UNIVERSIDADE FEDERAL DE PERNAMBUCO CENTRO DE TECNOLOGIA E GEOCIÊNCIAS DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS APOSTILA DA DISCIPLINA: “MÉTODOS DE LAVRA À CÉU ABERTO” Prof. Júlio César de Souza Recife, janeiro de 2001
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DISCIPLINA: MÉTODOS DE LAVRA À CÉU ABERTO 1.Introdução.................................... ................................................................................ .................4 2. Desenvolvimento (vias de acesso, traçado da cava, relação estéril/ minério, talude final do pit, tipos de acesso).................................... ................................................................................ ..........12 3. Métodos de descobertura (equipamentos, sistemas de descobertura).. ......................................18 4. Métodos de lavra à céu aberto............. ................................................................................ ......25 - Tipos básicos - Seleção do método de mineração - Mineração de pláceres - “Open pit - “Strip mining” - “Quarry mining” - “Glory hole methods” 5. Ciclo básico de mineração à céu perações unitárias)..................................................31 - Desmonte com explosivo - Carregamento do material desmontado - Escavadoras cíclicas e contínuas - Transporte de material desmontado 6. Sistemática da mineração à céu aberto.............. ........................................................................35 7. Ap licação de mineração à céu aberto........................................................... ..............................36 - Mineração de carvão - Mineração de minerais industriais - Mineração de cobre - Mineração de ferro - Mineração de pláceres (minerais pesados) - Miner de turfa e linhito - Mineração de rochas ornamentais 8. Planejamento e dimensionamen to de operações em “open pit” e “quarry mine”......................41 - Planejamento a longo prazo - Planejamento a curto prazo 9. Drenagem e esgotamento de águas pluviais e de infiltração.....................................................47 10. Dimensiona mento de equipamentos e processos............................................... ......................49 - Altura total de despejo (“dragline” e “shovel”) - Plano de fo go (explosivos) - Tratores e equipamentos auxiliares - Dimensionamento de escava doras para mina de carvão (Usina de Candiota) - Produção horária de escavadoras cíclicas Dimensionamento de frota de caminhões - Dimensionamento de extração de depósito de saib ro -
3 11. Disposição de rejeitos de lavra................................................. ...............................................63 12. Critérios econômicos para deci são entre lavra à céu aberto e lavra subterrânea.....................67 13. Custos unitári os de produção...................................................................... .............................69 14. Caracterização ambiental........................ ................................................................................ .70 - Pó / poeira - Ruídos - Vibrações - Rejeitos sólidos (deposição e barragens)
4 1. INTRODUÇÃO
MINERAÇÃO: ramo da Engenharia como sendo a ciência e a arte de conduzir as operações extra tivas principais, tendo em vista: a) Obter o melhor rendimento do trabalhador em ton/homem/dia; b) Obter o melhor rendimento do equipamento mecanizado visando o menor investimento; c) Obter o menor custo por unidade produzida; d) Obter a ma ior salubridade e segurança dos mineiros; e) Evitar a lavra predatória e ambiciosa p reservando as reservas futuras e o meio ambiente. De modo geral a mineração à céu aberto proporciona um acréscimo de produtividade no trabalho em relação à mineração em subsolo, ap esar de, às vezes, declinar no aspecto qualidade do produto (ROM). Esse aumento de produtividade teve origem após a 2a grande guerra com a introdução de novos explosivo s, novas máquinas de perfuração, aumento da capacidade das máquinas de desmonte, melhori a dos processos de beneficiamento dos minerais e uso de máquinas elétricas de grande capacidade (máquinas auxiliares, de desmonte, carregamento e transporte). Prepond erantemente se prefere minerar por métodos de superfície carvão, cobre, ferro, argila, gesso, fosfato, calcário, areia, brita, pedras de construção e rochas ornamentais. Os fatores de controle que determinam a escolha do método de lavra entre mineração à céu abe rto e mineração subterrânea são os custos de mineração, recobrimento de estéril e disseminaçã teor. A relação estéril/minério é o fator de controle no custo comparativo de mineração por m dos de desmonte à céu aberto contra os métodos de mineração em subsolo. A relação limite (“st ping ratio”) não deve nunca ser ultrapassada. Existem diversos métodos e equipamentos para realização das operações unitárias necessárias à extração dos diversos minerais de inter econômico sendo as principais atividades extrativas em superfície as seguintes: Mine ração de minérios metálicos (“open pit”) Mineração de carvão (corte e aterro, “countor mining os miners”) Mineração de brita e minerais industriais (“open pit”) Mineração de aluviões (des te hidráulico, dragagem) Mineração de rochas ornamentais As propriedades geomecânicas das rochas tem influencia direta na seleção do método de la vra mais apropriado para extração de determinado bem mineral e na seleção do tipo de equ ipamento a ser utilizado. A escolha do equipamento, método de acesso e dos sistema de explotação depende em grande parte das propriedades físico-mecânicas da substância min eral e das rochas encaixantes, da forma geológica do jazimento e do relevo da supe rfície. As principais propriedades das rochas são: dureza, resistência, peso específico, porosidade, fragilidade, umidade e anisotropia. Entre os fatores mais important es para seleção de equipamentos estão a dureza do minério e estéril, densidade aparente e “i n situ”, resistência e umidade. Com esses fatores os ângulos de talude do “pit” final e de trabalho podem ser determinados.
5 Outros aspectos importantes na seleção e planejamento das atividades extrativas à céu ab erto se referem a drenagem natural da região e presença de água subterrânea na área da min a. Todas essas variáveis devem ser cuidadosamente analisadas para escolha correta do método de extração e equipamentos afim de que o sistema projetado proporcione a mai or produtividade com o menor custo, respeitando as regras básicas de segurança dos t rabalhadores e preservação do meio ambiente. O ciclo de operações unitárias básicas, present es na maioria das minerações à céu aberto é o seguinte:
Descobertura => perfuração => carga e detonação => carregamento => transporte Essas operações ocorrem concomitantemente, com exceção da detonação, que exige a retirada do pessoal e maquinário da área a ser desmontada por razões de segurança. PERFURAÇÃO: Os difer entes métodos de perfuração de rochas se classificam em: - Perfuração a percussão - Perfuraçã otativa - Perfuração térmica A seleção de perfuratrizes se faz segundo a perfurabilidade d a rocha, que se mede pelo avanço em mm/min ou min/m. A figura 1 (Novitzki) mostra o efeito da perfurabilidade da rocha sobre o custo de penetração. Geralmente o custo mais baixo se obtém em rocha branda até dureza média com perfuração rotativa (“rotary”), em ocha dura com perfuração percussiva e em rocha muito dura (taconitos) com perfuração térmi ca. As perfuração percussiva e rotativa são competitivas em rochas com dureza mediana até dura. Perfuração percussiva: Na perfuração a percussão a energia gerada pela pressão de a que atua sobre o êmbolo é transmitida por impacto à broca. A potência do martelo sobre o êmbolo é igual à energia por golpe multiplicada pelo número de golpes por minuto. A po tência e a penetração aumentam com o aumento da pressão de ar comprimido. O efeito da pe rfuração é obtido pelo impacto da broca de aço contra a rocha. A broca de aço se move com movimento vertical alternativo e o dispositivo de percussão pode atuar por gravida de ou por uma força externa aplicada mecanicamente. As perfuratrizes pneumáticas per cussivas são as mais utilizadas no momento dentro dessa classificação de perfuração percus siva. Elas quebram a rocha com golpes de alta freqüência (2.000 ciclos/min) e alta e nergia. O êmbolo se move com movimento alternado dentro de um cilindro graças ao ar comprimido que entra através de uma válvula, regulado por um mecanismo de
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distribuição. A broca também gira com certo ângulo após cada golpe. Além disso o cilindro av ança medida que progride a perfuração. As partículas de rocha são retiradas de forma contínu a por meio do ar comprimido. As perfuratrizes pneumáticas são utilizadas para execução d e furos de pequeno diâmetro em rocha dura ou para furos de diâmetro maior onde não é pos sível a utilização de carretas de perfuração (terrenos íngremes sem acesso para veículos). As perfuratrizes providas de rotação mediante barra ranhurada podem perfurar furos de 2 ½” à 6” até 30 m de profundidade. A velocidade de perfuração varia em granito de 9 a 18 m/h em calcário entre 21 a 45 m/h. Com exceção de pequenos martelos pneumáticos manuais, a maioria das perfuratrizes de superfície são montadas sobre meios de transporte autop ropulsores. A coluna portadora do mecanismo de rotação e avanço permite a perfuração de fu ros verticais, inclinados e horizontais. Para grandes produções se utilizam carretas de perfuração sobre rodas e em unidades maiores, sobre esteiras (maior estabilidade e contrapeso). O equipamento de perfuração está montado sobre uma coluna sendo o movi mento de avanço transmitido à perfuratriz por uma barra com filete, correntes e cili ndros hidráulicos. Nos tipos mais comuns a pressão de alimentação para o avanço pode chega r a 300 kg. As carretas de perfuração leves, para furos de 2 a 4” até mais de 30 m de pr ofundidade, pesam de 3.000 a 6.000 kg. Estão equipadas com perfuratrizes de 3 ½ a 5” e requerem de 600 a 900 pcm de ar a pressão de 100 psi. As carretas de perfuração pesad as, de 8.000 a 14.000 kg, são utilizadas para furos de 4 a 6”até mais de 30 m de profu ndidade. Sua coluna de perfuração é uma torre rígida e podem ser providas de aparatos pa ra captação de pó, macacos hidráulicos para nivelamento e equipamento para manejo automáti co de hastes e brocas de perfuração. Na perfuração percussiva se utilizam 3 tipos princi pais de brocas: - broca em cruz com 4 pastilhas de carbureto de tungstênio, - broc a tipo cinzel com uma pastilha de carbureto de tungstênio, e - broca de percussão ti po “botton” com cilindros de carbureto de tungstênio. Para seleção do equipamento de perfu ração percussiva deve-se considerar os seguintes fatores: tipo de rocha (dureza e ab rasividade), tamanho e profundidade dos furos, forma do terreno, volume da produção e custo do equipamento. Além disso, o equipamento de perfuração está diretamente relacio nado com o tamanho do britador e do equipamento de carregamento. Perfuração rotativa : A perfuração rotativa é o método de perfuração mais universal. Pode ser utilizada em mater ial muito brando, com a utilização de brocas cortantes, e em rochas de dureza média a até muito duras, com a utilização de brocas rotativas. As carretas de perfuração para roch as brandas podem perfurar de 250 a 360 m por turno de 8 h. O acionamento para eq uipamentos de perfuração por rotação pode ser um motor diesel ou elétrico. Durante a perfu ração, o maior consumidor de energia é o compressor, cuja potência pode alcançar 400 CV. A velocidade de rotação varia entre 30 e 120 rpm.
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As brocas rotativas atacam a rocha por abrasão , corte, ruptura ou por ação combinada destes processos de fragmentação. Todas as perfuratrizes utilizam um sistema se empu xo sobre a rocha para fragmentá-la eficientemente. A carga axial variável segundo o tipo de rocha alcança, em rochas mais duras, até 2.000 kg/cm de diâmetro da broca. A f orça de empuxo é obtida pelo peso da coluna de barras e pelo acoplamento de uma part e do peso da carreta de perfuração através de cilindros hidráulicos, cabos ou correntes. Para a perfuração de furos de grande diâmetro são necessárias carretas de perfuração pesadas (até 80.000 kg). A limpeza dos furos é realizada através da circulação de ar. A limpeza co m água é empregada unicamente quando a afluência de água no furo é demasiado grande. A pen etração de brocas em formações duras com granito, ferro duro e taconito varia de 5 a 9 m /h. Rochas de dureza média podem ser perfuradas com velocidades da ordem de 9 a 24 m/h. A perfuração de rochas brandas é muito rápida, de 30 a 90 m/h e com freqüência é limita a mais pela capacidade da máquina de evacuar os detritos de perfuração do que pela pen etração do trépano. O custo de perfuração depende muito da dureza da rocha e deve variar e ntre 0,30 $/m em rocha muito branda até 6 $/m em materiais muito duros. Perfuração térmi ca: Entre os processo térmicos, com exceção da abertura de canais laterais em rochas o rnamentais com a utilização de “flame jet”, o único utilizado em mineração é o “jet piercing” volvido pela Linda Air Products Corp. O método consiste em obter o orifício por esqu entamento rápido da rocha a alta temperatura pelo efeito de uma chama de gás de alta velocidade. O aumento brusco e rápido da temperatura causa uma quebra contínua da r ocha por ação do trincamento, sendo desprezível a fusão da rocha. O método só é econômico par uros de 6 a 10” em rochas onde as perfuratrizes convencionais não dão resultados efici entes. A eficiência dessas perfuratrizes depende sobretudo da capacidade da rocha de trincar-se. Resultados particularmente bons foram obtidos na perfuração de taconi tos. Seleção de perfuratrizes: Na seleção de perfuratrizes os fatores mais importantes são : - dureza do terreno, que determina o tipo de método de perfuração e “bit”, - tonelagem d iária da mina, que afeta o tamanho e consumo de energia. A perfuratriz diesel poss ui grande mobilidade em comparação com a perfuratriz elétrica que tem baixo custo de m anutenção mas necessita mão-de-obra extra para movimentação do cabo de alimentação. CARREGAME TO: Em mineração à céu aberto utilizam-se amplamente as escavadoras de uma caçamba e de caça mbas múltiplas. Dentro das escavadoras de caçamba única predominam as pás carregadeiras
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(“traxcavator”), “shovel” e “dragline”. Entre as escavadoras de caçambas múltiplas destacam-s pá mecânica de roda frontal (“bucket whell excavator – BWE) e as dragas de caçambas em li nha. As escavadoras de uma caçamba são utilizadas em diversas situações mineiras e com q ualquer dureza de rocha. As rochas brandas são escavadas por “shovel”, pás carregadeiras ou “dragline” sem o emprego de explosivo. As rochas duras são obrigatoriamente fragme ntadas com explosivos antes de seu carregamento. A escavabilidade do solo é da mai or importância na seleção do equipamento de carregamento. Isso depende de vários fatores tais como a dureza do solo intacto, resistência mecânica, propriedades abrasivas do s minerais constituintes, densidade “in situ” e empolado, grau de preparação do solo, fr agmentação, etc. Para a determinação da escavabilidade se pode recorrer ao exame de esca vações similares nas vizinhanças, estudo do comportamento do solo escavado em poços de p esquisa ou ensaios sobre amostras de perfurações e estudos de sismologia de refração. Eq uipamentos de carregamento Dragas escavadoras: Existem dois tipos principais de dragas escavadoras: draga escavadora de mandíbulas (“cleam shell”) e draga escavadora de caçamba (“dragline”). Uma draga sempre trabalha em cima do banco, trabalha por grav idade e desmonta o minério que se encontra a sua frente. São máquinas típicas para a sol ução de problemas de desmonte de grandes massas elevadas e carregamento com auxílio de outras máquinas menores. São adequadas ao desmonte de rochas brandas e material não m uito duro (carvão mole). As “cleam shell” servem para material muito frouxo e as “dragli ne” para materiais um pouco mais duros. Para materiais mais resistentes e em zonas acidentadas a “shovel” é mais indicada. A “dragline” trabalha em cima do banco que está sen do desmontado e possui os seguintes movimentos fundamentais: 1. deslocamento hor izontal, 2. rotação em ângulo maior que 90o, 3. altura regulável também do braço transversal , 4. caçamba arrastada sobre o piso do nível inferior, e 5. simplesmente gira e desc arrega (não abre a caçamba). O giro é feito por gravidade (economia de energia) Alguma s características da “dragline”: - capacidade de escavar bem acima e abaixo do grade, - pode funcionar em condições operacionais menos rígidas que a “shovel”, - tem eficiência me nor que uma “shovel” do mesmo tamanho devido a movimentos menos precisos, - pode ou não necessitar de equipamentos auxiliares para disposição de estéril, - normalmente util izada para materiais moles e inconsolidados, e - unidades grandes podem manusear rocha fragmentada (detonada). Pás mecânicas
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Existem três tipos principais de pás mecânicas: pá mecânica giratória (“shovel”), roda fronta iratória (BWE) e retroescavadeira. As pás mecânicas pertencem ao grupo de escavadeiras cíclicas (“shovel” e retroescavadeira) ou de ciclo contínuo (BWE). A pá mecânica giratória o “shovel” pertence ao grupo das escavadoras cíclicas. As “shovel” se dividem em: pás para co nstrução (caçamba de 0,25 a 2,0 m3), “mining shovel” (caçambas de 3 a 19 m3) e “stripping sho el” (caçambas de 4 a 126 m3). A “shovel” é colocada no piso da bancada que é explotada por c ortes sucessivos cujas frentes se dispõem no extremo do corte em operação A “shovel” escav a a rocha com o corte de baixo para cima e avança em direção a bancada a medida que av ança o trabalho. As operações básicas durante o ciclo de trabalho da “shovel” são: - escavaçã giro para descarga, - descarga no transportador, - giro para local de escavação. As “q uarry mine shovel” tem uma duração do ciclo de operação de 20 a 25 seg enquanto as “strippin g shovel”, com um giro de 90o, um ciclo com duração de 50 a 55 seg. A maior parte do t empo de duração do ciclo (60%) é gasta nos giros da máquina. A duração do ciclo pode ser red uzida pela diminuição do ângulo de giro da pá mecânica aumentando-se dessa forma a produti vidade da mesma. A duração da escavação depende da dureza da rocha e do grau de fragment ação da rocha por detonação. Recentemente foram desenvolvidas “shovel” com caçamba de até 9 m e capacidade (peso da máquina de 140 ton) com acionamento hidráulico, sem emprego de cabos. Por possuir maior mobilidade e ter um ciclo de trabalho mais curto essa máquina oferece bem maior produtividade que as “shovel” tradicionais com acionamento a través de cabos e polias. Movimentos fundamentais da “shovel”: 1. deslocamento horizon tal, 2. avanço e recuo, 3. giro de 90o, 4. regulagem da lança (entre 35 e 45o), dete rmina a altura de despejo, 5. levantar e abaixar a caçamba com o braço, e 6. abertur a do fundo da caçamba para descarregá-la. Algumas características da “shovel” são: - alta pr odução, - manuseia qualquer tipo de material, inclusive pequenos matacões, - condições de trabalho bastante rígidas - necessita de equipamento auxiliar para deposição de estéril, com exceção de algumas “stripping shovel”, e - mobilidade limitada.
