2 Revisão Bibliográfica

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1 2 Revisão Bibliográfica Na última década os métodos de mineração conhecidos na comunidade internacional como os métodos Caving, frequentemente referidos como "métodos não suportados" (Brown, 2003), estão ganhando importância na indústria da mineração internacional, o qual tem tornado esses método os preferidos na mineração subterrânea de extração massiva (Chitombo, 2010). Exemplos dos métodos Caving mais importantes são o BC e o SLC. Prevê-se que estes dois métodos continuem a crescer em importância para estender a vida útil e dar viabilidade às minas a céu aberto quando estas atingirem sua profundidade de mineração econômica Sublevel Caving Introdução O SLC é um método de mineração massiva baseada na utilização do fluxo por gravidade do minério detonado e do estéril abatido (Kvapil, 1992). O método funciona sob o princípio de que o minério é fragmentado por detonações, enquanto que a rocha encaixante sobrejacente (hangingwall) fratura-se e abate-se sob a ação do alívio de tensões nas extremidades das paredes escavadas e da gravidade (Bull & Page, 2000). O estéril abatido proveniente do hangingwall preenche o vazio criado pela extração do minério. A aplicação original do método de mineração do SLC foi feita em terra friável nas minas de minério de ferro de Minnesota e Michigan, em 1900 (Hustrulid, 2000). O método foi adaptado mais tarde para corpos de minério mais resistentes (exigindo detonações) delimitados por massas encaixantes mais fracas. Nos últimos 40 anos as dimensões na geometria do SLC aumentaram significativamente, resultando em aumentos de escala e extensão de aplicação industrial e diminuindo os custos de produção (Brady & Brown, 2004).

2 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 19 A geometria do SLC (Figura 2.1) caracteriza-se por uma série de subníveis criados em intervalos entre 20 e 30 metros, começando no topo da jazida e progredindo de maneira descendente (Hustrulid, 2000). Um número de galerias paralelas são escavadas em cada subnível. De cada subnível o corpo mineralizado é perfurado em leques direcionados de baixo para cima de 2m a 3m (Hustrulid, 2000). A detonação dos leques tem início junto ao hangingwall continuando para frente em direção ao footwall. Quando um leque é detonado, o minério é forçado a descer, pela ação da gravidade para o interior da galeria, onde é carregado e transportado para uma passagem de minério. O minério é gradualmente substituído pelo material estéril proveniente do hangingwall que vai sendo abatido. Figura Arranjo geral típico de lavra por SLC (adaptado de Hamrin, 2001). Segundo Hartman (1992) esse sistema de lavra geralmente é empregado em jazidas de mergulho acentuado, de contatos definidos de média ou grande potência. É necessário continuidade e homogeneidade do minério para sua aplicação, assim como que o hangingwall seja sempre suficientemente instável para desmoronar, enchendo, desta forma, o espaço do minério que foi retirado.

3 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 20 O método SLC é de alta produtividade fazendo com que haja simplicidade nas operações conjugadas a serem empregadas. É aplicado, usualmente, em minérios competentes necessitando o mínimo de suporte artificial, e para isto, o minério deve ser regular e ter forma definida. Um mergulho mais forte permitirá uma caída mais eficiente do minério por gravidade, muito embora este método também possa ser adaptado a corpos de pequenos mergulhos. Dentre os métodos de alargamento este método é o que requer de menos suporte temporário no interior do realce, uma vez que toda a equipe de pessoal e maquinaria ficam protegidas no subnível. No caso de se precisar de suportes para proteção pessoal podem ser usados parafusos de teto, tela de injeção de cimento, camboteamento, concreto projetado, etc Sequência de desenvolvimento Geralmente o acesso principal é feito por rampa ou por um sistema combinado rampa/poço. A rampa é projetada no footwall e paralela ao corpo de minério, a partir desta são projetadas os subníveis (galerias), os quais são espaçados na vertical entre 20m e 30 m. Os subníveis são desenvolvidos no sentido transversal. Devem ser trabalhados simultaneamente, pelo menos 3 subníveis, sendo um em lavra, um em desenvolvimento e outro em pesquisa (Figura 2.2). A lavra é executada em retirada, de modo que o abatimento dos subníveis se processe sucessivamente no sentido descendente, podendo, entretanto, serem lavrados simultaneamente vários subníveis. Para isto, deixa-se uma defasagem de exploração entre os subníveis mais próximos. Em geral, a perfuração é ascendente. A progressão da lavra é descendente e em retirada. Concluído o desenvolvimento de cada subnível, no final de cada subnível é projetada uma chaminé até atingir o piso do subnível superior. A finalidade do seccionamento na extremidade do subnível é feita para promover a face livre do bloco a ser lavrado. O sistema de furação adotado é em leque com seções afastadas (de 2 a 3m). Como se trata de um método de abatimento, à medida que as detonações são executadas e os vãos livres excedem o limite crítico de autosustentação, os encaixantes entram em processo de abatimento.

