14 Injeção e revestimento com poliuretano.

6.6 Estudos de Caso

1. Na mina Beaconsfield, de ouro, na Austrália, de acordo com Engineering and Mining Journal (2006), um evento sísmico causou abatimento de rocha e a providência tomada foi a utilização de telas e cabos nas paredes no nível 925 da mina.

2. Na mina de ouro de Val D`Or, em Quebec (Canadá), de acordo com Engineering and Mining Journal (2005), o poço foi desenvolvido na lapa, até 810 m de profundidade. Se diâmetro de 4,8m foi revestido de concreto e a equipagem total foi finalizada em 2006, com extensão posterior prevista para 1350m de profundidade.

6.7 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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6.8 BIBLIOGRAFIA RECOMENDADA

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84

7. TÉCNICAS DE MONITORAÇÃO DE UM SISTEMA DE ATIRANTAMENTO

Milene Sabino LanaJosé Margarida da Silva

7.1 GENERALIDADES

O que pode ser monitorado numa mina subterrânea: ruptura da rocha no contorno da escavação; movimento ao longo de uma descontinuidade; deslocamento relativo entre dois pontos no contorno da escavação (convergência); deslocamentos no interior do maciço, fora do contorno da escavação; deslocamentos da superfície (subsidência); mudança da inclinação de um furo (desvio); nível de água, pressões neutras; mudanças (variações) de tensões (num pilar, por exemplo); pressões normais e de água no enchimento; deformação do material de enchimento; eventos sísmicos; velocidades de propagação de ondas.

A monitoração de maciços rochosos por método observacional se constitui de observação in situ para verificação da convergência entre realidade e projeto, para aferição do modelo matemático proposto. O ciclo se constitui de caracterização geológico-geomecânica, formulação do modelo, dimensionamento, monitoração e retroanálise.

O programa de controle instrumental de estabilidade no interior da mina se baseia no controle instrumental das deformações de seus diferentes componentes estruturais.

Os objetivos principais de um programa de monitoração são: verificar a validade das suposições, aferição do modelo e propriedades do maciço; assegurar condições de segurança, por exemplo, controle das deformações, pressões de água, carga nos suportes; informações localizadas, para implementação de medidas de segurança (zona de cisalhamento, estrato menos resistente etc).

O projeto do sistema de monitoração leva em conta o que medir, para que medir e como medir. Entre as premissas do projeto está a mínima interferência coma produção. A interferência é normal. Mas deve ser mantida dentro dos limites aceitáveis de custos operacionais.

Características de um sistema de monitoração: facilidade de instalação; adequada sensitividade, reproducibilidade; robustez, durabilidade; facilidade de leitura; mínima interferência com operações de produção.

Componentes de um sistema de monitoração: unidade de leitura (conversão dos dados para uma forma possível de utilização); sensor (mudanças na variável monitorada); sistema transmissor (transmissão da saída do sensor para a unidade de leitura - hastes, cabos elétricos etc).

As fases são a detecção, a transmissão e a leitura. Os modos de operação dos sistemas de monitoração se compõem de sistemas mecânicos,

eletro-óticos ou elétricos. Os sistemas mecânicos são mais simples e baratos, não possibilitam a leitura contínua ou remota. Os sistemas óticos e eletro-óticos se compõem dos transdutores hidráulicos e pneumáticos. Os sistemas elétricos são mais comuns, sendo os medidores de deformação (strain gauges) – baseiam-se no princípio de que a resistência do fio varia varia proporcionalmente à deformação), corda vibrante (a freqüência natural de vibração de um fio varia com a tensão de tração no fio) e de auto-indutância.

A monitoração de um sistema de atirantamento é parte fundamental do dimensionamento racional de uma malha de atirantamento. Os testes realizados incluem os tirantes e o maciço rochoso circundante às escavações atirantadas.

De forma geral, a monitoração das estruturas de escavação nada mais é que o registro contínuo ou periódico de grandezas físicas importantes à verificação da estabilidade das cavidades subterrâneas.

A medição destas grandezas físicas permite a aferição dos modelos empregados no dimensionamento do sistema de atirantamento. Este procedimento permite, inclusive, a revisão do projeto inicial de atirantamento, levando à otimização da solução proposta.