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A retroescavadeira é um equipamento utilizado para o carregamento e desmonte de ma terial que está abaixo da sua posição. A caçamba ao subir move-se até o nível da máquina, rec lhendo o material e após o braço da caçamba gira e o material é descarregado pelo fundo. As BWE foram desenvolvidas para a mineração de linhito na Europa e tem como caracte rística principal operarem em ciclo contínuo. Algumas características da BWE são: - deve ser operada sobre condições de engenharia muito rígidas, - alto custo de investimento inicial, - limitada a escavações de rochas muito brandas, - capacidade de altas tax as de produção, e - necessita de sistema auxiliar de deposição de estéril. Trator com carr egador de caçamba frontal (“traxcavator”): Esse equipamento possui a capacidade de des montar e colher o material na caçamba. Presta-se para o desmonte de uma camada de material ou minério mole e o carregamento fácil de um caminhão normal. Existem dois ti pos de pás carregadeiras: sobre rodas e sobre esteiras. A pá carregadeira desmonta e quebra a rocha que, por essa razão, deve ser mole. Caso trabalhe com rocha de mai or dureza deve-se providenciar a fragmentação da mesma com explosivos até uma granulom etria que possibilite seu carregamento na caçamba da máquina. As principais caracterís ticas da pá carregadeira sobre rodas são: - alto grau de mobilidade, - custos relati vamente baixos de manutenção, - alto custo de pneus em rochas abrasivas (basalto, ta conito, etc) - pressão relativamente alta sobre o terreno de apoio, e - altas velo cidades que permitem o transporte de material a maiores distâncias em relação à máquina de esteiras. As principais características da pá carregadeira sobre esteiras são: - boa habilidade de escavação, - velocidade relativamente baixa de marcha, - custo alto de manutenção sobre terreno abrasivo, - pressão relativamente baixa sobre o solo, - boa capacidade para operar em taludes inclinados, e - alto grau de manobrabilidada. Trator de lâmina frontal (“buldozer”): Os “buldozer” são constituídos de um trator ao qual se monta uma lâmina côncava que trabalha nas operações de terraplanagem. São muito utilizados no desmonte primário retirando uma camada de 10 a 20 cm em cada passada. A capaci dade da máquina é função da potência do motor, peso da máquina e dimensões da lâmina. Um trat tipo D4 tem capacidade de desmonte de até 40 m3/h enquanto o tipo D7 de até 100 m3/h .. Oferecem um transporte e serviço eficientes mas com distância de percurso curta ( 50 a 150 m). O carregamento pode ser feito para um monte e a partir daí retomado p or outras máquinas de carregamento e transporte.
11 Estes tratores servem basicamente para: - deslocamento de material, - limpeza do terreno, - preparo do campo para passagem de máquinas maiores, - tracionamento de “scrappers”, e - limpeza da frente de trabalho. Escavadora-transportadora (“scrapper”) Normalmente são veículos rebocados por tratores. Nessas máquinas a caçamba possui uma lâmi na que se desloca sobre o solo (ou minério) a escavar e vai cortando e acumulando o material dentro de sua caçamba. Tem um rendimento muito superior ao trator de lâmi na frontal, mas só trabalha em terrenos incoerentes com fragmentos grosseiros ou f inos, areias, rochas plásticas e semi-plásticas. O seu rendimento pode ser muito peq ueno dependendo das condições operacionais. Pode ser rebocado ou auto-propulsor. Hoj e, grandes máquinas desse tipo operam em minas à céu aberto sendo utilizadas como máquin as auxiliares na mineração, preparando o terreno para as grandes máquinas ou removendo a camada de terra vegetal para posterior revegetação da área minerada. TRANSPORTE: Na mineração à céu aberto os meios de transporte pertencem quase que totalmente aos ramos convencionais: rodoviário, ferroviário e hidroviário. Podem também ser utilizados transp ortes não convencionais como oleodutos, gasodutos, minerodutos e correias transpor tadoras. Existem vagões para 20 a 30 ton de capacidade e caminhões fora de estrada c om 100 ou mais ton de capacidade. O transporte se caracteriza por grandes massas a serem transportadas, pequenas distâncias e pequenas velocidades. A seleção do tipo de transporte é determinada por 3 fatores básicos: 1. características do jazimento, 2. tamanho da explotação, e 3. intensidade de condução dos trabalhos. As caraterísticas do j azimento determinam o método de acesso e sistema de explotação, comprimento das vias d e transporte, inclinações, etc. O tamanho da produção determina a capacidade necessária do s meios de transporte. Os principais tipos de transporte à céu aberto são: - ferroviário , - rodoviário, e - correias transportadoras. As principais características desses mét odos de transporte são;
12 Caminhões: necessita boas estradas para minimizar o custo dos pneus, pode negociar rampas íngremes, economicamente limitado a um raio de 6 km, são muito flexíveis e pod e manusear tanto material graúdo como blocos. Trens: são transportadores de alto vol ume, longas dist6ancias e baixo custo unitário, os trilhos necessitam cuidadosa co nformidade com as especificações da engenharia, alto custo de investimento inicial, não pode ultrapassar inclinações maiores que 3% adversas e pode manusear material graúdo e blocos. Correia transportadora: são transportadores de alto volume, longas distân cias e baixo custo unitário, difíceis e custosas para movimentar, alto custo de inve stimento inicial, pode negociar inclinações adversas íngremes (acima de 40%), necessit a de material fragmentado em pequenos pedaços para uma boa vida da cinta e possui alto custo de manutenção. -
2. DESENVOLVIMENTO Denomina-se desenvolvimento os serviços mineiros empreendidos p ara facultar a lavra de uma jazida, constituindo a terceira fase da Mineração. Vias de Acesso: As vias de acesso em mineração à céu abeto geralmente são simples estradas prin cipais, construídas para possibilitar a lavra dos diversos bancos que dividem vert icalmente a jazida em blocos de extração. Em alguns tipos de lavra especiais como pe tróleo, gases combustíveis, água mineral e sais solúveis, as vias de acesso são simplesmen te furos de sonda, executados até atingir a jazida e possibilitar a extração das substân cias minerais, sem o acesso de pessoal. Operação especial => desmatamento do local d e lavra e decapeamento da cobertura de material estéril. Essa operação pode ser execut ada antes ou durante a lavra, se executada anteriormente a lavra exige vultuosas despesas iniciais. Acessos em serviços superficiais: As estradas inclinadas para acesso principal aos diversos bancos em lavra à céu aberto são denominadas acessos (“app roachs”). As ligações secundárias entre um e outro banco são designadas rampas (“ramps”). O t açado dos acessos: Envolve - locação, - largura, - greides (inclinações), - raios de curva tura, etc.
13 Depende - tipo de veículo empregado - produção visada - condições topográficas - comportamento da ja zida. Desenvolvimento exploratório em mineração à céu aberto envolve: furos de sondagem em malha regular 100 x 100 m; 200 x 200 m, etc interpolação dos resultados para blocos de 10 – 15 m de lado e altura igual a altura da bancada (12 – 15 m => EUA; 30 m => Europa )
Traçado da cava: Lavra tipo poço: a cava está abaixo do nível principal de trabalhos sup erficiais. Lavra de flanco (encosta): a cava está acima do nível principal de trabal hos superficiais. O trecho a ser lavrado por métodos superficiais está limitado, em ár ea, pelos pontos em que a lavra a céu aberto é mais econômica que a lavra subterrânea. A relação máxima de capeamento (relação estéril/minério limite) é definida pela seguinte relaç – CA C Onde: S: custo unitário de lavra subterrânea ($/ton) CA: custo unitário de lavra à céu aberto ($/ton) C: custo unitário de remoção de estéril da cobertura ($/ton)
Contudo, essa relação comparativa entre lavra à céu aberto e subterrânea não é suficiente par exprimir a relação do capeamento para minério que poderia ser economicamente removida e, consequentemente, os limites da cava. Isso dependerá do que se chama “relação econômic a de capeamento “, expressa pela seguinte relação: k’ ≤ V– (CA + L) C’ Onde: V: CA: L: C’: va do produto ($/ton) custo de lavra à céu aberto + custo do beneficiamento ($/ton) lu cro desejado ($/ton) custo de remoção e deposição do rejeito ($/ton) k’ > k => parte da jazida deve ser lavrada à céu aberto e parte subterrânea k’ < k => toda a jazida deve ser lavrada à céu aberto Considerando o teor mínimo economicamente lavráv el e o talude mínimo necessário à lavra, diversos traçados seriam possíveis para a cava de sejada. Escolhe-se o que se considera mais econômico, ao menos para um período razoáve l de lavra. Se a lavra é em flanco , o problema do traçado é mais simples ou fácil, mas são raras as minas totalmente de flanco.
14 Traçado da cava: O traçado da lavra depende fundamentalmente de: teor mínimo economica mente lavrável, talude mínimo necessário à estabilidade das bancadas, bermas necessárias à o peração nos bancos, e greides máximos exigidos pelos equipamentos de transporte. As larguras das bermas normalmente são grandes em função dos grandes equipamentos mode rnos utilizados para lavra à céu aberto. A determinação da largura das bermas depende de : - tipo de equipamento utilizado, - número de frentes de trabalho simultâneas, - ra io de trabalho das escavadoras, - raio de giro dos caminhões, - espaço para a furação pr ogramada (se necessário furar simultaneamente), - espaço para o material desmontado da bancada superior, e - altura do banco e talude geral da mina. Os serviços de de senvolvimento necessários antes se processe a lavra: desmatamento e decapeamento d o material estéril, abertura de acessos e rampas, execução de valetas de proteção contra águ as superficiais, drenagem da água subterrânea (bombas, furos de sonda, áditos, etc), e construção de chutes e depósitos.