4 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 21 Figura Detalhe das diversas fases do método SLC transversal (modificado após Sandvik Group, 2004) A perfuração é efetuada no sentido ascendente, em forma de leque, com equipamento específico para esta finalidade (fandrill) (Figura 2.3). Figura Perfurações com utilização do fandrill (modificado após Sandvik Group, 2004) As detonações são feitas a partir do final da galeria, de modo a atingir o subnível superior, mantendo-se sempre uma face livre para facilitar o desmonte. Com o impacto da detonação, o minério é forçado a cair pela ação da gravidade para o interior da galeria onde este é carregado e transportado para uma passagem de minério (ou ponto de transferências para caminhões). À medida que o minério é retirado, o espaço é gradativamente substituído pelo material estéril proveniente do hangingwall (Figura 2.4). Isto significa que o minério é misturado com o

5 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 22 estéril, e que este aumenta à medida que avança cada ciclo de carregamento. Quando a mistura estéril/minério atingir uma proporção acima do limite econômico, o carregamento é paralisado e é feita uma nova detonação. Figura Retirada do minério (modificado após Sandvik Group, 2004) O transporte do material desmontado nas frentes das galerias até os pontos de passagem de minério é feito por carregadeiras rebaixadas LHD ((load, haul and dump), e a partir daí é levada à superfície por caminhões (Figura 2.5). Figura Transporte do material desmontado nas frentes das galerias (modificado após Sandvik Group, 2004) No método SLC o corpo mineral é atravessado por galerias em vários subníveis, distantes entre si na vertical de 20 a 30 metros. As galerias são desenvolvidas ao mesmo tempo em que o sistema de galerias, na direção normal, cobre todo o corpo do minério. No caso de corpos de minério muito extensos, as galerias dos subníveis cruzam o corpo de minério a partir da galeria principal situada ao longo do footwall (lapa). No caso de depósitos estreitos (largura inferior a 20 metros), as galerias são dispostas ao longo dos mesmos.

6 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 23 A partir dos subníveis, o corpo mineralizado é perfurado em leques direcionados de baixo para cima. A detonação dos leques tem início junto ao hangingwall (capa) continuando para à frente em direção ao footwall (lapa) ou aos pontos de carregamento. Quando um leque é detonado, o minério é forçado a descer, pela ação da gravidade, para o interior da galeria, onde é carregado e transportado para uma passagem de minério. O minério é gradualmente substituído pelo material estéril proveniente do teto e/ou pelo material abatido Vantagens sobre outros métodos Hoje em dia há uma necessidade de produzir grandes quantidades de minério o qual permite fomentar o desenvolvimento de métodos de mineração massiva. Muito embora os limites de volumes de extração que definem a mineração massiva subterrânea estejam mudando ao longo do tempo, atualmente está estabelecida uma produção diária de no mínimo [toneladas/dia] ou 3 milhões [toneladas/ano] (Brown, 2004). O desenvolvimento de métodos massivos, tais como SLC e BC têm permitido atingir estes objetivos Subsidência Subsidência mineira Denomina-se subsidência mineira ao conjunto de fenómenos de movimentação descendente de camadas do subsolo e da própria superfície do terreno devido à tendência do mesmo em preencher os espaços vazios que são originados pela lavra subterrânea, principalmente após o seu colapso. A exploração mineira provoca diversos efeitos à superfície dos terrenos que se manifestam quer na área de exploração quer nas áreas vizinhas. A subsidência é um problema potencial que quando não controlado, pode levar a um dano superficial de grande escala. Toda escavação subterrânea induz a subsidência da superfície, sobretudo aquelas que usam os métodos de lavra por abatimento. O fenômeno é mais óbvio devido ao intenso fraturamento da rocha do teto imediato das escavações.