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Além da aferição e otimização do modelo proposto, a monitoração de um sistema de atirantamento é fundamental para detectar problemas no comportamento das ancoragens (como é o caso da perda de protensão com o tempo), defeitos de instalação e controle de qualidade dos materiais utilizados.

Um projeto de monitoração de um sistema de atirantamento deve levar em conta a heterogeneidade do maciço rochoso e a existência de sistema de descontinuidades, que influenciarão, tanto a aplicação do projeto de monitoração, quanto a interpretação dos resultados. Assim é necessário o conhecimento geológico detalhado dos locais instrumentados, associado ao conhecimento da geologia regional do maciço.

Outro fator importante no projeto de monitoração é a simplicidade dos instrumentos empregados, tanto no que tange à operação quanto à manutenção dos mesmos.

Finalmente, o projeto de monitoração deve ser elaborado de forma a minimizar sua interferência com as frentes de produção da obra, para que não haja um aumento inaceitável dos custos operacionais.

7.2 MONITORAÇÃO DAS ANCORAGENS

A detecção de falhas de instalação no sistema de atirantamento e a própria seleção do tirante adequado só é possível com o auxílio da monitoração das ancoragens. O projeto de monitoração das ancoragens deve incluir testes de perfurabilidade da rocha, arrancamento da ancoragem e controle de carga dos tirantes ao longo do tempo.

Medições periódicas da carga suportada por um suporte de madeira, aço ou concreto dão uma idéia quantitativa de como se desenvolvem estas cargas e como variam com as operações de lavra, permitindo a otimização de tais estruturas sob condições específicas de geologia ou lavra.

7.2.1 Perfurabilidade da Rocha

Durante a instalação dos tirantes, uma inspeção dos furos onde os mesmos serão instalados poderá evitar erros no método de instalação. A posição e direção dos furos deve corresponder exatamente à posição prevista no plano de atirantamento. O comprimento e o diâmetro do furo deverão estar rigorosamente dentro das especificações.

O comprimento do furo está relacionado ao tipo de ancoragem utilizada. No caso de ancoragem mecânica, o comprimento do furo deve ser igual ao comprimento total da haste. No caso de ancoragem química de coluna total, o comprimento do furo deve ser calibrado para que o volume de resina ou cimento seja uniformemente distribuído em todo o comprimento do furo.

O diâmetro do furo deve ser inspecionado para garantir o bom desempenho dos tirantes. Se o diâmetro for maior que o recomendado haverá redução na capacidade de ancoragem (ancoragem mecânica). Se for menor, não se consegue a instalação correta do dispositivo de ancoragem. No caso de ancoragem química em coluna total, um diâmetro de furo mal calibrado tem o mesmo efeito da variação no comprimento do furo.

7.2.2 Arrancamento da Ancoragem (Pull test)

Esse teste é realizado em um parafuso instalado nas condições de campo e tem por objetivo a medição da resistência da ancoragem. A resistência é medida através de um teste de arrancamento do tirante, no qual o deslocamento do dispositivo de ancoragem é medido como função da carga aplicada ao tirante, o que resulta na obtenção de uma curva carga - deslocamento.

O teste de arrancamento é usualmente empregado para seleção de tirantes e também para controle de qualidade dos materiais e métodos de instalação.

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Um número mínimo de cinco testes são requeridos para um mesmo maciço e condições de instalação específicas. Os testes são destrutivos e não devem ser feitos em tirantes que são parte da malha de atirantamento.

Os equipamentos utilizados nos testes consistem de:a) conjunto de aplicação de carga - macaco hidráulico de êmbolo vazado com capacidade maior que a resistência da ancoragem e do tirante a ser testado;b) equipamento para medição de deslocamento axial da cabeça do tirante. Por exemplo, um extensômetro mecânico ( tipo relógio comparador) com curso de 50 mm, resolução de 0,01mm. c) um tripé para manter a coaxialidade do macaco com o tirante.

O teste é realizado através da aplicação de cargas crescentes ao tirante, medindo-se as correspondentes deformações. A ancoragem é testada até que a carga produza um deslocamento maior que 40mm; ou até o escoamento ou ruptura da haste. Leituras de carga e deslocamento são feitas em incrementos de 500 kgf ou 5mm de deslocamento (o que ocorrer primeiro). A velocidade de aplicação de carga deve estar na faixa de 500 - 1000Kgf/min.