A declividade dos acesso é função em grande parte do tipo de equipamento de transporte . As declividades máximas para os principais equipamentos de transporte são: - Vagões e linhas férreas: < 3% - Caminhões, veículos sobre esteiras/pneus: < 12% - Correias tr ansportadoras: < 40% Mineração à céu aberto X Mineração subterrânea Os fatores de controle qu determinam a escolha do método de mineração entre operação à céu aberto ou métodos subterrân o custo de mineração, recuperação de minério e diluição. Operação à céu aberto => custo de m moção de estéril da cobertura - remoção de estéril dos taludes do pit - custo de extração de io
A razão entre os m3 de estéril/ m3 de minério é o fator de controle no custo comparativo de mineração à céu aberto x mineração subterrânea. Exemplo: Custo mineração subterrânea: Cus ineração céu aberto: Custo de remoção de estéril: $ 2,00 / ton minério $ 0,30 / ton minério $ 35 / ton estéril
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k = $ 2,00 - $ 0,30 = 4,86 estéril : 1 minério (relação estéril/minério limite) $ 0,35 Apena s a parte do corpo de minério onde a relação estéril/minério não exceder 4,86:1 pode ser min erada por métodos à céu aberto. Esta é a relação do limite final do pit, o último corte do to o para a base da face final do corte. Os elementos-chave para fixar os limites f inais do pit são: relação estéril/minério (geologia / economia) ângulo final do talude do pi t (mecânica de rochas) teor de corte (beneficiamento)
A relação estéril/minério econômica é a relação estéril/minério limite nos limites finais do gulo final de talude do pit é o talude geral, a inclinação final desde a base da última bancada até a interseção com a superfície. O teor de corte é o teor limite entre o custo d e mineração (excluindo o custo de remoção de estéril), beneficiamento e comercialização, e o reço de venda do minério recuperável. A otimização da interseção entre esses elementos é o ob ivo do projeto de uma mineração à céu aberto. Talude final do pit: Após fixação da relação es inério possível, o talude final da cava pode ser determinado. O ângulo de talude é um fa tor crítico e de difícil determinação, principalmente nos estágios iniciais do projeto da cava. Para minimizar a relação estéril/minério geral, o talude deve ser o mais alto possív el e permanecer estável. Fatores chave: - estruturas geológicas (juntas, planos de c izalhamento, falhas, etc) - propriedades geomecânicas (resistência da rocha, coesão, e tc) A estabilidade dos taludes dependem também do tempo de exposição e da presença de água . Águas superficiais requerem drenagem ou canaletas de desvio. Águas subterrâneas requ erem drenagem cujo método típico é a execução de galerias de drenagem. O talude das bancad as é mais íngreme que o talude final do pit, como mostra a figura abaixo: Ângulo talude da bancada Ângulo talude do pit
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Em muitas situações a superfície da cava intercepta os limites do pit com a mesma relação estéril/minério para vários graus de inclinação. Isso depende da configuração geométrica do c o mineral, distribuição de teores e altura da cobertura estéril. Tipos de acesso em mi neração à céu aberto: 1. SISTEMA ZIGUE-ZAGUE ou SERPENTINA A estrada de acesso se desenv olve por vários lances com declividade compatível com o tipo de transporte e largura que permita pelo menos 2 pistas de rolamento (8 a 10 m). Os diversos lances são c oncordados por: - curvas de grande raio - curvas de pequeno raio (peras – reversões) - praças ou plataformas horizontais (manobra de veículos) - plataformas de reversão d e marcha (trens – evitar curvas de grande raio) 2. SISTEMA VIA HELICOIDAL CONTÍNUA A presenta lances planos e outros em declividade. Só é possível em jazidas de grande ext ensão horizontal 3. SISTEMA de PLANO INCLINADO à CÉU ABERTO Forte declividade e transp orte por “skips” ou correia transportadora. Há chutes para transferência em todos ou alg uns bancos (bancos sem chutes transportam para os bancos providos de chutes atra vés de caídas de minério). Pode ser aplicado em minas de pequena área superficial. 4. SI STEMA de SUSPENSÃO POR CABOS AÉREOS De limitada utilização (rochas ornamentais). Os cabo s se estendem sobre a cava, de pequena área, por um ou várias torres especiais (guin dastes Derrick), elevam caçambas com minério (ou blocos) e transladam-nas para chute s no nível superficial. 5. SISTEMA do POÇO VERTICAL Executa-se 1 ou mais poços próximos à cava; os bancos (ou alguns deles) ligam-se ao poço por travessas com chutes para c arregar “:skips” no poço. 6. SISTEMA do ÁDITO INFERIOR
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Um túnel é executado no fundo da cava, se a topografia o permite, o minério é transporta do nos vários bancos e transferido para chutes do ádito através de caídas de minério subte rrâneas e de travessas, nos níveis de cada banco. 7. SISTEMA do FUNIL (“GLORY HOLE”) A l avra se procede por sucessivos níveis na cava, sem bancos. O minério desmontado é esco ado por aberturas afuniladas no fundo, atingindo chutes na base dessas aberturas , segue por travessas subterrâneas e é guinchado até a superfície por “skips” através de plan inclinado ou poço vertical e descarregado em chutes superficiais. Observações: 1. Alg uns desses sistemas não fornecem acesso às frentes de extração para homens e equipamento s. Esse terá de ser provido por vias transitáveis, de mais fácil execução, possibilitando rampas mais fortes, curvas de menor raio, pisos mais irregulares, etc. 2. Além das vias iniciais para saída de minério e acesso de homens e equipamentos, freqüentemente deve-se prover um “bota fora” para estéril do capeamento ou intercalado no corpo de m inério, com vias total ou parcialmente separadas. Os sistemas de acesso dependem f undamentalmente de: topografia local, tipo e tamanho da jazida, condições de capeame nto, extração visada, tipo e vulto dos equipamentos, valor do material minerado, dis ponibilidades financeiras, etc
18 3. MÉTODOS DE DESCOBERTURA
Objetivo: remover o material de capeamento do corpo de minério ao menor custo possív el e dentro do prazo previsto. Fatores importantes na seleção do método de descobertur a: Tamanho do corpo de minério, distribuição de teores, forma do jazimento. Natureza d a cobertura a ser removida (rocha dura, estratificada, friável, terra, areia, argi la, etc). Características e influência das estruturas geológicas (fraturas, falhas, pr esença de água, zonas tensionadas, etc). Alteração da cobertura pelas condições climáticas e noperância dos equipamentos em estações desfavoráveis. Duração da operação e taxas de produçã ação é contínua ou intermitente. Capacidade e distância de transporte até à área de disposiçã ejeitos. Utilização futura do equipamento de descobertura. O mesmo será utilizado para minerar o minério também ou só realizará a descobertura? Tipos de equipamentos disponíveis: Escavadoras: “Shovel”: - alta produção, - ciclo de oper ação rígido, - movimenta qualquer tipo de material, - necessita de equipamento auxilia r para disposição de rejeito, - mobilidade limitada. “Dragline”: - pode operar em condições menos rígidas que a “shovel”, - tem 75 a 80% da eficiência de uma “shovel” do mesmo tamanho devido a imprecisão de seus movimentos, - pode ou não ter equipamento auxiliar para deposição de rejeitos, - normalmente utilizadas para movimentação de materiais mais mole s e inconsolidado. Unidade maiores podem trabalhar com rocha fragmentada.
19 “Scrappers”: - excelente mobilidade, - limitados a movimentar material mole e finame nte fragmentado, - requer equipamento auxiliar (“pusher”) para carregamento, - norma lmente opera sem equipamento auxiliar para disposição de rejeito quando a distância é me nor que 2 km até o bota-fora. “Bucket Whell Excavator”: - deve ser operado sob condições d e engenharia extremamente rígidas, - alto custo de investimento inicial, - limitad a a escavação de rochas moles e inconsolidadas, - capacidade de atingir altas taxas de produção, operando em ciclo contínuo, - necessita de sistemas auxiliares de deposição. Transporte: “Bulldozer”: - trator de lâmina frontal sobre esteiras, - limitado a um ra io de operação pequeno de aproximadamente 200 m, - possui um grande torque e força par a arranque de árvores, raízes e pequenos matacões enterrados na superfície. “Scrappers”: - n ecessita de boas estradas para reduzir o custo de pneus, - são rápidos mas limitados a um raio de operação de aproximadamente 2 km. “Trucks”: - caminhão fora de estrada, - são unidades de transporte de baixo volume, média distância e alto custo unitário, - neces sita de boas estradas para reduzir o custo de pneus, - pode negociar rampas íngrem es, - limitado a um raio de operação de aproximadamente 6 km, - possuem grande mobil idade e flexibilidade, - pode movimentar material graúdo e blocos. “Trains”: - transpo rte ferroviário, - são unidades de transporte de alto volume, longa distância e baixo custo unitário, - os trilhos necessitam cuidadosa obediência às especificações técnicas, - a lto custo de investimento inicial, - não podem negociar inclinações adversas maiores q ue 3%, - pode movimentar material graúdo e blocos. Correias transportadoras: - são u nidades de transporte de alto volume, longa distância e baixo custo unitário, - são di fíceis e caras para movimentação, - alto custo de investimento inicial, - podem negoci ar inclinações adversas de até 40%, dependendo do ângulo de repouso do material a ser tr ansportado, - necessita de material britado para melhorar a vida da cinta,
20 alto custo de manutenção. Custos de descobertura e mineração à céu-aberto: Devido ao aumento da produtividade dos equipamentos o custo da descobertura na mineração de “open pits” tende a permanecer cons tante. Em contraste o custo de mineração subterrânea tem subido constantemente. Os pri ncipais fatores que afetam o custo de mineração à céu aberto são: tipo de material minerad o, tamanho da operação, distância a ser transportado o material.
Como uma regra geral, o custo/ton tende a diminuir com o aumento na produção, aument o do tamanho das máquinas, decréscimo na distância de transporte e facilidade de manus ear o material. A variação no custo de perfuração, detonação e carregamento geralmente são mu to menores que as variações no custo de transporte que, além de ser um item substancia l no custo direto de mineração, também é um dos mais variáveis itens de custo. Os principa is sistemas de transporte são trens, caminhões, correias e “scrappers”. “Skips” e “pipelines” métodos adicionais mas limitados. Os custos variam com a distância mas não em proporção di reta. Em geral: - trens são melhores para distâncias muito longas, - correias transp ortadoras para distâncias longas, - caminhões para distâncias pequenas, - “scrappers” para distâncias muito pequenas. Sistemas de Descobertura: Sistema “Truck – shovel”: É um siste ma normalmente selecionado por uma das seguintes razões: 1. 2. 3. 4. 5. A cobertur a é rocha que quebra em pedaços angulares e largos. Existe um acesso limitado à frente de operação. As estradas existentes são pequenas e com inclinações íngremes. É necessária ex ma mobilidade e flexibilidade nas operações. O transporte é de média distância. Exemplos: 1. Phelps Dodge Corp, Tyrone, USA Material: quartzo monzonito e monzon ito pórfiro, granito e aluvião. Todos necessitam de fragmentação com explosivo antes da remoção.
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Objetivo: remoção de 95.000.000 ton de estéril. Produção: 29.000 ton/dia de minério e 120 a 130.000 ton/dia de estéril. Distâncias: estéril até silos (2 km), minério até planta de conc entração (3 km), minério até planta de lixiviação (6 km) Método de descobertura: “buldozer” p etirada da terra vegetal e limpeza da superfície. Perfuratrizes elétricas 12 ½”. “Shovels” ( 6 unidades de 10 jd3) e 32 caminhões de 85 ton. 2. American Smelting & Refining Co , Mission Mine, Tucson, USA Material: aluvião com 70 m de espessura, escavado sem detonação, conglomerado cimentado com 7 m de espessura, diretamente acima da mineral ização de calcário, removido após detonação. Objetivo: descobertura de pré-produção de 33.000 ton mais desenvolvimento paralelo à mineração (produção). Produção: 22.500 ton/dia de minério 00.000 ton/dia de estéril. Distâncias: aluvião de 2 a 3,5 km, grade + 7%; conglomerado 2,5 a 4 km, grade + 7%; minério 2,5 km, grade + 7%; estéril 4 a 5 km, grade + 7%. Mét odo de descobertura: “scrappers” utilizados para descobertura do aluvião e formação das ba ncadas. “Shovel” de 9 jd3 carregando caminhões de 85 ton. 3. Southern Peru Cooper Corp oration, Toquepala, Peru Material: rochas vulcânicas com intrusões dioríticas, todas n ecessitando detonação. Objetivo: remoção de 125.000.000 ton de estéril antes do início da pr odução do minério, mais desenvolvimento paralelo à mineração (produção). Produção: 30.000 ton minério, 130 a 140.000 ton/dia de estéril. Distâncias: estéril para silos por meio de c aminhões 2 km, minério para planta de concentração por meio de trens 7 km. Método de desco bertura: “Shovels” (8 e 9 jd3) carregando para caminhões de 100 ton. 4. Palabora Mining Co, Phalaborwa Transvall, África do Sul Material: pipe intrusiv o cortando dolomita e carbonatos, fosforita e piroxênitos. Objetivo: 9.000.000 ton de descobertura em 18 meses mais o desenvolvimento paralelo à mineração (produção).
22 Produção: 38.500 ton/dia de minério; 41.600 ton/dia de descarga (inclui minério de baixo teor). Distâncias: minério 1,5 km; estéril 3 km; grade + 8%. Método de descobertura: “Sho vels” (2 de 4 ½ jd3; 6 de 6 jd3 e 1 de 12 jd3) carregando 26 caminhões de 65 ton. Sist ema “Shovel-Train Stripping”: O uso de trem como unidade de transporte para essa ope ração de descobertura deve ser considerado quando uma das seguintes condições existe: 1. 2. 3. 4. 5. A operação é longa o suficiente para amortizar o alto investimento inicia l. A distância é longa (maior que 7 km) As inclinações devem ser mantidas num mínimo, meno res que 4% a favor e 3% contra. O rígido sistema de transporte não prejudica o progr esso da descobertura. O material a ser transportado é grande, duro e na forma de b locos.
O transporte por trens é particularmente adequado para operações de longo prazo e alta s tonelagens de material. Exemplo: 1. Phelps Dodge Corporation, Morenci Mine, Mo renci, USA Material: granito pórfiro e quartzo monzonito com necessidade de detonação. Objetivo: descobertura de 37.000.000 ton de estéril. Produção: 60.000 ton/dia de minéri o, 156.000 ton/dia de material (minério + estéril). Distâncias: variável de 2 a 18 km, méd ia: 8 km. Método de descobertura: “Shovels” (6, 7 e 9 jd3) carregando trens com 11 vagõe s de 80 ton. Trens carregam tanto minério como estéril. Sistema de “Rippers e Scrapper s “: O desenvolvimento de tratores e “scrappers” maiores e mais potentes bem como de aço s especiais para os pontos de ripagem, tem feito da ripagem (escarificação) e o uso de “scrappers” um método competitivo de descobertura em condições favoráveis de material a s er removido. Materiais que não podem ser escarificados ”in situ” podem ser removidos e conomicamente pela combinação de detonação com escarificação. A vantagem de aplicar-se o méto o “ripper-scrapper” é sua versatilidade. “Scrappers” podem movimentar-se para uma área rapid amente, construir suas próprias estradas ou rampas, e tem sua
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própria fonte de energia. É uma combinação particularmente efetiva quando o trabalho é peq ueno, onde o acesso é limitado e onde as fontes de energia são escassas. Indicado pa ra materiais moles e inconsistentes ou para pequenas detonações para afrouxar o mate rial, tipo arenitos, calcários, ardósia, etc. Não é possível operar com fragmentos grandes de rocha. Exemplo: 1. The Anaconda Company, Twin Buttes Mine, Tucson, USA Mater ial: aluvião com aproximadamente 120 m de espessura. Objetivo: remoção de 200.000.000 de toneladas em 4 anos de operação. Produção: 240.000 ton/dia de estéril. Distância: 7 km Mét do de descobertura: “scrappers” de 80 ton auxiliados por tratores com “rippers” no pit, carregando para correias transportadoras de 60”e comprimento de 300 m que carregam caminhões para depósito em silos. Sistema “Bucket Whell Excavator – BWE”: Grandes BWE tem sido construídas numa tentativa de obter-se baixos custos pela aplicação dos princípios da mineração contínua na remoção de cobertura estéril. Uma consideração cuidadosa dos sistem auxiliares de disposição de estéril é imperativo de modo que as altas taxas de produção das caçambas possam ser efetivamente utilizadas. Minerador contínuo de alta produção e baixo custo unitário. Hoje são produzidas pequenas unidades para produções menores. Material mole e inconsolidado. Exemplo: 1. Nchanga Consolidated Cooper Mines, Zambia Mate rial: aluvião. Produção: 500.000 jd3/mês. Distância: 500 m. Método de descobertura: BWE carr egando sistema de correias transportadoras de 48” até silos, auxiliado por uma corre ia móvel.