7 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 24 O que controla fundamentalmente o processo é a competência da rocha que compõe o teto imediato. O fenômeno está intimamente ligado à questão da redistribuição das tensões no maciço rochoso (após a execução das escavações nos trabalhos de lavra), às tensões naturais e tensões induzidas nas escavações subterrâneas, bem como às tensões associadas a cada princípio do processo de lavra subterrânea. A remoção de material da crosta terrestre provoca, inevitavelmente, algum reajuste das tensões e movimentação de terreno Subsidência induzida pelo SLC Um dos graves problemas induzidos pela exploração do minério ao se aplicar o método SLC é originado pela subsidência em grande escala. A condição básica para a utilização do SLC é que uma drástica e inevitável destruição da superfície é admissível. O SLC irá induzir abatimento progressivo e subsidência do maciço rochoso, vinculado principalmente à zona de maciço rochoso do hangingwall e em menor grau à zona do footwall. No SLC a subsidência pode ser caracterizada por três zonas diferentes (Figura 2.6), isto é, a zona abatida, a zona de fratura e a zona de deformação contínua (Herdocia, 1991; Lupo 1996). Estas são definidas como segue: 1. Zona Abatida- CZ é caracterizada por um grande movimento de descida do material abatido que é formado pelo colapso de resíduos de rocha a partir das paredes laterais. A rocha abatida consiste de blocos irregulares, que podem variar em tamanho de milímetros a vários metros. Nesta zona, estruturas tipo chaminés (chimneys) podem ser observadas. Estas estruturas são formadas por movimentos verticais de material abatido através dos canais de fluxo após a extração de minério. 2. Zona de fratura- FZ é caracterizada pelas fissuras de tensão, fraturas, degraus e crateras esporádicas perto da área escavada. A subsidência nesta área desenvolve movimentos horizontais e verticais que podem variar de centímetros a metros. Lupo (1996) descreveu a natureza do movimento nessa zona como uma combinação de mecanismos de cisalhamento e de tombamento, semelhante àquele observado em taludes de rochas.

8 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 25 Eventualmente, por causa do movimento contínuo, os blocos formados nesta zona poderiam formar parte do material desabado na zona abatida. Esta área é instável e insegura para estruturas civis. 3. Zona de deformação contínua- CDZ nesta zona desenvolve-se uma deformação contínua que pode ser detectada somente pela instrumentação periódica. Figura Zonas de deformação do maciço rochoso no método de mineração SLC. O bloco de maciço rochoso formado entre a fratura mais externa e o limite da zona abatida pode ser considerado como um maciço rochoso "semi-intacto", que progressivamente fragmenta-se pelo fenômeno do abatimento até tornar-se uma parte do material desabado na cratera (Herdocia, 1991) Avaliação da subsidência associada ao SLC Uma forma inicial de avaliar a subsidência associada à mineração aplicando o método SLC é usando o método de abatimento definindo empiricamente valores para os ângulos de fratura, α, e ângulo limite, β (Figura 2.6). Outra tentativa é correlacionar o volume de subsidência com o volume do minério extraído. Obviamente os métodos empíricos têm limitações, por isso, foi necessário dispor de um método analítico para prever a evolução da subsidência. Hoek (1974) desenvolveu um método de análise para predizer o crescimento de uma cratera de