O resultado de um teste de arrancamento é apresentado na forma de um gráfico carga x deslocamento. A resistência da ancoragem é a máxima carga atingida no teste desde que não haja escoamento ou ruptura do tirante. Nesse caso a carga “x” para a qual isso ocorre é computada, e a resistência da ancoragem é especificada como “desconhecida, mas maior que x”.

A deformação medida no teste é a soma do alongamento do tirante e do escorregamento do dispositivo de ancoragem. Como o alongamento elástico do tirante é conhecido, é possível saber o deslocamento do dispositivo de ancoragem para dada carga.

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7.2.3 Perda de Protensão

É muito comum o fenômeno de perda de protensão dos tirantes com o tempo. A queda de protensão é conseqüência de vários fenômenos, entre os quais é possível citar:- escorregamento do dispositivo de ancoragem (ocasionado por ancoragem mecânica puntual em rochas brandas, vibrações causadas pelo desmonte, fluência da rocha, corrosão etc);- instalação inadequada.

A monitoração da tração nos tirantes deve ser feita em aproximadamente um tirante em cada 10 do sistema de sustentação. O equipamento utilizado consiste, de uma célula de carga. As células de carga podem ser mecânicas, elétricas, fotoelásticas. Uma célula de carga mecânica do tipo mola-prato, com orifício central pode ser utilizada no teste.

Na grande maioria das células de carga, o princípio de deformação de um corpo “elástico” sob a influência de uma força externa é utilizado para determinar a força aplicada através de um fator de calibração.

Um caso da célula de carga tipo mola-prato, o elemento elástico consiste de uma mola. A mola é fixada entre dois pratos, sofrendo deflexão quando carregada. Um relógio comparador mede a distância entre os dois pratos.

A calibração da célula de carga é realizada em laboratório e consiste na obtenção de uma curva carga x deslocamento para a célula de carga.

O resultado de um teste de perda de protensão é um gráfico perda de protensão (%) versus tempo.

A freqüência de leitura depende da mudança observada na protensão. Uma leitura deve ser feita imediatamente após a instalação e algumas horas depois. Nas vizinhanças de uma face de desmonte as leituras devem ser feitas em intervalos de horas.

Em outros casos onde a variação é pequena (“áreas inativas”), as leituras devem ser feitas em intervalos da ordem de dias ou meses.

7.3 MONITORAÇÃO DO MACIÇO

A monitoração das ancoragens é um procedimento para avaliação do comportamento individual dos tirantes. Para avaliação do sistema de atirantamento como um todo, bem como para aferição do modelo proposto, é preciso recorrer à monitoração do maciço rochoso. O objetivo dessa monitoração é a detecção dos deslocamentos do maciço rochoso. Caso o sistema proposto seja adequado, os deslocamentos medidos devem apresentar tendência de estabilização com o tempo (medições de deformações são mais fáceis e mais baratas).

7.3.1 Medidas de convergência

A medição de convergências de uma escavação é o registro da evolução com o tempo da deformação do período escavado.

A medição de convergência é realizada pela instalação de pinos em pontos selecionados no piso, teto e paredes laterais da galeria. Cada par de pinos, diametralmente opostos, constitui uma base de medição. Os pinos são ancorados com resina de pega rápida.

Os pinos são formados por duas peças: a primeira é a secção de ancoragem constituída por uma secção de barra de aço com diâmetro compatível ao diâmetro do furo e do cartucho de resina. A segunda é a cabeça do pino, a qual é utilizada como base para instalação do instrumento de leitura.

Existem dois tipos de instrumentos para medição de convergência: o medidor de convergência de fio ínvar e o medidor de convergência tipo alongâmetro.

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Os medidores de convergência registram a aproximação dos pinos com o tempo, ou seja, o fechamento da galeria.

No medidor de convergência por fio invar, utiliza-se um fio de comprimento invariante com a temperatura, ao qual se aplica uma força constante em cada leitura. A carga é aplicada ao fio através do cursor de parafuso e controlada através de um dinamômetro. A força é controlada através de um relógio comparador com curso de 5mm e resolução de 0,01mm. A leitura dos deslocamentos é feita por relógio comparador com curso de 50mm e resolução de 0,01mm. A diferença entre duas leituras consecutivas em tempos diferentes corresponde à variação da distância entre os pinos.