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Sistema “Draglines”: As “draglines” são usadas primariamente na remoção de coberturas onde a antagem pode ser sua profundidade de escavação e disposição em linha reta. Também podem es cavar coberturas submersas e são usadas em conjunção com outras unidades de disposição ond e é necessário manter o sistema de deposição de estéril fora da área de trabalho. É difícil d arregar um alvo específico com caminhões, trens e “dumps”. Elas são freqüentemente usadas pa ra lançar a cobertura diretamente para a área de deposição de estéril sem a necessidade de equipamento de transporte auxiliar. Com o advento das grandes “draglines” (acima de 200 jd3), aumentou a sua capacidade para manusear rocha alterada e possibilitar am também sua utilização em rocha fragmentada. O grande investimento para aquisição dessas máquinas exige seu uso contínuo para manter os custos unitários baixos. Exemplo: 1. R eynolds Metals Mining Corp., Bauxite, USA Material: sedimentos de areia, argila, grauvacas e bandas linhíticas (carvão). Objetivo: seleção do método de descobertura de co rpos de bauxita com 35 a 70 m de altura. Produção: não avaliável. Distância: disposição later l à escavação. Método de descobertura: “dragline” de 25 jd3 com lança de 85,5 m. Outros siste as de descobertura: Pás carregadeiras que apresentam caçambas com capacidade de até 20 jd3 podem ser competitivas com as “shovel” pequenas sob certas condições de trabalho. A sua mobilidade extrema comparada com a “shovel” é um fator que não deve ser desprezado. O uso de dragas é muito comum em lagos e terras inundadas onde a água é abundante. A draga de sucção (hidráulica) é a mais usada pois possui uma capacidade maior do que a dr aga de caçambas e pode movimentar a cobertura para o lugar de disposição via “pipelines”. Quando certas condições de descobertura existem, a utilização de métodos hidráulicos (monito res) para remoção de cobertura tem sido extremamente exitosos. São métodos interessantes se o terreno e a cobertura são favoráveis, a água é abundante e a recuperação da área minera a não é necessária. Equipamentos auxiliares: correias transportadoras, “pipelines”(transpo rte hidráulico por tubulações) e “skips” inclinados.
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4. MÉTODOS DE LAVRA À CÉU ABERTO A mineração à céu aberto pode ser definida como uma escavaçã erficial para remoção de minerais de interesse econômico. Pode ser empregada para a ex plotação de minerais metálicos e não metálicos (industriais, enegéticos) em depósitos próximo uperfície, geralmente com profundidades menores que 150 m. O tamanho dos depósitos p odem variar de poucas toneladas (ouro) até 100 milhões de toneladas (ferro). Classif icação dos métodos de lavra à céu aberto 1. Mineração de pláceres: - Método de calhas e repre anning and sluicing”) - Método de desmonte hidráulico (“hidraulicking”) - Métodos de dragage m (“dredging”) 2. Mineração de open pits: - Método de bancada simples - Método de bancadas mú tiplas - Método de corte e aterro (“stripping”) - Método de pedreiras (“quarry mining”) 3. M ineração combinada - Método do funil (“glory hole”) Vantagens da mineração à céu aberto: gran exibilidade na produção possibilidade de se minerar seletivamente possibilidade de e xtração de 100% do material dentro dos limites do pit pouca necessidade de mão-de-obra possibilidade de mecanização permite alta produção unitária e maior segurança
Problemas da mineração à céu aberto: ocorrência de estações climáticas desfavoráveis em algun ais problemas ambientais - escarificação da superfície (buracos, encostas) - poeira vibrações e barulho das explosões - disposição de rejeito da lavra
Seleção do método de mineração: Fatores que afetam diretamente a seleção do método de lavra: essura da cobertura e propriedades físicas da rocha estéril espessura, forma, config uração e estrutura do depósito mineral modo de ocorrência (posição com respeito à superfície, lo de mergulho) condições hidrogeológicas na mineração
26 instalações técnicas viáveis para realizar trabalhos em superfície (energia, equipamentos, perfuração principal, equipamentos de carregamento e transporte) condições climáticas da ár ea de mineração fatores econômicos (teor de minério, custos comparativos de mineração, capac idades de produção requeridas) fatores ambientais: - preservação da superfície (recomposição opográfica) - prevenção da poluição do ar e da água
Mineração de pláceres: A mineração de pláceres é afetada pela concentração de minerais de det materiais originados da sedimentação seletiva em água corrente. Um primeiro requisito é que o material esteja próximo ou dentro da água e sobre ou próximo à terra superficial. Método de calhas e represas (“panning and sluicing”): O sistema de calhas é utilizado o nde a água é abundante e apenas quando o minério ou mineral valioso é mais pesado que os minerais de ganga (estéril) e também para produções muito limitadas. O sistema de calha s é mais útil como método de prospecção/exploração a procura da fonte de minérios (rocha mãe) epósitos de pláceres. O sistema de represas (“sluicing”) usado no início da produção de ouro em sido substituído por métodos de produção mais eficientes. A água e um canal de passagem (“sluice box”) são usados para separar o minério do estéril. É necessário um terreno inclina o para a água carrear o material através dos canais de passagem para que haja sua co ncentração gravimétrica. Método de desmonte hidráulico (“hidraulicking”): Ë um método utiliza grandes depósitos de pláceres que normalmente contém cascalho e matacões. Grandes quant idades de água sob pressão são dirigidos através de monitores (“giants”) para desintegração d epósito. Esse sistema pode envolver uma represa no terreno onde o material é lavado através de um canal de passagem (“sluice box”). Alternativamente a areia, cascalho e m ineral valioso são elevados através de bombeamento para um sistema de calhas ou plan ta de separação (transporte hidráulico). A altura das faces podem variar de 5 a 20 m p odendo chegar a 50 m com a utilização de monitores com controle remoto. A inclinação do embasamento (“bed rock”) necessita ser maior que 2% e para material grosseiro maior que 5% para haver o deslizamento do mesmo sobre a superfície até o sistema de recupe ração do mineral valioso. A produção é limitada pela disponibilidade de água sob pressão adeq ada, espessura do depósito, tamanho dos matacões e inclinação do embasamento. Métodos de d ragagem (“dredging”): A dragagem é uma escavação abaixo da água de um depósito de pláceres de tritos de material rochoso. Normalmente é utilizado em depósitos de baixo teor em la rgas áreas superficiais e grande espessura. A dragagem pode ser utilizada em antig os leitos de rios e em cursos de rios ativos. Também pode ser realizada ao longo d a margem de rios (“off shore”) sob condições apropriadas.
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Quando o embasamento é duro e reto, onde as perdas no fundo são mínimas ou o fundo pod e ser dragado, então as taxas de recuperação são muito altas. As dragas utilizadas são de dois tipos básicos: - draga de caçambas em linha (“bucket ladder dredges”) - draga por c orte e sucção (suction cutter dredges”) 1. Dragas tipo caçambas em linha (“bucket ladder d redges”): Consiste de um braço onde está colocada uma corrente de caçambas sem fim. Basi camente é uma máquina de dragagem contínua de alto volume, normalmente com instalações de concentração gravimétrica (“jigs”). Uma correia transportadora (“stacker”) proporciona a desc rga de rejeito. A draga basicamente é uma planta flutuante montada sobre uma grand e barca. 2. Draga por corte e sucção (“suction cutter dredge”) Esse tipo de draga é basica mente uma barca flutuante com uma bomba montada a bordo que escava o material po r sucção e transporte ele para uma planta de concentração em terra ou flutuante. A tubul ação de sucção pode ser equipada com uma cabeça cortante para aumentar a escavação do materia . Depósitos marítimos de areia como rutilo, ilmenita e zircão são freqüentemente escavados por esse método. A draga de sucção pode ser usada em lâminas de água com 4 a 30 m de prof undidade e tem sido usada para depósitos de estanho em profundidades de até 48 m. Dr agas de sucção operam em lagoas com profundidades até 9 m; com grandes profundidades a bomba de sucção deve ser auxiliada pela injeção de ar. Problemas associados com dragage m estão relacionados com água suficiente na lagoa para que a draga flutue e suficien te água limpa para beneficiar o material escavado. Como a dragagem é normalmente fei ta em larga escala, a deposição de rejeitos e recuperação das áreas escavadas e da água são o maiores problemas. “Open Pit Mining”: Esse tipo de mineração à céu aberto é utilizado para m nerar depósitos minerais em qualquer tipo de rocha aflorante ou próximo à superfície. São os métodos mais indicados para minerar corpos de minério de dimensões horizontais que permitam altas taxas de produção e assim baixos custos unitários de produção. As variações ma s importantes dentre os métodos tipo “open pit” são: “stripping mining” – “quarry mining” – m carvão e camadas horizontais delgadas. mineração de rochas ornamentais e agregados (não metálicos) Fatores que determinam o “lay out” da cava: - orientação do depósito - razão de descobertura - taxa de produção requerida - equipamento disponível
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Fatores de controle em mineração por “open pit”: - custos de mineração (descobertura, céu abe to x subterrânea, beneficiamento) - recuperação de minério - diluição (distribuição de teores ipos de metodologia de trabalho em “open pits”: - lavra através de bancadas simples lavra através de bancadas múltiplas - lavra através de “stripping mining” - lavra através de “quarry mining” Bancadas simples: Na mineração à céu aberto uma bancada é um nível de operaç ro do qual os materiais (mineral e estéril) são escavados da face da bancada. A mine ração tipo “open pit” em bancada simples pode ser empregada para minerar qualquer tipo d e depósito mineral superficial em qualquer tipo de rocha. Assim, “quarry mining” e “stri p mining” podem ser operações em bancada simples. A altura máxima da bancada e inclinação do talude dependem do tipo de rocha que forma a bancada. As alturas são especificada s pelas regulamentações mineiras específicas de cada país e não deve exceder 20 m. Para mi nas de areia as altura máxima é a altura vertical da escavadeira na face de trabalho ou 10 m, o que for menor. Em alguns casos já foram usadas alturas de bancada de a té 60 m (excepcional). Nesses casos obviamente a estabilidade da face é crítica coloca ndo em perigo o pessoal e o equipamento. Operações típicas: depósitos de areia e cascalh o camadas de carvão com cobertura limitada exposições superficiais de rochas ornamenta is depósitos de agregados para construção civil A produção é limitada apenas pela capacidade do equipamento que pode ser empregado na cava e pelo número de frentes de arranque ao longo da face de trabalho que podem s er escavadas simultaneamente. Bancadas múltiplas: A mineração através de bancadas múltipla s é indicada para: - depósitos massivos de grande espessura, - depósitos filonares de grande largura lateral, e - depósitos tabulares espessos com profundidade superior ao possível com utilização de bancadas simples.
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Pode ser empregada para lavrar material rochoso de qualquer tipo suficientemente resistente para permitir o desenvolvimento de bancadas de altura econômica em mat erial inconsolidado até rocha dura. Quando a profundidade da cava é superior a 8 a 1 5 m, mais de uma bancada normalmente é necessária. A largura da bancada varia em função do tamanho da escavação (carregamento), equipamento de transporte e tipo de rocha na face da bancada. Normalmente varia de 6 até 20 m e são projetadas para proporcionar proteção contra pequenos deslizes. As bancadas são utilizadas como vias de transporte formando ou uma espiral até o fundo da cava ou com rampas entre bancadas horizont ais em diferentes níveis. A inclinação das bancadas é mais íngreme que a inclinação final da ava a rocha pode manter taludes de faces verticais por curtos períodos de tempo. A inclinação da cava varia entre 20 e 70o da horizontal. Na fase final da mineração, ante s de seu abandono, a inclinação das bancadas deve se tornar o mais íngreme possível para aumentar a recuperação de mineral. Aspectos ambientais: - disposição de rejeitos - geração de poeira e ruídos - vibração oriunda das detonações - recuperação topográfica da superfície ada. “Strip mining”: Esse forma de mineração do tipo “open pit” tem sua principal aplicação e - mineração de camadas de carvão próximas à superfície, - mineração de outros depósitos miner ue possuem baixa coesão, e - mineração de formações sedimentares. A fragmentação da rocha pod ou não ser utilizada dependendo do tipo de cobertura. A potência das camadas de car vão varia entre 1 e 10 m ou mais. Camadas finas e camadas múltiplas normalmente são mi neradas por bancadas múltiplas. Com o equipamento atual razões de descobertura de até 30 : 1, em profundidades de até 50 m com cobertura favorável (inconsolidada). As razõe s limite variam com o tempo em função dos custos de mineração e eficiência dos equipamento s. Metodologia de escavação: A remoção da cobertura e do carvão é feita através da execução d corte ao longo de uma das dimensões do depósito. Um outro corte paralelo ao primeiro é após escavado na direção oposta ao primeiro e a cobertura de rocha estéril é depositada d entro do corte previamente minerado. Esse ciclo é repetido até chegar-se aos limites da área de extração.
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O equipamento normalmente é de grandes dimensões e descarga o material de rejeito di retamente no corte previamente minerado (“dragline => casting”). Equipamentos utiliz ados em “stripping mining”: - “draglines” com caçambas entre 5 e 200 m3 - “bucket whell exca vator” - “stripping shovels” A mineração de carvão normalmente utiliza o sistema de descober tura tipo “truck – shovel”. A manutenção das paredes das faces não é tão crítica como nas ope cavas com bancadas múltiplas. Entretanto, cavas com grande volume de estéril podem apresentar problemas de estabilidade de taludes nos aterros de rejeito (rompimen to). “Quarry mining”: Esse forma de mineração tem aplicação principalmente em: - mineração de pósitos de rochas ornamentais - mineração de depósitos de rochas sedimentares (arenitos, calcários), metamórficas (mármores, ardósias) e ígneas (granitos, basaltos) Existem dois tipos básicos de pedreiras: - rocha ornamental (mármores e granitos) - brita (calcário e agregados para construção civil) As pedreiras de rocha ornamental geralmente tem bancadas com faces verticais e a inclinação geral da cava é bastante íngreme. A rocha no rmalmente é cortada através de perfuração e detonação controladas (“pré spliting”) ou por equ ntos de corte contínuo (fio diamantado, “water jet”, “flame jet”, cortadeiras de braço diama ntada ou de correias). Isso é feito de modo a preservar as características de forma e resistência dos blocos. A altura das bancadas ascende a até 60 m quando os blocos cortados são retirados da frente de extração para emparelhamento em outro local (canch a de emparelhamento). A produção é bastante seletiva e em quantidades limitadas. Pedre iras de agregados ou calcário são operadas normalmente através de detonação para fragmentação da rocha. O grau de fragmentação depende do tipo de produto desejado. A produção é menos s eletiva e com taxas de produção bem maiores que as pedreiras de rocha ornamental. No rmalmente necessitam de remoção da cobertura. “Glory Hole mining”: A mineração na forma de f unil (“glory hole”) implica numa escavação aberta na superfície da qual o minério é removido or gravidade através de passagens de minério conectadas com um sistema de transporte subterrâneo.