9 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 26 subsidência, à medida que a profundidade de mineração é aumentada. Este método de equilíbrio limite assume que a superfície do solo é horizontal e está em uma condição drenada ou sem a presença de águas subterrâneas. A sequência de ruptura da massa rochosa considerada por Hoek (1974) é mostrada na Figura 2.7 e as características do seu modelo de equilíbrio limite é mostrado na Figura 2.8. Hoek (1974) aplicou seu modelo na Mina de Grangesborg, na Suécia, obtendo uma boa concordância entre os resultados do modelo e os valores observados no campo. Figura Sequência da ruptura progressiva do maciço rochoso com o aumento da profundidade de mineração:(a) mineração superficial; (b) falha de cunha pendurada; (c) formação da cunha íngreme; (d) desenvolvimento de trinca de tração e de superfície de falha; (e) desenvolvimento da segunda trinca de tensão e de superfície de falha; (f) cava a céu aberto inicial; (g) desenvolvimento de trinca de tração e de superfície de falha; (h) desenvolvimento da segunda trinca de tração e de superfície de falha; (i) ruptura progressiva com o aumento da profundidade de mineração (Hoek, 1974). Mais tarde, Brown & Ferguson (1979) estenderam o trabalho de Hoek (1974) para incluir o efeito de uma superfície de terreno inclinado e também a possível presença de águas subterrâneas. As características do modelo de Brown & Ferguson (1979) estão mostrados na Figura 2.9. Brown & Ferguson (1979) aplicaram seu modelo para o caso da Mina de Gath s, na Zâmbia, e obtiveram uma boa concordância entre os resultados do seu modelo e os valores observados no campo.

10 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 27 Figura Modelo de Equilíbrio limite proposto por Hoek (1974) para prever o crescimento de uma cratera de subsidência. Figura Modelo de equilíbrio limite proposto por Brown & Ferguson (1979) para prever o crescimento de uma cratera de subsidência. Lupo (1996) modificou o método de equilíbrio limite de Hoek (1974) e considerou forças de tração durante o a extração do minério e a interação entre o hangingwall e o footwall no modelo. Ele assumiu que quando não tinha extração do minério, a rocha desabada fornecia suporte ao footwall e ao hangingwall e durante a ação de extração do minério, as forças de tração aumentavam as tensões de cisalhamento no hangingwall e no footwall. As forças de tração foram

11 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 28 calculadas usando relações bem conhecidas da teoria de mecânica do solos e silos. Esta abordagem foi utilizada na mina Kiruna, Suécia e os resultados obtiveram boa concordância com as observações de falha sobre o mecanismo. No entanto, o modelo não foi capaz de prever o comportamento do Footwall (Henry e Dahnér- Lindqvist, 2000). Conforme o mencionado acima, vários autores têm modificado o método proposto por Hoek para incorporar parâmetros adicionais e variadas geometrias de mineração. A Tabela 2.1 resume as abordagens disponíveis de equilíbrio limite para a análise de subsidência induzida pelo SLC desenvolvidas após Hoek (1974). Tabela Evolução dos métodos de equilíbrio limite para a análise de subsidência induzida pelo SLC (modificado após Flores & Karzulovic, 2004) Autor(es) Brown e Ferguson (1979) Breve Descrição do Método e Aplicações Modelo de equilíbrio limite estendido de Hoek, levando em conta uma superfície inclinada e pressões subterrâneas na trinca de tração e no plano de cisalhamento. Este modelo foi utilizado para avaliar a falha progressiva da hangingwall na Mina Gath`s em Rodésia. Herdocia (1991) Propôs um modelo geométrico simplificado para o cálculo de fatores geométricos que afetam a estabilidade do hangingwall em uma jazida inclinada usando o método de Sublevel Caving. Esse modelo de equilibrio limite foi utilizado para avaliar a estabilidade de hangingwall nas minas Grängesberg, Kiruna e Malmberget, em Suécia. Lupo (1996) Este modelo considera a falha do hangingwall utilizando o as equações de equilíbrio limite obtidas por Hoek (1974), mas considera um coeficiente de pressão da terra ativo, e as equações de equilíbrio limite obtidas por Hoek (1974) para taludes escavados em minas a céu aberto para analisar o footwall. O uso de um coeficiente de pressão da terra ativa tem por objetivo incluir o efeito do movimento da rocha abatida durante a extração. Este método foi aplicado à análise de Sublevel Caving na mina Kiruna, em Suécia. A partir dos anos 80 começaram a usar-se métodos numéricos para a análise de subsidência. No período de predominou a utilização do método dos elementos finitos, mas desde o final dos anos 80 começaram a serem utilizados, e cada vez de modo mais frequentes os métodos das diferenças finitas e de elementos discretos para esta finalidade. Um levantamento de literatura global dos métodos Caving (Vyazmensky, 2008) revela que há poucos estudos publicados descrevendo a modelagem