O medidor de convergência tipo alongâmetro só pode ser utilizado para medição da convergência teto/piso de uma galeria. O instrumento é constituído de duas seções (superior e inferior) que se deslocam entre si telescopicamente, através de uma haste cilíndrica de aço inox. Esse movimento é registrado por um relógio comparador com curso de 50mm e resolução de 0,01mm. A diferença entre duas leituras consecutivas em tempos diferentes fornece a convergência entre o teto e piso da galeria.

O correto posicionamento do instrumento entre os dois pinos é garantido por uma mola que exerce uma força axial sobre ambas as seções do instrumento. Em função da geologia local, podem ser adotados pinos de comprimentos diferentes. Estes pinos permitem isolar o comportamento de descontinuidades existentes no teto ou piso da galeria.

Na utilização de pinos de comprimentos diferentes permite isolar o comportamento dos dois estratos no teto imediato da galeria. Nesse caso, o contato geológico se encontra na zona de alívio de tensões do domo de descompressão induzido pela escavação. O pino mais curto medirá o desplacamento do estrato inferior, enquanto o pino mais longo, ancorado na camada superior mais rígida, medirá a deformação da escavação como um todo. A importância da detecção do desplacamento da camada inferior é, justamente, a indicação da necessidade de escoramento, já que os resultados das medições podem se afastar consideravelmente dos deslocamentos admissíveis no projeto.

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Se o sistema de atirantamento proposto é adequado, as medidas de convergência devem apresentar tendência de estabilização com o tempo. Se a velocidade de deformação com o tempo é crescente, haverá risco de desabamentos e necessidades de reforçar o sistema de atirantamento ou mesmo de instalar estruturas mais eficientes para o necessário controle de deformação.

As medições de convergência consistem em medir as mudanças no contorno da escavação, assim se quantificará a evolução do processo de relaxação (alívio) ou concentração de esforços (“efeito arco”) ao redor da escavação, que permitirá conhecer seu grau de estabilidade (unasa.edu.pe, 2007).

7.3.2 Medidas de deslocamentos no interior do maciço (extensometria)

A extensometria é a medição das deformações geradas em um corpo pela ação de esforços externos durante sua utilização. A monitoração de deslocamentos no interior do maciço consiste na medição do deslocamento relativo entre um ponto no interior do maciço e um ponto no perímetro escavado. Os deslocamentos são medidos pela aplicação de extensômetros simples ou múltiplos.

Na instalação completa de um extensômetro simples de haste, a mesma é constituída por um tubo cilíndrico de aço comum, ancorada com resina de pega rápida na profundidade desejada, na extremidade livre da haste é conectada uma seção especial, normalmente de alumínio, que constitui a cabeça do extensômetro, a qual serve de base de referência para apoio do estilete do relógio comparador utilizado na leitura. O relógio comparador utilizado tem curso de 50mm e resolução de 0,01mm. A diferença entre duas leituras consecutivas em tempos diferentes é o deslocamento relativo entre a base e o ponto de ancoragem da haste.

Os extensômetros múltiplos, através de diversos pontos de ancoragem no maciço em um mesmo furo, permitem a medição dos deslocamentos entre cada ponto de ancoragem e o perímetro escorado. O extensômetro múltiplo de hastes tem 6 posições, segundo unasa.edu.pe (2007), é capaz de operar em várias direções. As hastes de aço inox são encaixadas dentro de tubos de PVC e coloca-se argamassa de cimento. Os micrômetros acoplados têm precisão na leitura de 0,001”. Existem também extensômetros múltiplos de fio, com leituras mecânicas ou através de dispositivos eletrônicos.

Conforme Almida e Souza (sd), os extensômetros elétricos são formados por um filme metálico, com a função de micro-resistência elétrica, montados em uma película de material eletricamente isolante.

Este sensor quando firmemente aderido à superfície de um corpo, acompanha as micro deformações ocorridas, acusando-as através das variações de resistência elétrica do filme metálico.

Como as deformações ocorridas na superfície do corpo de prova são muito pequenas, conseqüentemente as variações de resistência elétrica dos extensômetros também serão muito pequenas. Para contornar o problema da leitura de pequenas variações na resistência elétrica dos extensômetros, os aparelhos de leitura utilizam um artifício conhecido como Ponte resistiva de Wheatstone. A Ponte de Wheatstone basicamente possui quatro resistores, sendo ligados em série dois a dois e posteriormente ligados em paralelo.