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A operação clássica determina a escavação de minério em volta das passagens de minério e caim nto dele por gravidade, resultando uma configuração de um funil. Cavas modernas pode m transportar minério até passagens de minério conectadas à instalações de carregamento por “ kips” ao lado ou abaixo do nível da cava superficial. Ë um método que encontra aplicação em qualquer depósito cujo material minerado não tenha tendência de entupimento em pontos de descarga. 5. CICLO BÁSICO DE MINERAÇÃO Os ciclos básicos de mineração à céu aberto e miner bterrânea são praticamente os mesmos e compõem-se das seguintes operações: 1. Estabelecime nto dos acessos (desenvolvimento), 2. Extração em um ciclo perfuração => detonação => carreg amento, 3. Transporte do material desmontado. Esquematicamente esse ciclo pode s er descrito como: ACESSO PERFURAÇÃO SERVIÇOS AUXILIARES DETONAÇÃO CARREGAMENTO - fornecimento energia - bombeamento de água - transporte de pessoal e materiais manutenção - sistemas de controle (topografia, supervisão, etc) TRANSPORTE PROCESSAMENTO PILHA ESTOCAGEM
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Fatores a considerar nos métodos de mineração: A seleção do método de mineração é determinada 4 princípios básicos: 1. segurança 2. eficiência (máxima extração) 3. economia (máximo retorn menor custo) 4. praticabilidade Fatores que afetam a configuração geométrica do “pit” e a utilização dos equipamentos em mineração à céu aberto: 1. Características espaciais do corpo e minério: - tamanho - forma (espessura, extensão vertical, regularidade) - atitude (inclinação, mergulho) - profundidade 2. Propriedades físicas, químicas e mecânicas do minér io e encaixante: - propriedades geomecânicas - planos de fraqueza (juntas, estrati ficação, falhas) - suscetibilidade à degradação e oxidação - mineralogia 3. Condições hidrául da água superficial 4. fatores econômicos - teor do minério, valor do mineral, distrib uição de teores na jazida - custos de mineração e beneficiamento - taxas de produção desejad as - considerações geográficas (disponibilidade de mão-de-obra e materiais, infraestrutu ra) 5. Fatores ambientais - considerações geográficas - preservação da natureza - prevenção d poluição do ar e da água - problemas de profundidade (pressão e tensão na rocha) A opção de eleção do método de lavra normalmente está entre dois extremos: Alta produção / baixo teor / baixo custo / alta diluição / baixa eficiência Baixa produção / alto teor / alto custo / pequena diluição / alta eficiência (min. seletiva) Na mineração à céu aberto enfatiza-se em g ral a economia de escala, que depende da movimentação de grandes volumes de rocha a baixo custo unitário com grandes máquinas de mineração, ao invés da mineração seletiva. Conse uentemente utilizam-se equipamentos de carregamento e transporte de grande capac idade. Antes de escavar o solo normalmente necessita-se da fragmentação do material através de perfuração e detonação.
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Perfuração e detonação: A perfuração é feita normalmente no topo da bancada (“underhand drill . A altura das bancadas varia normalmente entre 10 m (para cavas em areia e mine rais industriais em geral) e 20 m (para cavas de minérios metálicos). A perfuração é uma p arte muito importante na operação de um “pit” para ter-se uma fragmentação satisfatória do ma iço e também porque fornece informações para controle da escavação. Os furos são perfurados c m uma profundidade suficiente para evitar a formação de repés e para assegurar um piso de trabalho satisfatório para a bancada inferior, que pode afetar significativame nte o carregamento de minério. Para assegurar um bom piso é adotada uma subfuração, na o rdem de 10% da altura da bancada. O tamanho e número de furos carregados, em relação a o afastamento e espaçamento, dependerá da natureza do maciço e escala da operação, diâmetro do produto desejado e equipamentos disponíveis para posterior redução do minério. Quando existem restrições ambientais deve-se dar uma atenção especial à detonação com relação ao ru brepressão, vibração do terreno, arremesso de fragmentos (“flying rock”) e geração de poeira. Deve-se expor um comprimento suficiente de face para garantir uma operação eficiente dos equipamentos de escavação e carregamento. Isso deve ser equacionado com o avanço diário de face planejado. Carregamento: O carregamento de material é conduzido pelo equipamento de escavação. Para material em blocos duros usualmente se usa a “shovel” elétr ica para grandes capacidades de caçamba, carregando grandes caminhões fora de estrad a. “Shovels” de 17,6 m3 de caçamba podem carregar caminhões de 200 ton em 4 ou 5 passada s (ciclos). Outras escavadoras cíclicos incluem “shovels” à diesel, elétrica-diesel e hidráu licas. As “shovel” hidráulicas podem ser usadas como se fossem retro-escavadeiras. As pás carregadeiras oferecem muitas vantagens, especialmente mobilidade, e possuem a plicação para operações de curto prazo onde as condições da pilha de rocha fragmentada são fa oráveis. Escavadoras contínuas (BWE) tem aplicação para materiais que não requerem fragmen tação, especialmente para remoção de coberturas moles. É boa prática na mina assegurar, semp re que possível, 2 ou mais bancadas simultâneas para ter-se: - áreas alternativas para trabalho (estoques de minério fragmentado) - flexibilidade no planejamento de con trole de teor (blendagem)
34 Transporte: Os caminhões fora de estrada oferecem maior grau de flexibilidade num sistema de transporte e são especialmente indicados quando estão disponíveis vários minéri os e fontes de minério (frentes de arranque). Um fator importante para a eficiência do “pit” é a adequação do tamanho do caminhão à capacidade da escavadora e também o controle despejo dos caminhões para Ter-se o mínimo tempo de espera: - escavadora esperando c aminhão para carregar - fila de caminhões esperando a escavadora Outras formas de tr ansporte no “pit” é o uso de correias transportadoras e transporte ferroviário. Correias transportadoras tem aplicação especialmente se o material escavado tem tamanho apro priado para a cinta da correia transportadora. Isso é freqüentemente obtido com o us o de britagem no “pit” (britadores móveis). Tipos menos freqüentes de transporte para pa rtículas finas: - transporte hidráulico (minerodutos) - bombeamento por “pipelines” Serv iços: Principais equipamentos de perfuração e carregamento são diesel, diesel-elétricos ou totalmente elétricos. Equipamentos de alta produção tendem a ser elétricos, especialmen te escavadoras. A distribuição de energia no “pit” normalmente consiste no fornecimento de energia em alta voltagem (33 kV) e redução através de transformadores móveis (6,6 ou 3,3 kV) para fornecimento às unidades vai cabos. Outros serviços incluem forneciment o de materiais de consumo, combustíveis, explosivos e outros ítens de estoque; trans porte de pessoal; supervisão nas frentes de extração e funções de controle; suprimento de ág ua para controle de poeira nas bancadas, estradas e pilhas de estocagem; drenage m da mina e bombeamento de águas de infiltração e superficiais. Pilhas de estocagem: E xistem 2 tipos básicos de pilhas de estocagem em mineração à céu aberto: - pilhas de estoc agem de mineral de baixo teor para futuro beneficiamento, - disposição de material e stéril nos “bota-fora” As pilhas de minério e material de baixo teor devem ser locadas p róximo à planta de beneficiamento para reduzir os custos de transporte no seu aprove itamento posterior. Existe um ponto ótimo entre a configuração das estradas e a distânci a econômica de transporte dos equipamentos utilizados.
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Quando necessita-se aterramento do “pit” no final das operações mineiras, o material de estéril deve estar disposto próximo a cava. O ângulo de repouso das pilhas de estéril e minério devem ter uma inclinação adequada para a sua estabilização, especialmente os aterr os para construção de acessos e rampas. 6. SISTEMÁTICA DA MINERAÇÃO À CÉU ABERTO A mineração rto ocorre dentro de uma sistemática comum a todos os empreendimentos, mas com a a plicação diferenciada dos recursos produtivos, seguindo basicamente as seguintes eta pas básicas: Exploração do depósito => desenvolvimento exploratório e sistemático => planeja mento de lavra => implantação da mina e operação Os sistemas e métodos de trabalho disponíve is podem ser agrupados como segue: Método de descobertura: Cíclicos: Contínuos: Sistem as de perfuração: - “shovels” - “draglines” - “scrapper” - “bucket whell excavator” - dragage monte hidráulico - percursiva - rotativa - rotopercursiva - especiais: “jet piercing”, “water jet”, “flame jet” - plano de fogo - seleção do explosivo - “shovels” - “draglines” - “scrapper” - “bucket xcavator” - dragagem - desmonte hidráulico - caminhões (convencional/fora de estrada) - trens (vagões) - correias transportadoras - minerodutos - “skips” inclinados - caídas de minério, túneis e poços Método de detonação: Sistema de escavação e carregamento: Cíclicos: Contínuos: Sistemas de transporte: Cíclicos : Contínuos:
36 Serviços auxiliares: - preventiva Manutenção - preditiva - corretiva Britagem primária da minério Comunicação Dre nagem das águas - superficiais (valas, canais, etc) - infiltração (bombas, bacias, etc )
Geometria da cava: A geometria final da cava é determinada pêlos seguintes fatores: - ângulo de talude operacional e final da cava; - berma das bancadas; - altura das bancadas; - estabilidade dos taludes operacionais e final; - projeto e execução das vias de acesso (inclinações; largura, ângulo de curvatura) => função do tipo de transport e e distâncias; - altura final do “pit” => função do ângulo de talude final, relação estérillimite, distribuição de teores (disseminação), propriedades geomecânicas das rochas.
7. APLICAÇÃO DA MINERAÇÃO À CÉU ABERTO 1. Mineração de Carvão: Descobertura e extração dos le arvão: - “shovel” - “dragline” - “bucket whell excavator” - combinação “shovel” + BWE
Profundidade média da cobertura estéril => sincronizada com capacidade das máquinas de descobertura. - Perfuração tipo “Auger”, normalmente vertical. - Coberturas pequenas (< 30 m): perfuração rotativa, furos horizontais - Coberturas altas (>50 m); perfuração ve rtical e utilização de furos largos (15”) Detonação de minério: Melhores resultados com util ização de ANFO. Utilização de “draglines” requer maior fragmentação => maior custo que “shove regamento de minério: Melhores resultados são obtidos com utilização de “shovels”. Outros eq uipamentos utilizados: “draglines”, pás-carregadeiras sobre pneus; BWE, retroescavadei ra e “front-end-loaders”. utiliza-se sempre que possível a maior caçamba disponível e comp atível com a produção diária e tipo de transporte utilizado.
37 Transporte: Caminhões fora de estrada (até 240 ton) Outros tipos de transporte conve ncional: correias transportadoras, trens. 2. Mineração de minerais industriais Princ ipais tipos de minerais industriais lavrados à céu aberto: calcário, dolomita, magnesi ta, granito, saibro, gabro, basalto, bauxita, feldspato, nefelina, rocha fosfática , areia, sílica, urânio, argilas, etc. Perfuração: Rochas não abrasivas Rochas abrasivas = > perfuratrizes rotativas => perfuratrizes percursivas pneumáticas (φ pequenos) => c arretas de perfuração (φ maiores) Detonação: Preferência por explosivos tipo ANFO. Na existência de problemas de infiltração d e água nos furos => dinamites Necessidade de boa fragmentação quando existe britagem p osterior. Carregamento: Utilização intensiva de “power shovels” elétricas (maiores) ou die sel (menores) Pás carregadeiras sobre pneus. Transporte: Transporte da cava até a pl anta de concentração: - ferroviário (distâncias longas) - caminhões fora de estrada (> 100 ton) - correias transportadoras, minerodutos (areia, caulim, fosfatos, cascalho ) - outros tipos não convencionais (“skips” inclinados, cabos aéreos, “scrappers”) Exemplos: Perfuração: - Percursiva DTH (down-to-hole): granito, basalto, feldspato, nefelina, magnesita, dolomita, calcário, etc - Rotativa: calcário mole, fosfato, bauxita (tip o Auger). Explosivos: - dinamites (semi-gelatina, amoniacal, gelatinas) - ANFO lamas metálicas Carregamento: - pá carregadeira - shovel - dragline Britagem primária : - britador de mandíbulas - britador de impacto - britador giratório Transporte: - caminhões entre 2 ½ e 35 tons (média: 15 a 30 ton)
38 minerodutos (fosfato), φ tubulação entre 14 e 20”. Bombas de 175 a 800 hp com vazão da ord em de 300 a 1500 ton/h de minério.
3. Mineração de cobre: A mineração à céu aberto de cobre normalmente é realizada sobre corpos de minério maciço e disseminado com teores limite em torno de 0,2% de cobre utilizan do muitas vezes a tecnologia de lixiviação em pilha (cerca de 12% da produção total de c obre nos EUA). Perfuração: Perfuratrizes rotativas φ entre 6 e 12” (média: 9”). Velocidade d e penetração entre 35 e 60 ft/h. Detonação: Utilização intensiva de ANFO e lamas (em alguns casos lamas metalizadas). Bancadas em geral com altura média entre 40 e 50 ft (30 e 79 ft) com sobrefuração. Carregamento e transporte: O menor custo é encontrado com a utilização do sistema “truck-shovel”. Na mineração seletiva normalmente utiliza-se pás carre adeiras e caminhões. Algumas minas utilizam transporte ferroviário e combinação com cami nhões. Tendência atual é de utilização de grandes caminhões fora de estrada (> 100 ton) e re alização da descobertura através de “scrappers”. 4. Mineração de ferro: Perfuração: 3 tipos p pais de perfuração: - rotativa (formações brandas – magnetita e hematita) - percursiva tip o DTH com φ = 9” (minério natural) - “jet piercing” (taconitos, alta dureza) Furos de gran de diâmetro e grande afastamento => redução do número de perfuratrizes Diâmetros normais: 9 a 10”, espaçamentos acima de 24 ft. Altura das bancadas: 35 a 40 ft. Explosivos: A krenite (NA + carvão), lamas metalizadas, ANFO metalizado. Prática comum: carga de f undo com lamas até chegar ao nível freático, carga de coluna com ANFO. Concentração de exp losivo: - 0,6 a 0,8 lb/ton para taconitos - 0,3 a 0,6 lb/ton para minérios naturai s Carregamento: Unidade padrão de carregamento: shovel (capacidades de 12 jd3 – taco nito; 5 a 8 jd3 – minas de médio porte; 2 ½ jd3 – pequenas minas de minério natural) Caçamba s tipo extra heavy duty em função da alta abrasividade do minério. Pá carregadeira utili zada como equipamento auxiliar para limpeza das frentes, carregamento nas pilhas de minério e construção de estradas. Algumas unidades de 15 a 20 jd3 estão sendo experi mentadas para substituir as shovel em função de sua maior flexibilidade e mobilidade .