12 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 29 numérica de subsidência de superfície associadas ao Sublevel Caving (Os mais importantes deles estão resumidos na Tabela 2.2). Tabela Analises Numéricos de subsidência induzido pelo SLC ( Modificado de Vyazmensky, 2008) Autor Code Mina Singh et al. (1993) FLAC Local especifioa: Minas Rajpura Dariba e Kiruna Lupo (1999) FLAC Local específico: Mina Kiruna Sjöberg (1999) FLAC Local específico: Mina Kiruna Henry & Dahnérlindqvist (2000) Villegas & Nordlund (2008) FLAC Phase2, PFC 2D Local específico: Mina Kiruna Local específico: Mina Kiruna Shirzadegan (2009) UDEC 2D Local específico: Mina Kiruna Singh et al. (1993) usaram o código de diferenças finitas FLAC para simular o progressivo desenvolvimento de fraturamento no hangingwall e footwall com o aumento da profundidade de mineração, sendo realizadas estes análises em Rajpura Dariba (Índia) e na mina de Kiruna (Suécia). A influência do material desabado sobre a zona de fratura não foi considerada. Os resultados da modelagem foram encontrados razoáveis de acordo com as medições de campo. Lupo (1999) confirmou a validade do seu modelo de equilíbrio limite proposto (Lupo, 1996) para o mecanismo de falha do Hangingwall, com modelagens numéricas com FLAC. Sjöberg (1999) realizou modelagens numéricas usando um código de diferenças finitas (FLAC) para avaliar a falha do Footwall e o efeito do material desabado na mina Kiruna. O modelo mostrou que o suporte lateral do material desabado foi significativo. Henry & Dahnér-lindqvist (2000), Com base em novos dados de campo da Mina Kiruna e modelos numéricos anteriores no software FLAC, propus uma nova modelagem para avaliar o comportamento do Footwall na Mina Kiruna com FLAC, obtendo uma tendência de falha circular para o Footwall de kiruna. Villegas & Nordlund (2008) analisaram a subsidência na mina Kiruna usando PFC2D, porém, processo de sequenciamento de extração do minério não foi considerado ao detalhe. A modelagem apresentou interação entre o

13 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 30 Hangingwall, o Backfill e o Footwall. Além disso, foi demonstrado que a rocha desabada e o Backfill fornecem suporte ao Hangingwall e ao Footwall, portanto, reduzem a magnitude e a extensão da superfície da subsidência. Villegas & Nordlund (2008) também realizaram uma análise numérica do fraturamento do hangingwall na mina de Kiruna usando um método de elementos finitos PHASE2. Neste caso, O processo do abatimento, foi simulado explicitamente por adição de vazios movendo-se para cima desde o nível de extração e alterando as propriedades do material, quando o vazio foi preenchido. Subsidência, tensões, deslocamento por cisalhamento e plasticidade foram usados para avaliar a falha do Hangingwall. Calcularam o ângulo de fratura e o ângulo limite para subníveis diferentes de mineração. Shirzadegan (2009) utilizou o método dos elementos distintos UDEC-2D para avaliar o efeito das estruturas geológicas sobre a subsidência do Hangingwall da Mina Kiruna.. Os modelos desenvolvidos com diferentes sistemas de estruturas geológicas mostraram que as estruturas geológicas favorecem a extensão da superfície de deformação e o processo de falha ocorre principalmente ao longo das estruturas geológicas Transição Mina Céu aberto - SLC Várias das grandes operações a céu aberto estão enfrentando o desafio de projetar e planejar uma transição subterrânea para sustentar o futuro de longo prazo das suas operações. Particularmente, o método subterrâneo SLC é atraente por sua alta produtividade e baixo custo operacional que pode competir com os custos associados com a remoção da fase final de uma cava a céu aberto. A mineração a céu aberto é um método de exploração de baixo custo que permite um alto grau de mecanização das operações e o manejo de grandes volumes de produção. O conceito deste método é orientado para a exploração de depósitos de superfície. Mas, atualmente, existem muitas jazidas que têm uma dimensão vertical considerável, e apesar do fato de que seu método de exploração inicial ser a céu aberto, em alguma profundidade se terá de tomar decisões importantes para o futuro do negócio da mineração, como o de continuar com a mineração a céu aberto mais profundo e com custos muito altos para este tipo de