Desta forma fazendo-se a conexão do extensômetro na Ponte de Wheatstone pode-se medir com grande precisão pequenas variações em sua resistência elétrica. Os extensômetros justificam sua aplicação no controle do comportamento de descontinuidades de grande importância, condicionantes de escavações.

Aconteceram também avanços em termos de monitoramento na criação de cabos com extensômetros acoplados, como no smart cable bolt. O extensômetro é um dispositivo que permite a detecção de deslocamentos no interior do maciço rochoso. No caso desse tipo de cabo, existem alguns pontos ao longo de seu comprimento, onde sensores detectam os deslocamentos

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relativos entre os pontos de instalação does extensômetros. O catálogo do fabricante não especifica o custo desses acessórios no cabo.

É ainda comum a instalação de pinos entre anéis de concreto de sustentação de poços para a verificação de subsidência.

7.4 Estudos de Caso

7.4.1 Interligação de passagens na Mina Cuiabá (Anglo-Gold)

De acordo com Ferreira e Ferreira (2002), o problema de desplacamento nas paredes do sistema de transferência de minério da Mina Cuiabá teve início nos anos 90 do séc. XX, quando foi constatada a interligação da passagem de minério com a passagem de estéril. A partir do evento, a cavidade passou a ser usada somente como passagem de minério, para evitar a diluição. Os freqüentes desplacamentos de rocha, levando à obstrução dos chutes na estação de carregamento conduziu ao estudo de alternativas para novo sistema de transferência de minério, tendo em vista a possibilidade de se ter que abandonar os sistema então em uso.Os autores relatam as etapas e tentativas de solução do problema, como a implantação de estruturas de concreto armado fechando o ponto de varação, que tiveram resultado apenas momentâneo. Outra etapa foi o levantamento topográfico na região da passagem de minério, que apontou uma cavidade com dimensão máxima de cerca de 15m (longitudinal) x 7m (transversal) e uma distância de 30m do poço de acesso. Após estudos das alternativas para o levantamento, optou-se em função do menor custo, da garantia de obtenção de resultados e da menor demanda de tempo para sua execução, pelo levantamento com o sistema CMS - Cavity Monitoring System, utilizado anteriormente pela Mineração Caraíba. O sistema permite, a

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uma distância de até 300m, coletar pontos da seção da escavação e redesenhá-la para comparação com o projeto.Para este trabalho, a passagem não foi completamente esvaziada, ficando cerca de 500t de minério desmontado em seu interior. Foram definidos três pontos de instalação de equipamentos e varredura com feixe laser: na intersecção de uma galeria com a passagem e nas intersecções das ramificações (fingers) coma passagem de minério e de estéril.Os dados coletados foram adicionados ao modelo original das galerias e subidas, sendo geradas intersecções horizontais com espaçamentos variando de 1 a 4m, dependendo do estado do maciço na região. A partir daí foram feitas interpretações para se chegar ao formato mais provável da cavidade. A cavidade modelada apresentou volume de cerca de 18.400m3, com capacidade para cerca de 30.000t de minério desmontado.O trecho de maior desplacamento foi detectado a 12m do teto da galeria inferior à passagem. O pilar resultante de 30m definido entre a abertura resultante da interligação e o poço de acesso se reduziu a 26m, mas, segundo os mesmos autores, à medida que o desplacamento progride, há uma perda de energia no desgaste do pilar em direção ao poço.A empresa realizou a caracterização geomecânica do maciço na região do poço e avaliou as condições de estabilidade, em função da sobre-escavação nos sistemas de transferência. O monitoramento de movimentações no local confirmou a inexistência de risco imediato na região do poço e da estação de carregamento. O estudo recomendou, ainda assim, a instalação de seções de convergência no nível 11 de lavra, na região próxima ao sistema de transferência e a execução de modelagem matemática para simulação do comportamento do maciço e das aberturas.O estudo recomendou o abandono do primeiro sistema (originalmente passagem de minério), com maior desplacamento relativo, mas alertando que o desgaste das paredes também poderia vir a agravar as condições no segundo sistema (originalmente passagem de estéril).A mina realiza medidas de deformação na Mina de Cuiabá, Sabará (MG), elabora o “protocolo” geomecânico, onde mostra, nas entradas das escavações principais, as regiões de maior deformação, com código de cores – vermelho para regiões críticas, amarelo e verde.