39 Transporte: Dentro do pit => caminhões fora de estrada até o britador primário. Britad or até planta de beneficiamento => transporte ferroviário (grandes distâncias) e corre ias transportadoras com cinta entre 36 e 60”. Caminhões de 20 a 40 ton em minas pequ enas de minério natural. Caminhões de 85 a 100 ton em minas maiores. 5. Mineração de pláce res Tipos de minerais extraídos em pláceres: ouro, diamante, cassiterita (Sn), rutil o + ilmenita (Ti), platina, safira, rubi, columbita-tantalita, sheelita, monazit a, minerais radioativos, ferro, cromita. Principais tipos de depósitos: - aluviões areias de praias e de deposição eólica - saprólitos Descobertura: Utilização de dragas de c açamba em linha até profundidade de 125 ft (minério vai para trommel e estéril é descartad o) e de tratores de lâmina frontal em depósitos mais estáveis e superficiais. Métodos de mineração: Operações em terra seca: - garimpo manual (depósitos de alto teor) - open-cut - galerias de encosta - scrapper automovíveis ou rebocados - tratores de lâmina frontal (dozers) - combinação de dragline, shovel ou pá carregadeira + correia transportadora ou caminhões até a pla nta de concentração - descobertura com BWE Operações na margem de rios (“ofshore”): - sistem a de calhas com água natural (pequenas minas) - monitores hidráulicos (água sob pressão para desmonte) Operações com planta de concentração flutuante: - draglines e planta de l avagem flutuante - dragas de caçamba em linha - dragas hidráulicas de sucção 6. Mineração de turfa e linhito (Alemanha e Europa) Escavação (descobertura): Sistema “overburden spr eader”: utilização de equipamentos tipo “stacker – reclaimer” Draglines, shovels, BWE e mine radores contínuos de superfície (“Wirtgen”). Transporte: Ferroviário e correias transporta doras
40 (Brasil, África) Descobertura: Dragline e shovel de grande capacidade Extração da cama da de minério: Perfuratrizes rotativas com explosivos lentos (ANFO e pólvora negra) => s/água Carregamento: Utilização de shovel de pequena capacidade e pá carregadeira. Tr ansporte: Caminhões fora de estrada de 20 a 40 ton de capacidade. 7. Mineração de roch as ornamentais (granito e mármore ornamental): Métodos de lavra: - bancadas altas bancadas baixas - desmonte em massa
Tecnologias de lavra: - cíclicas: - perfuração e desmonte (explosivos e agentes expans ivos) - corte contínuo (“slot drill”) - cortadeira de braço (corrente e diamantado) - co ntínuas: - fio diamantado e fio helicoidal (obsoleto) - “jet flame” - “water jet” Tipo de lavra: - matacões superficiais - maciços - céu aberto - subterrânea (mármore) Descobertura : Retirada da terra vegetal com retroescavadeira, pá carregadeira ou trator de lâmin a. Perfuração: - martelete manual - “quarry bar” - “slot drill” (perfuração contínua) – extra blocos (Trapizomba) Corte contínuo - “slot drill” - extrator de blocos - fio diamantad o - fio helicoidal (mármore) - cortadeira de braço (corrente de metal duro, cinta di amantada) - flame jet - water jet Explosivos: - pólvora negra ou caseira (execução de furos raiados)
41 dinamite (cordel detonante NP 5 E NP 10, petecas (pré “splitting”) Carregamento: - pau de carga (guincho) - guincho horizontal - trator de lâmina fro ntal - pá carregadeira com uso de correntes - guindaste Derrick Transporte: - inte rno: frentes => pátio de emparelhamento: trator de lâmina, pá carregadeira, caminhão for a de estrada. - externo: pedreira => consumidor : carretas (blocos até 25 ton) ou carretas trucadas (blocos acima de 25 ton). - Exportação: intercontinental => navios : carga geral ou “container”
8. PLANEJAMENTO E DIMENSIONAMENTO DE OPERAÇÕES EM “OPEN PIT” E “QUARRY MINE” Os ítens que mai influenciam a eficiência das operações de um “pit” são: 1. Elemento humano – capacidade de r tenção de pessoal capacitado (supervisão e operacional) 2. Localização da mina e topografi a 3. Condições climáticas 4. Características materiais do corpo de minério 5. Seleção do equi amento e uso 6. Práticas mineiras adotadas. Características do material: O primeiro passo é a determinação da tonelagem e características do material a ser minerado. Isso e nvolve testes para determinação da densidade (aparente e “in situ”) do material e do estér il. Entre os fatores mais importantes para seleção do equipamento estão a dureza do es téril e minério, densidade aparente e “in situ”. Outros fatores são resistência e umidade. C om esses dados os ângulos de talude do “pit”, final e de trabalho, podem ser determina dos. Taludes projetados de forma apropriada reduzem a relação estéril/minério e aumentam a quantidade de minério que pode ser lavrada economicamente, aumentando as reserv as de minério e a vida de operação. Uma vida de operação longa e altas tonelagens diárias pe rmitirão o uso de equipamentos de mineração maiores e mais eficientes, diminuindo o cu sto unitário por tonelada de minério. O talude de trabalho, normalmente com ângulo men or que o ângulo de talude final do “pit”, deve ser mantido no máximo ângulo seguro para au mentar a eficiência do “pit” e baixar os custos operacionais. Práticas operacionais e se leção de equipamentos:
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Um dos primeiros ítens a considerar na seleção de equipamentos é o volume total e o tipo de descobertura a ser removida. Se o volume é suficientemente grande e inconsolid ado ou mole, sistemas tipo “scraper – correia transportadora” ou ripagem podem ser jus tificáveis. Se o volume é menor ou se a característica do material necessita perfuração e detonação, então sistemas “truck – shovel” ou pás carregadeiras são os métodos mais econômico uma pequena descobertura, o equipamento pode ser padronizado para manusear ambo s: estéril e minério. Principais fatores a serem considerados na seleção de equipamentos de mineração: vida da propriedade; produção diária planejada; razão de descobertura (relação estéril/minéri capital disponível; distância de transporte, altura das bancadas; área de trabalho di sponível; largura das estradas; condições climáticas
A seleção da “shovel” de maior tamanho possível para uma operação tem diversas vantagens, pri cipalmente: - baixo custo operacional por ton de material escavado; - poucas “shov el” trabalhando por turno; - normalmente menor despesa de capital; - poucas frente s de trabalho, resultando em poucas estradas de transporte para manutenção. As princ ipais desvantagens são: - menor oportunidade para blendagem de minério e controle do teor; - rochas grandes indo para o britador primário. Para a máxima eficiência “truck – s hovel” é necessário combinar a capacidade dos caminhões e das “shovel” e também com a distânc de transporte e inclinações (greides) das estradas. Se for necessária à “shovel” dar uma caça ba parcialmente cheia para encher o caminhão, sua eficiência é reduzida; se o caminhão p arte enchido abaixo de sua capacidade de transporte, a produtividade do caminhão s erá afetada. O uso de grandes caçambas nas “shovel” ou colocar bordas nos lados dos cami nhões resulta em um aumento na eficiência de ambos os equipamentos. Na seleção de perfur atrizes, os fatores mais importantes são a dureza do terreno, que determina o tipo de método de perfuração e “bit”, e a tonelagem diária da mina, que afeta o tamanho e consum o de energia. A perfuratriz a diesel é rapidamente movida, possibilitando grande f lexibilidade. As perfuratrizes elétricas tem baixo custo de manutenção mas necessitam de mão-de-obra extra para manusear o cabo de força. Os pneus constituem cerca de 19% do custo operacional total dos caminhões de transporte. A construção e manutenção de boas estradas aumentará a eficiência do “pit” e diminuirá o custo operacional. É necessário ter-s um bom “lay-out” de estradas, prestando atenção nas inclinações e raio das curvas. Existem sempre diferentes tamanhos e tipos de equipamentos e diferentes métodos para fazer o mesmo trabalho. A escolha final deve ser baseada no equipamento e método que re sultará, com segurança, na maior produção ao menor custo.
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Planejamento e projeto do “pit” O planejamento de um “pit” está correlacionado com todas a s fases de uma operação mineira. Os fatores que devem ser considerados na confecção dos planos de mineração são numerosos e refletem as características e condições ao redor de um c orpo de minério particular. O passo inicial no projeto é a confecção de um plano de mine ração a longo prazo ou um projeto final de “pit”. Existem dois parâmetros básicos no projeta r um plano de mineração a longo prazo: primeiro, as reservas de minério da mina devem ser determinadas e, segundo, a extensão do corpo de minério e a geometria final do “pi t” podem ser definidas. Planos de longo prazo mudam freqüentemente no tempo, refleti ndo os efeitos de mudanças econômicas, aumento do conhecimento do corpo de minério e n a tecnologia de mineração. Para alcançar os objetivos de um empreendimento mineiro de longo prazo, as seguintes condições devem ser satisfeitas: 1. As características do co rpo de minério tais como teor, estruturas geológicas, formações geológicas, etc; devem ser retratadas em seções verticais e horizontais e um inventário de mineralização deve ser de senvolvido. 2. Os requerimentos básicos do projeto do “pit”, tais como parâmetros físicos e econômicos e restrições legais, devem ser definidos. 3. A técnica de projeto do “pit” a se r usada deve ser determinada. Inventário da mineralização: O primeiro passo para o des envolvimento do projeto de um “open pit” é a construção de um inventário da mineralização, ba do nos resultados de sondagens e de um programa de mapeamento de superfície. Ele d eve representar um modelo completo da mineralização do corpo de minério, topografia e geologia. Os dados básicos de sondagem utilizados para desenvolver o inventário da m ineralização incluem análises químicas e mineralógicas, formação geológica e estruturas e tip e mineralização. É necessário descontar valores das análises realizadas sobre testemunhos de sondagem antes dessas serem utilizadas como base para planejamento da mineração. Geralmente o desconto varia entre 5 a 10%. As análises resultantes das sondagens são computadas em intervalos coincidentes com a altura das bancadas planejadas para a futura mina. Os dados de sondagem são então utilizados para compilar seções verticais e horizontais. As seções verticais são úteis para a visualização do corpo de minério e estim do limite final do “pit”, enquanto que as seções horizontais são usadas para avaliar cada estimativa de minério nas bancadas planejadas. Para facilitar a confecção das seções horiz ontais é normal dividir cada nível em uma série de blocos. As características físicas, tai s como teor, tipo de rocha e características metalúrgicas, que são importantes para o planejamento da mineração, são assinaladas para cada bloco. A altura dos blocos é ditada pela altura das bancadas existentes na mina e a largura dos blocos é determinada por: - geometria geral do corpo de minério, - tipo e forma das características geológi cas que são incorporadas ao modelo, - intervalo de tempo que o planejamento da min a representa, - densidade da malha de sondagem e espaçamento. Requerimentos básicos no projeto de “pit”: Para determinar os limites finais do “pit” de um corpo de minério e s eu teor e tonelagem associados, é necessário considerar os seguintes aspectos econômic os e físicos.
44 Aspectos econômicos: Para maximizar o valor líquido de um corpo de minério o “pit” final d eve ser expandido até o ponto onde o valor econômico do último corte minerado, abaixo do talude final, se aproxima de zero ou “break-even”. O desenvolvimento de um projet o que maximize o valor líquido total do corpo de minério, sem levar em consideração o va lor do dinheiro no tempo, requer a computação de uma razão de descobertura de equilíbrio (relação estéril/minério limite). A razão de descobertura limite (“break-even stripping rat io) é definida como segue:
Valor recuperável/ton minério - custo de produção/ton de minério Custo de descobertura/ton estéril O custo de produção é o total de todos os custos até o r efino do mineral, excluindo os custos de descobertura. A razão de descobertura lim ite deve ser desenvolvida para variações no teor de minério, características metalúrgicas e preço de mercado. Todos os custos diretos e depreciação, se não totalmente recuperados ao final da vida da mina, devem ser incluídos. Esse é o conceito baseado em teores e custos médios. Aspectos físicos: Após determinação das razões de descobertura permitidas, o talude final pode ser definido. Para minimizar a razão de descobertura geral, o talude deve ser o mais elevado possível que ainda permanece estável. O conhecimento da localização, orientação e estruturas geológicas freqüentemente serve como uma base para a estimação do talude final. O elemento tempo deve ser considerado na estabilidade do s taludes. Problemas hidrológicos potenciais também devem ser levados em consideração qu ando estima-se o talude final do “pit”. Técnicas de projeto: A configuração geométrica do pr ojeto do “pit” pode ser desenvolvida de 3 maneiras: Técnicas manuais: o desenvolviment o de um projeto é baseado no uso de seções verticais e horizontais, como descrito por “S oderberg”. Como o corpo de minério é freqüentemente irregular em termos de forma, bem co mo em profundidade abaixo da superfície, seções radiais devem ser usadas para determin ar os limites escolhidos do “pit”. Fazendo-se isso, a linha do “pit” deve ser locada de modo que a razão de descobertura seja menor que aquela permitida para a geometria curvada do setor. O limite do “pit”, a uma determinada inclinação de talude adotada, é pos icionado em seções verticais até um ponto que resulta na razão de descobertura permitida para o teor de minério da área. As razões de descobertura permitidas são determinadas p or medição das áreas de minério e estéril em plano (com um planímetro). As áreas indicadas em seção horizontal (planta) mostram a verdadeira relação de minério para estéril, que não pode er visualizada nem computada em seções verticais. Para determinar-se as razões de desc obertura atuais dos setores que satisfazem o critério permitido, é necessário determin ar o teor de minério nos limites do “pit”, que é obtido de seções verticais ou horizontais c orrespondentes a cada nível da mina (bancada). Aplicando a fórmula da descobertura l imite a um determinado preço de venda, a razão de descobertura permitida para fixar os limites do “pit” são aplicadas para o corpo de minério por setores. Essas razões são da s uperfície final do “pit”
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e não refletem, a razão de descobertura geral do corpo de minério, que deve ser bem me nor. Cada setor deve satisfazer o critério econômico por seus próprio méritos. Sistemas computacionais tem sido desenvolvidos e utilizados para projetar minas tipo “open pit”. Esses sistemas são constituídos por 2 componentes principais. Um relacionado com aspectos econômicos da operação mineira e é baseado no inventário econômico. O outro se rel aciona com os requisitos geométricos relativos às restrições físicas e legais pertinentes ao desenvolvimento do projeto do “pit”. Planejamento a curto prazo do “pit”: Após o planej amento da mineração a longo prazo ter sido estabelecido, é necessário desenvolver-se uma série de planos de mineração a curto prazo. Esses planos definirão os passos intermediári os necessários para alcançar-se os limites finais do “pit” dentro das restrições físicas, ope acionais e legais. Eles também fornecem a geometria do “pit”, teor de minério, razão de de scobertura e rendimento esperado, parâmetros básicos para uma futura previsão da produção e equipamentos necessários. Alguns fatores-chave que devem ser levados em consider ação quando desenvolvem-se planos de mineração de curto prazo são: 1. Procedimentos operac ionais relacionados com a capacidade de produção. 2. Capacidades existentes e projet adas da mineração, beneficiamento e refino. 3. Ordem de mineração do “pit”. 4. Taludes opera cionais requeridos. 5. Drenagem de água. 6. Perfis de transporte utilizados. 7. Es paço para silos, depósitos e construções superficiais. 8. Manobrabilidade dos equipament os e disponibilidade. 9. Metas da empresa relacionadas com fluxo de caixa e dist ribuição de dividendos. O engenheiro de minas tem de analisar o resultados de vários p lanos de mineração a curto prazo alternativos. Os resultados podem ser gerados por m eio de técnicas manuais ou uma combinação de técnicas manuais e computacionais. Técnica ma nual: O engenheiro de minas normalmente projeta, em um conjunto de seções horizontai s, uma série de cortes de mineração propostos, a localização e extensão dos mesmos, que refl etirão seu julgamento com respeito aos fatores operacionais expostos acima. Por ex emplo, usualmente existem diferentes tipos de minério dentro do “pit”. Nessa situação, é pru dente compilar um programa de mineração que exponha a quantidade de cada tipo de minér io em uma base anual. A seqüência de mineração do corpo de minério deve ser analisada para levar em consideração não apenas as características metalúrgicas mas também os vários teores de minério, disponibilidade de minério, rotas de transporte, capacidade de mineração, et c. Essa também deve refletir as metas da empresa. Por exemplo, o aumento do valor presente de futuros rendimentos e o desejo geral de recuperar despesas de capita l rapidamente são fortes argumentos em favor de minerar os melhores teores primeir o. Entretanto, um fornecimento uniforme de produto, associado com restrições de impo sto de renda e exaustão de reservas e planejamento de longo prazo da empresas, pod em ditar que um teor uniforme seja produzido em todos os anos.