14 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 31 operação, ou mudar para um método de exploração daqueles recursos geológicos remanescentes abaixo da cava a céu aberto, usando uma mineração subterrânea. Uma transição procura manter níveis de produção, portanto, qualquer mineração subterrânea deve ser de exploração massiva. Os métodos de exploração aplicando Caving, como o SLC, são os únicos que permitem atender esta necessidade, isto é, o de alcançar taxas de alta produção e baixo custo de desenvolvimento, preparação e operação. As opções mais atraentes pela sua capacidade de volume de extração que pode competir com os volumes de produção de uma cava a céu aberto são os métodos de exploração vinculados aos métodos Caving. Considera-se, portanto, que uma transição de cava a céu aberto para mineração subterrânea, particularmente o SLC, tem uma vantagem sobre as jazidas tabulares de moderada a grande espessura, permitindo uma lavra mais seletiva ao contrário do método BC. Muitas operações mineiras aplicaram SLC, diretamente como uma operação de mineração subterrânea ou por meio de uma transição para mineração subterrânea desde uma operação a céu aberto. A mina Kiruna (Suécia) e a mina Kvannevann (Noruega) são dois exemplos mundiais apresentados nesta seção Mina Kiruna A mina de Kiruna entrou em operação em 1900, pioneira na mecanização, é considerada um modelo de mineração no mundo, sendo que muitas mineradoras em todo o mundo tomam suas operações como referência. Kiruna. (Figura 2.10) é a líder na aplicação de tecnologias de automação modernas em mineração subterrânea e serve como campo de testes para uma das mais renomadas empresas fabricantes de equipamentos para subsolo. Situada na cidade do mesmo nome, Kiruna é a maior mina subterrânea de ferro no mundo, sendo que sua produção é de 29 Mton ( t/dia) de minério bruto por ano. O corpo de minério atinge mais de 2 km de profundidade, possuindo, aproximadamente, 4 km de comprimento e 80 m de espessura.

15 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 32 Figura Mina Kiruna na Suécia. Atualmente, a mina é operada pela Luossavaara-Kiirunavaara AB, LKAB. No início do século passado, o minério foi extraído por mineração a céu aberto. A transição para a mineração subterrânea começou durante a década de Hoje em dia, a jazida inteira é explorada utilizando SLC em larga escala. O mergulho da jazida é de para o leste e a direção do corpo mineral é Norte-Sul. O minério de ferro contém principalmente magnetita fina gradada com variações no teor de apatita. O tipo de rocha no lado de footwall é uma sequência de lavas trachyandesiticas, e do lado hangingwall compreende riodacitos piroclásticos (Figura 2.11). A classificação do Índice de Resistencia Geológica (GSI, Hoek (1974)) correspondente é de GSI=60 para o maciço rochoso de footwall e de GSI=55 para o hangingwall. Os subníveis são desenvolvidos com um espaçamento vertical de 28,5 m, de dimensões 7 m de largura x 5 m de altura. Os leques de explosão têm uma largura de 3,0-3,5m por anel. O minério quebrado mobiliza-se pelo efeito do fluxo de gravidade.

16 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 33 Figura Geologia da mina Kiruna. SUBSIDÊNCIA - KIRUNA A mineração usando o SLC induz a subsidência da superfície (Figura 2.12) em grande escala, principalmente no lado hangingwall na mina Kiruna. A subsidência é caracterizada por deformações descontínuas, perto da jazida e deformações contínuas mais afastadas da zona hangingwall. O primeiro sinal de instabilidade na superfície do solo é de pequenas trincas de tração que estão em constante crescimento e ampliação. Atualmente, trincas de tração definem o limite entre as zonas de subsidência contínua e descontínua. Com base em observações de campo na mina foi assumido que o hangingwall se comporta como um talude onde o pé fica enfraquecido pela extração contínua do minério. A mina tem experimentado problemas de instabilidade de grande escala.