7.4.2 Teste de arrancamento de tirantes e cabos na Mina de Moinho, PortugalCouto (2002) descreve a determinação da capacidade de ancoragem dos tirantes instalados nos locais considerados mais críticos da Mina do Moinho. Os suportes foram instalados na rampa principal, com malha de 1,2m x 1,2m a 2m x 2m. Cabos de 2,5 a 3m de comprimento, diâmetro de 17mm, trecho de ancoragem de 1,5m.A norma utilizada foi da ISRM – Suggested Methods (2001) e o equipamento original foi modificado para permitir o ensaio de cabos e para qualquer inclinação.O trabalho também averiguou se os efeitos temporais, mecânicos e outros não afetaram os tirantes e, em caso afirmativo, quantificou esses desvios, contribuindo assim para o dimensionamento de suporte.Os valores ensaiados se aproximaram bastante do valor teórico calculado para carga de ruptura. Verificou-se que o elemento mais fraco foi o cabo, com valor de carga de ruptura de 123kN a 148kN e carga de cedência de 120 a 137kN. O fator de segurança foi de 3,1.Para o conjunto resina/tirante, foram obtidos valores na faixa de 38 a 50kN, abaixo do esperado.

7.4.3 Monitoramento de movimentação de blocos (Dinis da Gama et alii, 2002) Na Mina de Panasqueira, de wolfrâmio (tungstênio), em Portugal, foi realizado monitoramento durante 2 anos, com análise por método discreto da movimentação de blocos para caracterização de movimentação de volumes de maciço (subsidência), evidenciando-se magnitudes de 3m em alguns pontos, controlados por falhas principalmente, amplificadas pela percolação de águas. Foi calculada média estatística entre 1990 e 1998 e determinadas movimentações diferenciais entre pontos de um bloco.

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7.4.4 Monitoramento microsísmico na Mina Caraíba (Andrade, Santos e Silva, 2003)A Mina de Caraíba, em Jaguararibe (BA), que extrai cobre, teve, com seu aprofundamento entre 500 e 800m, tensões da mesma ordem de grandeza de outras minas subterrâneas, com profundidades entre 1500 e 2000m. Surgiram desplacamentos e, após estudos, foram implementadas modificações na mina do método de lavra, monitoramento microsísmico de superfície e de subsolo, introdução de enchimento (pastefill), monitoramento topográfico a laser (sistema CMS – cavity monitoring system) aumento da mecanização e automação das operações. Nos primeiros três meses de observação, foram detectados 2237 eventos diversos; desde a implantação do monitoramento, são observados 2 eventos na escala 2 ou 3 por ano, com lançamento de material.

7.4.5 Monitoramento de deslocamentos (hundimiento) em Palabowra (Chile)A mina, lavrada por block caving desde 2002 (antes – a céu aberto), teve em 2004 deslizamento de 60t de material. Através de levantamentos por satélite e confecção de mapas de deformação, foram detectados deslocamentos de 5cm em 24 dias. Com a estabilização de falha na parede norte da mina, esses valores foram diminuídos para 2cm/24 dias, conforme o periódico Equipo Minero (2006).

7.4.6 Modificações na Bellavista Mine Foram detectadas na mina movimentações no maciço da ordem de 1cm/dia. As medidas tomadas foram a suspensão da operação nos poços de desaguamento, o controle superficial e a redistribuição da carga (Engineering and Mining Journal, 2007).

7.5 REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

Almida, L.D.F.; Souza, J. J. Extensometria - A difusão da utilização de extensômetros na análise de deformações. Unisanta. Sd.Andrade, Santos e Silva. Minérios e Minerales, pp. 34-41. 2003.Brady e Brown. Rock Mechanics for Underground Mining. 1985.Costa, A. M. 1984. Uma aplicação de métodos computacionais e princípios de mecânica da rochas no projeto e análise de escavações destinadas à mineração subterrânea. Tese de doutorado, COPPE/UFRJ,1488p.Couto, R. T. S. Arrancamento das pregagens e cabos de aço na Mina do Moinho, Aljustrel. 80. Congresso Nacional de Geotecnia, Lisboa. 2002. 13pp. 2002.Dinis da Gama, C.; Navarro Tores, V.; Lopes, L.; Nobre, E. Interpretação geomecânica da subsidência na Mina de Panasqueira. 8o. Congresso Nacional de Geotecnia. Lisboa. 2002.Engineering and Mining Journal, setembro/2007, p. 42.Equipo Minero. Engineering and Mining Journal, n.1, 2006.Ferreira, P. T.; Ferreira, A. L. 2002. Alternativas técnicas para levantamento do vazio no sistema de transferência de minério da Mina Cuiabá (1º. e 2º. sistemas).Hanna, T.H. 1973. Foundation Instrumentation. Trans Tech Publications, 372p.Hoek, E.; Kaiser, P. K.; Bawden, W. F. Support of Underground Excavations in Hard Rock.