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O objetivo é utilizar os planos de curto prazo propostos para determinar o quão long e em avanço certos minérios, ou áreas da mina, serão descobertos. Outro importante eleme nto é providenciar um amplo campo operacional (espaço) para permitir práticas de miner ação mais econômicas. Bancos estreitos afetam a razão de descobertura mínima mas resultam em uma operação dispendiosa, bem como dificuldades nas operações de perfuração e detonação. O ações de carregamento e transporte também são facilitadas com o uso de espaços operacionai s amplos. Dessa maneira diminuímos o talude do “pit” em contraste com o talude final d o “pit” que deverá ser aumentado o máximo possível para minimizar a razão de descobertura ge ral. Durante os anos iniciais de operação, os taludes operacionais e a razão de descob ertura podem ser muito maiores que a razão total. Isso resulta que quando se alcança os limites finais da superfície do “pit”, operações de aprofundamento para o talude final iniciam, geralmente resultando em decréscimos nas razões de descobertura. Para mini mizar altas razões de descobertura durante os anos iniciais da vida da mina, talud es operacionais devem ser o mais íngremes possíveis e, ao mesmo tempo, providenciar amplas bermas para uma eficiência operacional ótima. Isso requer um estudo detalhado do espaço necessário para o tamanho do equipamento selecionado para um dado “pit”. O re sultado de um plano de mineração de curto prazo resume a tonelagem, teores associado s e mapa topográfico de cada corte proposto para cada escavadora, inclinação do talude de trabalho, rotas de transporte e número de níveis minerados. Seleção dos taludes de t rabalho: A seleção dos taludes de trabalho determina a largura das bancadas em operação, e é definida na indústria como sendo a razão entre a largura média da bancada e sua alt ura. Tais taludes são selecionados após cuidadosa consideração ter sido dada a todos os tipos de atividade que terão lugar sobre as bancadas em qualquer tempo. Em adição, a r esistência do material, o ângulo de repouso sob o qual o material é estável, o efeito do clima sobre o material, a natureza e grau de alteração e as características das estru turas dentro das áreas dos taludes devem ser avaliadas. Como exemplo de uma largur a de bancada (berma) de operação possível, considerando uma mina de cobre com bancadas de 50 ft onde a descobertura é feita concomitantemente com a mineração. “Shovels” de 6 jd 3 com uma lança de 50 ft são usadas para o carregamento. O transporte pode ser por v agões padronizados ou por caminhões fora de estrada com um raio de giro de 30 ft. Su pervisão e caminhões de transporte necessitarão de uma estrada. Perfuratrizes tipo “rota ry” com 34 ft de lança são usadas para perfurar furos de 12”. Se todas as máquinas estão tra balhando uma ao lado da outra ao mesmo tempo sem interferência, duas configurações pod em ser desenvolvidas como segue: Para operação com caminhões fora de estrada: - Crista do banco acima da linha central da “shovel” - Linha central da “shovel” até beira da estr ada - Largura da estrada de transporte - Espaço ocupado pela perfuratriz - Distância da perfuratriz até a crista da bancada Total: Para operação com vagões e trens: - Crist a do banco acima da linha central da “shovel” - Linha central da “shovel” até o centro do trilho - Centro dos trilhos até estrada de transporte - Largura da estrada de tran sporte - Espaço ocupado pela perfuratriz 50 ft 30 ft 75 ft 30 ft 15 ft 200 ft 50 f t 30 ft 12 ft 25 ft 30 ft
47 - Distância da perfuratriz até a crista da bancada Total: 15 ft 162 ft Se as áreas trabalhadas são suficientemente longas de modo que a perfuração não necessita ter lugar ao lado da operação da “shovel”, a largura da perfuratriz de 30 ft pode ser el iminada. Outras economias de espaço podem ser feitas reduzindo-se a largura da est rada de transporte dos caminhões fora de estrada e sacrificando algo de sua eficiênc ia operacional. Sob essa condição o “lay-out” típico seria: - Crista do banco acima da lin ha central da “shovel” 50 ft - Linha central da “shovel” até beira da estrada 30 ft - Larg ura da estrada de transporte 45 ft Total: 125 ft Isso resulta num talude de 2 ½ ho rizontal para 1 vertical, normalmente usado como talude de trabalho. Taludes pod em variar de menos de 2:1 até mais que 4:1, dependendo do tamanho dos equipamentos de operação e atitude do corpo de minério. A seleção de taludes de trabalho envolve consi derações do tipo e tamanho dos equipamentos, eficiência nas operações, fundos e tempo disp onível e segurança.
9. DRENAGEM E ESGOTAMENTO DE ÁGUAS PLUVIAIS E DE INFILTRAÇÃO Uma boa drenagem é essencia l para todas as operações de mineração à céu aberto. A água na face de corte deve ser elimina a a um mínimo possível, a fim de se ter um máximo de eficiência. O controle da drenagem na face deve ter sempre um programa de manutenção preventiva com relação às máquinas em oper ação. A negligência dessa manutenção contribuirá para destruir e prejudicar o equipamento; d a mesma forma, a negligência do controle da drenagem prejudica as operações de lavra, por muitas vezes caindo toda a face do corte em operação. Deve-se otimizar o trabalh o durante as estações secas, quando as condições de decapeamento de estéril são sempre mais favoráveis, com maior rendimento dos serviços e descobrimento de maiores áreas de minéri o para lavra. O estudo da área da mina vai indicar a seleção do melhor “lay-out” de modo a se obter a menor probabilidade de acidentes e o máximo rendimento. O exame de map as topográficos mostra a drenagem natural em relação a posição do minério; ao mesmo tempo po de-se determinar acima e abaixo os níveis máximos de água do curso d’água principal, obten do-se dessa forma um satisfatório sistema de drenagem. As cartas de isoetas da reg ião, quando possíveis de serem obtidas, dão indicações na região da máxima freqüência de chuv mm de precipitação por unidade de área, sendo outro elemento de grande valia. Superfíci e de escavação: A prevenção da queda do talude superficial da face do corpo na fossa esc avada deve ser a primeira providência a ser considerada. O problema não é complicado q uando o minério jaz acima da drenagem natural. A água é coletada em canaletas ou valas e carregada por gravidade para outras áreas da mina e descarregada na drenagem na tural.
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Quando o minério jaz abaixo da drenagem natural, o sistema coletor é similar, entret anto, diques devem ser construídos nos pontos de descarga de modo a prevenir a inu ndação de água em toda a frente de serviço escavada onde operam as máquinas. As principais superfícies, ou valetas, são executadas em avanço, paralelamente à face de corte. São con struídas geralmente com “draglines” ou um trator de lâmina frontal (“dozer”) com um gradient e com inclinação até o final do corte. Usualmente 0,1% a 0,25% de inclinação é suficiente pa ra prevenir os acidentes. A seção ou área necessária deve ser determinada pela inclinação de corte, máxima precipitação de chuvas locais e pelos fatores topográficos. Em ravinas in clinadas é necessário construir um banco de material (dique) ao lado da vala, de man eira a assegurar a contenção do fluxo de água durante as cheias máximas previstas. Valas pouco profundas seguem contornando as colinas e descarregando nas valas princip ais e são geralmente feitas em intervalos regulares. Essas valas de contorno geral mente são construídas com 0,5 a 1,-5 m de profundidade com trator de lâmina inclinada. De acordo com o avanço da mina, essas valas de contorno são sempre executadas prime iro à frente da face de corte. Por último, quando as valas principais aproximam-se d a face de serviço, um novo sistema é feito em avanço. Diques ou represas: Sempre é prefe rível planejar a mina à céu aberto de modo a ter-se o avançamento da face de trabalho pa ralela à direção onde existe a corrente ou fluxo de drenagem. É também vantajoso que aprox imadamente a metade da água necessariamente não precise de controle de drenagem. A m etade da água do vale geralmente escapa ou escorre longe do corte, sendo drenada p ara seu curso natural. Antes da linha de drenagem do vale a ser atingida, uma ou mais barreiras ou muros são construídos, sempre com a escavação ou valeta principal em posição ao lado elevado para carregar o fluxo que provém das elevações durante o tempo em que o corte avança, através do fundo do vale. Na face de trabalho, a escavação realizada na linha do fluxo ao fundo do vale teria de ser a mais larga possível. Isso é feito carregando e escavando o dobro do minério. No próximo desmonte de estéril a ser reali zado, o enchimento do espaço é colocado embaixo, entre os rejeitos, criando um novo curso d’água de um extremo a outro do estéril por trás da face escavada O curso d’água é aber o obrigando a água a fluir para a zona de rejeitos (Selley – pág. 236). Drenagem da es cavação ou frente de serviço decapeada: Uma pequena quantidade de água sempre escapa do sistema coletor, filtra ou escorre ao longo da face de trabalho decapeada. Em ad ição, também águas são coletadas embaixo, providas do estéril decapeado e acumulada na retag uarda. Essa água é coletada em depósitos pequenos e bombeadas por bombas de polpa atra vés de valetas de gravidade escavadas embaixo da argila do estéril desmontado As bom bas sempre devem estar bem localizadas, ter o mínimo possível de altura de recalque e depósitos bem locados, de modo que a drenagem se faça naturalmente até eles, para de pois as bombas entrarem em ação. Deve-se sempre levar em conta o fácil acesso aos loca is de depósitos e bombas.
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10. DIMENSIONAMENTO DE EQUIPAMENTOS E PROCESSOS 1. Altura total de despejo (“dragl ine” e “shovel”): Na mineração à céu aberto com cobertura estéril, caso de sedimentos mineráv omo carvão e xisto, um grande problema é o de colocar o estéril ao lado da trincheira aberta na frente de trabalho. Pode-se dizer que, no momento em que não há mineração sele tiva, isto é, não há cobertura estéril, como no caso de pláceres metálicos, a mineração se re e na carga do material, remoção do material desmontado pela caçamba e descarga no veícul o que o transportará até a planta de beneficiamento. Para melhor especificar as máquin as escavadoras destinadas ao desmonte e remoção do estéril da cobertura, será necessário d efinir qual a altura de despejo que a máquina será capaz e qual o espaço necessário para colocar folgadamente o volume de aterro que resultará do desmonte e da remoção do cap eamento, levando em consideração o grau de empolamento dos sedimentos estéreis, que va ria normalmente entre 40 e 60%. O melhor sistema para determinar esse volume de aterro e qual a altura de despejo da escavadora é o processo gráfico, o qual pode se r facilmente controlado pelo cálculo analítico. Para desenvolver o sistema gráfico par a projetar a escavação, supõem-se a figura abaixo, representativa de uma frente de tra balho a céu aberto, com sedimentos mineráveis, de potência ou espessura de “p” metros. Obs . – o desmonte com “dragline” é mais favorável em terrenos macios e planos; na “shovel” é mai arato o custo por m3 em terrenos mais duros.