17 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 34 Figura Subsidência induzida pelo SLC. Mina Kiruna. Fonte: Mina Kvannevann A mina Kvannevann está localizada ao norte da Noruega. O corpo de minério atinge mais de 300 m de profundidade, possuindo, aproximadamente, 70m de espessura, a rocha encaixante é o gnaisse. A mina Kvannevann explora óxido de ferro, a fim de aumentar sua capacidade de extração e reduzir custos de produção foi adotado o sistema SLC no ano Em 2009, a mina começou a preparação para o SLC removendo os primeiros pilares de proteção na parte ocidental da abandonada mina a céu aberto Kvannevann. O SLC requer que a jazida e o maciço rochoso circundante rompam sob condições controladas para garantir a segurança da operação de mineração. A aplicação do SLC já causou deformações do maciço rochoso encaixante manifestadas na superfície na forma de trincas paralelas ao hangingwall. A mina está localizada na área de mineração Ørtfjell, área a aproximadamente 6 km a nordeste da aldeia de Storforshei (norte da Noruega). A cidade mais próxima é Mo i Rana localizado acerca de 27 km ao sul. A mina é operada pela empresa mineração Rana Gruber AS. A área da mina é mostrada na Figura 2.13; existem 3 minas a céu aberto antigas na área: o West Pit, o Pit Erik,

18 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 35 que é parcialmente preenchida com água e o Pit Kvannevann, sob o qual a mineração subterrânea com SLC ocorre atualmente. Há também nesta última cava muito material estéril de preenchimento (backfill). Figura Mina Kvannevann. A área de mineração abrange aproximadamente 4,5 Km 2. A cava a céu aberto Kvannevann é de cerca de 1200 metros de comprimento e 100 metros de altura. SUBSIDÊNCIA - KVANNEVANN O sistema de mineração SLC é usado para jazidas grandes, íngremes, contínuas, tais como na Kvannevann. As deformações causadas por este método são consideráveis e resultam de forças gravitacionais e de redistribuição de tensões induzidas no maciço rochoso. Neste sistema de mineração o minério é extraído através de subníveis, que são desenvolvidos na jazida com um espaçamento regular vertical. Cada subnível possui uma disposição sistemática com galerias paralelas ou transversais ao longo ou através do corpo minério (Smith, 2003).

19 Capítulo 2. Revisão Bibliográfica 36 Figura 2.14 Configuração Mina Kvannevann. Fonte: Segundo a exploração avança o hangingwall (encaixante superior) abate e em menor grau ocorrem deformações no footwall (encaixante inferior) e é um efeito esperado porque o maciço rochoso esta previsto para fraturar e colapsar depois da extração do minério. O esquema geral do sistema de SLC usado na mina Kvannevann é mostrado na Figura Três distintas zonas de deformação podem ser identificadas na superfície: zona de abatimento, zona de fratura e zona de deformação contínua. O primeiro ocorre verticalmente acima do nível explorado. O segundo consiste de fraturas na superfície que se podem ocultar devido à vegetação ou resíduos de depósitos de rocha. A zona de deformação continua é identificada como a área onde as deformações do maciço rochoso são menores onde só é possível a medição das deformações com instrumentação especializada. A extensão da zona de deformação pode ser expressa como o ângulo entre a horizontal e a linha que une o subnível de mineração atual e a deformação medida superficial mais longe, descrito numa seção perpendicular ao eixo da jazida. De acordo com (Henry et al., 2004;. apud Lupo, 1996), este ângulo é estimado em 40 a 60 graus. O ângulo da linha que separa a zona de deformação continua e a zona de fratura varia entre 60 a 80 graus em relação ao plano horizontal. A área influenciada pela deformação e fraturamento do maciço rochoso aumenta com a profundidade de mineração.