Balkema. Rotterdam, pp. 380-392. 1995.Hoek, E. & Brown, E. T. 1980. Underground Excavations in Rock. The Institution of Mining and

Metallurgy, 527p.unasa.edu.pe, acessada em julho/2007.

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7.6 BIBLIOGRAFIA RECOMENDADA

Bieniawski, Z. T. 1984. Rock Mechanics Design in Mining and Tunneling. Balkema. Rotterdam, pp. 137-158.Bulychev, N. S.; Fotieva, N. N.; Savin, I.I.; Sammal, A S. 1993. Back-analysis of field measurements data in underground openings. Ribeiro e Sousa e Grossman (ed). In: Safety and Environmental Issues in Rock Engineering. Balkema Rotterdam. ISRM International Symposium. EUROCK’93, Proceedings, pp. 31-36.Choquet, P. 1996. Mining Instrumentation: An Overview. In: CIM Bulletin, june 96, pp. 91-92.Crawford e Hustrulid. 1979. Open Pit Mine Planning Design, pp. 157-159.Dejean, M. & Raffoux, J.F. 1980. Monitoring of Rock Bolting and of its Effectiveness. Rock Bolting, édition de la revue Industrie minérale, pp.153-164.Field Measurements in Rock Mechanics. 1978, vol. 1, pp. 3-14, 345-350, 429-448.ISRM. 1981. Rock characterization testing and monitoring. ISRM suggested methods, E. T. Brown, 211p.Hartman, H. L. SME Mining Engineerin Handbook, pp. 859-872. 1992.Langille, C. C.; Tannant, D. D.; Galbraith, J. 1996. Investigations of one-pass grouted support systems for use in a high stress mining environment. In: CIM Bulletin, june 96, vol.. 89, no. 1001, pp. 111-116.Momayez, M.; Hara, A; Sadri, A 1996. Application of GPR in Canadian Mines. In: CIM Bulletin, june 96, vol.. 89, no. 1001, pp. 107-110.Rocha, R. 1992. Ensaios in situ e Instrumentação em Obras. Escola Politécnica da USP. Departamento de Engenharia de Estruturas e Fundações.Stillborg, 1994. Professional Users Handbook for Rock Bolting. Trans Tech Publications, 2nd ed., pp. 103-110.World Tunnelling, set 1995, p.13.

Fica aqui o nosso agradecimento ao Engenheiro Joaquim Mateus de Freitas pelo seu precioso auxílio na digitação de parte deste texto, enquanto aluno da Escola de Minas/UFOP.

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Sugestões

Figura 1 Calibração do furo para colocação da ancoragem (Dejean & Raffoux , 1980).Figura 2 Efeito da calibração do furo e monitoramento do diâmetro do furo (Dejean &

Raffoux , 1980).Figura 3 Equipamento para teste de arrancamento (Silveira, 1987).

Figura 4 Resultado de um teste de arrancamento (ISRM, 1981).

Figura 5 Célula de carga para monitoração da tração em tirantes (Hanna, 1973).Figura 6 Curva de calibração para célula de carga do tipo mola-prato ((Hanna, 1973).Figura 7 Resultado de um teste de perda de protensão.

Figura 8 Seções de convergência de uma galeria (Costa, 1984).Figura 9 Bases de medição de convergência (Costa, 1984).

Figura 10 Medidores de convergência: a) Por fio invar; b) Tipo alongâmetro (Costa, 1984 e Hoek & Brown, 1982).

Figura 11 Medição de convergência com pinos de comprimentos diferentes (Costa, 1984).Figura 12 Resultado de medidas de convergência representadas na figura 8. 11 (Costa, 1984).

Figura 13 Extensômetro de haste simples (Costa, 1984).Figura 14 Extensômetro múltiplo de hastes (Costa, 1984).Figura 15 Extensômetro elétrico (Costa, 1984).