50 C h1 L G A ϕ D ht h3 h2 ϕ M r ϕ B Vo Ho I ϕ U p r Processo Gráfico: X1 F r X2 Suporemos a mineração com os seguintes dados técnicos: a) Dados fundamentais 1. Ho – alt ura de estéril que cobre os sedimentos a minerar e que será a altura do corte que a escavadora deve realizar. 2. r – largura da trincheira onde a mineração se processará. A dmite-se que essa largura que é da frente de trabalho, seja equivalente a 1,3 a 1, 6 Ho. 3. L – avançamento diário da mina. 4. k – coeficiente de empolamento do aterro; k1 = (1 + k) 5. Vo – volume da jazida a desmontar: Vo = L . r . Ho b) Cálculo dos elem entos do projeto Volume do aterro empolado: Ve = Vo . (1 + k) = L . r . Ho .k1 At: Área total da seção ortogonal (pois a largura L é a mesma “in situ”) e em qualquer ponta At é a mesma. X1X2BCX1 = Ve / L = L . r . Ho . k1 / L => At = r . Ho . k1
Essa área independe do avanço diário da mineração. De posse do valor da área total será fácil terminar qual a altura máxima de despejo do corte: ht = h1 + h2. Para isso façamos a seguinte construção: 1o – tomemos o comprimento X1X2 = r, largura da trincheira; 2o – p assando por X2 e por X1, traçamos duas linhas paralelas entre si X1C e X2B, fazend o ambas o ângulo ϕ com a horizontal X1X2. (ϕ = ângulo de repouso formado pelo aterro). 3 o – a área da seção prismática ortogonal, X1X2BCX1, já é conhecida pela expressão At = r . Ho k1. Agora podemos expressar sua área, que é trapezoidal, na forma que segue:
51 At = ½ . X2I . (X2B + X1C) = FG . X2I onde FG é o valor da base média do trapézio X1X2BC X1, X2I = r . sen ϕ At = FG . r . sen ϕ Da equação acima obteremos o valor de FG, a base média do trapézio X1X2BCX1: FG = At r . sen ϕ . Estamos portanto capacitados a determinar a extremidade G da reta FG ou a base méd ia do trapézio da seção do aterro X1X2BCX1. Para isso baseamo-nos no valor FG obtido a cima e marcamos o ponto G. Se traçarmos nesse ponto , a linha CGB, com o ângulo ϕ com a horizontal AB, o ponto C marcará a altura máxima de despejo da escavadora. CAB = A BC = ϕ por construção. A altura de despejo ht = CM, poderá ser medida diretamente, da me sma forma que o valor , X2I = r . sen ϕ = h3. Pode-se medir diretamente h3 no pape l, controlando-se a medida achada com o valor da expressão acima. Há outros métodos de construção da figura do trapézio, base do prisma, de modo a se achar o valor ht = CM. Adotou-se o presente por achá-lo o mais adequado. Processo Analítico: Utilizando algumas expressões já deduzidas anteriormente pode-se d eterminar analiticamente o valor da altura de despejo da escavadora. ht = h1 + h 2 Vamos achar os valores de h1 e h2 em função das áreas do trapézio X1X2BCX1 e triângulo A BC. Área do triângulo ABC = A1, e área do trapézio X1X2BCX1 = At e X1X2BAX1 = A2. Consid era-se a máquina na posição menos favorável quanto à altura de cote, isto é, suporemos que e la esteja no mesmo nível X1X2 , da capa do sedimento a ser minerado. Área A1 = ½ . (AB . BC) = (r . h1) / 2 Do triângulo ABC tiramos: h1 = AD . tg ϕ = r / 2 . tg ϕ . Logo, a expressão acima permite escrever: A1 = ½ . r . h1 = r2 . tg ϕ / 4 Teremos, portanto:
52 A2 = r . h2; logo h2 = A2 / r Sabemos que A2 = At – A1 = (Vo . k1) / l – (r2 . tg ϕ) / 4 Se substituirmos Vo por seu valor tirado da primeira expressão dessa dedução, teremos: A2 = (L. r . Ho . k1) / L – (r2 . tg ϕ ) / 4 Prosseguindo, teremos a equação acima trans formada como segue: A2 = ( r . Ho . k1) – (r2 . tg ϕ ) / 4 O valor de h2 será dado por : h2 = A2 / r = {(r . Ho . k1) – (r2 . tg ϕ ) / 4} / r ou h2 = Ho . k1 – (r . tg ϕ ) / 4 Daqui tiramos: ht = h1 + h2 = {Ho . k1 – (r . tg ϕ ) / 4} + { r / 2 . tg ϕ} Finalment e: ht = Ho . k1 – (r . tg ϕ + 2r . tg ϕ) / 4 A altura total de despejo será então definida pela seguinte expressão, após as efetuadas as transformações indicadas na expressão acima : ht = Ho . k1 + (r . tg ϕ) / 4 Esta fórmula nos dá o valor da altura de despejo uma v ez colocado o aterro sobre o plano projetado X1X2, na capa dos sedimentos mineráve is. Como o pé do aterro deve partir da lapa do sedimento minerado, após sua extração, o aterro deverá baixar “p” metros, onde “p” é a potência dos leitos lavrados. Daí que a altura despejo, ao invés de CM = ht , da figura, deverá ser CM – p. A fórmula final será: hd = Ho . k1 + (r . tg ϕ) / 4 – p ; (no caso de uma “shovel”) No caso de uma “dragline” trabalhando sobre os sedimentos da cobertura estéril, a altura de despejo corresponderá à altura total menos a potência da camada lavrável “p”, menos a altura de corte “Ho”, já que ela está re o estéril da cobertura: hd = Ho . k1 + (r . tg ϕ) / 4 – (p + Ho) ; (no caso de uma “d ragline”) 2. Plano de fogo (explosivos) Equipamentos: - marteletes: dmáx = 50 mm (2”), compr até 5 m - martelete sobre pneus: dmáx = 44 à 75 mm, compr 1,5 à 12 m
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- carretas de perfuração: dmáx = 50 à 125 mm, compr até 60 m Perfuração: Furação: - percussiv ravés de impacto, d : 50 à 300 mm - rotativa: através de trituração, rochas moles, d maior es: 76 à 465 mm - inclinada - vertical => d: 150 à 225 mm, comprimento: 10 à 30 m
Explosivo necessário para desmonte de rochas: Arenito Calcário Carvão Altura das banca das: Ht => entre 4 e 50 m Área da malha = E . L = Ht2 Malha alongada: Malha regula r: 0,8 < E/L < 1 => blocos maiores 1 < E/L < 1,2 => melhor fragmentação, economia br itagem Área da malha clássica (m2) 0,5 – 1,5 2,5 – 4 10 – 15 16 – 25 25 - 40 300 – 400 g/m3 ( situ”) 250 – 350 g/m3 (“in situ”) 100 – 150 g/m3 (“in situ”) Diâmetro da furação (mm) 30 51 89 102 150 Fórmulas básicas para elaboração de um plano de fogo: Carga de fundo: Cf = d2 (mm)/ 1000 (kg/m) Altura da carga de fundo: hf = 1,3 . Lmáx = 1,3 . (45 . d) (m) Peso da car ga de fundo: Qf = hf . Cf (kg) Carga de coluna: Cc = (0,4 à 0,5) . Cf (kg/m) Altur a da carga de coluna: hc = Ht – hf – t = Ht – hf – L (m) t: tampão = L (afastamento) Peso da carga de coluna: Qc = hc . Cc (kg) Carga total: carga de fundo + caga de colu na Exemplo: Ht = 10 m ; diâmetro furação: d = 50 mm ; malha E/L = 1,1 L = 45 . 50 = 2, 25 m E = L . 1,1 = 2,45 m = t
54 Cf = 502 / 1000 = 2,5 kg/m hf = 1,3 . 2,25 = 2,925 m Cc = 0,5 . Cf = 1,25 kg/m hc = 10 – 2,925 – 2,45 = 4,625 m Qf = 2,5 . 2,925 = 7,3125 kg Qc = 1,25 . 4,625 = 5,7812 kg Qt = 7,3125 + 5,7812 = 13,0937 kg/furo Razão de carregamento: 237,5 kg/m3 3. Tratores e equipamentos auxiliares Tratores: 1 trator tipo D7 ou D8, como equ ipamentos auxiliar para cada 2 “shovels” ou por “dragline”. Traxcavator: equipamento aux iliar para reserva ou auxílio no carregamento. Motoniveladora: 1 unidade pelo meno s para manutenção de estradas e auxiliar para manter as canchas limpas e desobstruídas . Bombas de polpa: equipamento para esgotamento das cavas de mineração, dimensionada s de acordo com a vazão esperada de água (superficial + infiltração). 4. Dimensionamento de escavadoras para mina de carvão (Usina de Candiota) A mina d e carvão de Candiota foi dimensionada para fornecimento de carvão energético tipo CE 3 200 (3.200 kcal/kg), destinado a geração de energia na Usina Termoelétrica Presidente Médici (UTPM), localizada no município de Bagé, RS. Os dados básicos que serviram para s eu primeiro dimensionamento são: Produção final Pf = 426 MW Fato de carga f = 45% Cons umo de carvão 3.200 kcal/kg = 1,4 kg/kWh Produção efetiva por ano: Eef = Pf . f . hora s/ano = 426 . 0,45 x 8.760 h/ano Eef = 1.679.292 MW/ano Consumo anual = Eef . consumo carvão/kWh = 1,679 x 106 MW/ano . 1,4 kg/kW = 2.350. 600 ton/ano de carvão Mina de Carvão de Candiota: Altura de estéril: 20 m Potência 1a ca mada de carvão: 2 m Estéril intermediário: 0,70 m Potência 2a camada de carvão: 2 m Fator de empolamento: 35% Regime de trabalho: 300 dias/ano 2 turnos/dia x 8 horas
Peso específico do carvão “in situ”: 1,6 ton/m Ângulo de talude natural: 45o Produção de carv dia: 2.350.600 / 300 = 7.835,3 => 7.840 ton/dia Área a ser descoberta: Produção diária: 7.840 / 1,6 = 4.900 m3/dia Área de carvão descoberto: 4.900 / 4 = 1.225 m3/dia Volum e de rejeito removido/dia: 1.225 . 20 . 1,35 = 33.075 m3/dia (estéril cobertura) 1 .225 . 0,70 . 1,35 = 1.158 m3/dia (estéril intermediário) Dimensionamento equipament o de descobertura: Shovel: Cálculo da caçamba da “shovel”: No de caçambadas diárias: 50 caçam adas/h . 16 h = 800 caçambadas/dia Capacidade da caçamba: 33.075 m3/dia / 800 caçambad as/dia = 54,5 m3 Caçamba disponível mais próxima (catálogo): 45 m3 Característica da “shovel” Capacidade da caçamba: 45 m3 Comprimento da flexa: 48 m Altura de despejo: 34 m R aio de ação: 42 m Altura de despejo: Hd = 20 . 1,35 + 42 . tg 45o – 4 = 33,50 m 4 Larg ura da trincheira para a “shovel” escolhida: Área vertical escavada/dia: Hc . raio de ação . k1 = 20 . 42 . 1,35 = 1.134 m2 Avanço diário necessário: Volume / Área vertical = 33. 075 / 1.134 = 29,17 m Custo da “shovel”: US$ 4.687.515 (amortização em 12 anos) Anuidade : 4.687.515 / 12 = 390.626 US$/ano ou (i = 12% aa) = 756.737 US$/ano Custo de am ortização: 390.626 / 2.350.600 = 0,17 US$/ton carvão (capital próprio) ou 756.737 / 2.35 0.600 = 0,32 US$/ton carvão (capital terceiros) Dragline: Cálculo da caçamba da “draglin e”: No de caçambadas diárias: 60 caçambadas/h . 16 h = 960 caçambadas/dia Capacidade da caça mba: 33.075 m3/dia / 960 . 0,9 . 0,75 caçambadas/dia = 51,04 m3 Coeficiente de ope ração: 0,9 ; Fator enchimento da caçamba: 0,75 Caçamba disponível mais próxima (catálogo): 45 m3 Característica da “dragline”: Capacidade da caçamba: 51 m3 Raio de giro r = (H . k1) / tg θ + a / 4 + P / tg α + H / tg β + D = 51,70 m 3 55
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D = 0,75 . φ = 0,75 . 50 = 37,5 ft = 11,43 m a = 1,45 . H = 1,45 . 20 = 29 m α = β = 7 6o (ângulo de talude) Altura de despejo: Hd = 20 . 1,35 + 29 . tg 45o – (4 + 20) = 1 0,25 m 4 Largura da trincheira para a “dragline” escolhida: Área vertical escavada/dia : Hc . raio de ação . k1 = 20 x 29 x 1,35 = 783 m2 Avanço diário necessário: Volume / Área v ertical = 33.075 / 783 = 42,24 m Desmonte de carvão: Volume de carvão “in situ”: 4.900 m 3/dia Volume empolado: 8.330 m3/dia Volume por hora: 520,625 m3/h Número de caçambad as/hora: 50 ciclos/h Volume por caçambada: 10,4 m3 ou 13,70 jd3 Desmonte estéril int ermediário: Volume empolado: 1.225 . 0,70 . 1,35 = 1.157,625 m3/dia Volume por hor a: 72,35 m3/h Número de caçambadas/hora: 50 ciclos/h Volume por caçambada: 1,45 m3 ou 1,90 jd3 5. Produção horária de escavadoras cíclicas Cálculo da produção horária para “shovel Volume da caçamba = 8 jd3 Ce: coeficiente de enchimento = 0,57 Duração do ciclo: 31” Fo: fator de operação = 70% Cg: coeficiente de giro máximo (120o) = 1,1 γ: peso específico ca rvão = 1,75 ton/m3 Produção horária = 60’ . 60” . Ce . Fo . γ . (Vc . 0,765) Ciclo” . Cg (m3) Produção horária = 60 . 60 . 0,57 . 0,70 . 1,75 . (8 . 0,765) = 451,14 ton carvão 31 . 1 ,1 Cálculo da produção horária para pá carregadeira: Vc: Volume da caçamba = 8 jd3 Ce: coefi ciente de enchimento = 0,57 (Enchimento caçamba: 0,8, empolamento: 1,4) Duração do cic lo: 31” Fo: fator de operação = 70%
Cg: coeficiente de giro máximo (120 ) = 1,1 γ: peso específico carvão = 1,4 ton/m3 Produção horária = 60’ . 60” . Ce . Fo . γ . (Vc . 0,765) Ciclo” . Cg (m3) o 57
Produção horária = 60 . 60 . 0,57 . 0,70 . 1,4 . (8 . 0,765) = 360,91 ton carvão 31 . 1, 1 γ: peso específico brita = 2,65 ton/m3 Produção horária = 60 . 60 . 0,57 . 0,70 . 2,65 . (8 . 0,765) = 683,15 ton brita 31 . 1,1 6. Cálculo do custo de escavação para descobe rtura Cálculo da produção horária para “dragline”: Vc: Volume da caçamba = 60 jd3 Duração do : 50 ciclos/h Eficiência: 0,73 Empolamento: 0,75 Deslocamento: 0,94 Enchimento: 0, 90 γ estéril: 1,6 ton/m3 Produção horária = (Vc . 0,765) . eficiência . empolamento . desloc amento . enchimento . ciclos/h (m3) Produção horária = (60 . 0,765) . 0,73 . 0,75 . 0, 94 . 0,90 = 21,26 m3/caçambada Produção horária = 21,16 . 50 ciclos/h = 1.063 m3/h = 1.7 00,8 ton estéril Produção mensal: 680.320 ton/mês (400 h) ; 1.020.480 ton/mês (600 h) Cálcul o da produção horária para “shovel”: Vc: Volume da caçamba = 6 jd3 Duração do ciclo: 138 cicl h Eficiência: 0,80 Empolamento: 0,75 Enchimento: 0,70 γ estéril: 1,6 ton/m3 Produção horária = (Vc . 0,765) . eficiência . empolamento . enchimento . ciclos/h (m3) Produção horária = (6 . 0,765) . 0,80 . 0,75 . 0,70 = 1,928 m3/caçambada Produção horária = 1,928 . 138 ciclos/h = 266,1 m3/h = 425,7 ton estéril Produção mensal: 170.240 ton/mês (400 h) ; 255 .360 ton/mês (600 h) Custo de escavação:
58 “SHOVEL” “DRAGLINE” 8.368.500 836.800 $ 9.205.300 920.500 $ 10.125.800 30 anos $ 28.127,22 $ 43.597,19 71.724,41 $/mês Custo Capital Custo de aquisição (FOB): Frete/seguros/cabos, etc: Total: Montagem: Total investime nto: Período de amortização: Amortização mensal: Impostos/juros/seguros (10% aa): 547.500 54.800 $ 602.300 $ 602.300 20 anos $ 2.509,58 $ 2.635,02 Total capital: 5.144,60 $/mês Custo Operacional Mão-de-obra: Energia elétrica: Reparos/manutenção: Total operacional: $ 9.000 / mês $ 1.800 / mês $ 5.700 / mês 16.500 $/mês $ 9.000 / mês $ 13.500 / mês $ 105.400 $ / mês 127.900 $/mês
Custo de escavação por tonelada: Shovel: 5.144 / 170.240 + 16.500 / 170.240 = 0,03 + 0,097 = 0,127 $/ton (400 h) 5.144 / 255.360 + 16.500 / 255.360 = 0,02 + 0,064 = 0,084 $/ton (600 h) Dragline: 71.724 / 680.320 + 127.900 / 680.320 = 0,10 + 0,1 88 = 0,288 $/ton (400 h) 71.724 / 1.020.480 + 127.900 / 1.020.480 = 0,196 $/ton (600 h) Custo de escavação de uma “shovel” de 6 jd3 Vc: Volume da caçamba = 6 jd3 Duração do iclo: 26” Eficiência: 0,80 Enchimento: 0,70 Produção horária: 465 jd3 Produção mensal (600 h) 279.000 jd3
59
a) Custo de aquisição: Preço de aquisição da “shovel”: $ 365.000 Frete/montagem/cabos: $ 7.20 Amortização mensal (20 anos): 372.200 = 1.550 $/mês 20 .12 3.180 $/mês Impostos, seguro s, juros 10% aa: 20 + 1 . 372.200 . 0,10 = 1.630 $/mês 2 . 20 12 b) Custo de operação: 2 operários . 600h . 5 $/h = 6.000 $/mês energia elétrica = 1.200 $/mês reparos, manute nção, peças = 3.800 $/mês Total: 11.000 $/mês c) Custo por jd3: C1 – amortização e juros: 3.180 $ / 279.000 jd3 = 0,0114 $/jd3 C2 – cu sto de operação: 11.000 $ / 279.000 jd3 = 0,0394 $/jd3 Custo de escavação de uma “dragline” de 60 jd3 a) Custo de amortização: Custo de aquisição (FOB): $ 5.579.000 Frete, seguro a té local de montagem: $ 557.900 Subtotal: $ 6.136.900 Preço guindaste (320 ton): 100 $/h Montagem (320 h): $ 32.000 Custo de montagem (10% preço CIF): $ 613.690 Subto tal: $ 6.782.590 Período de amortização: 30 anos ou 236.250 h (7.875 h/ano) Custo de a mortização/hora: 6.782.590 = 28,70 $/h 236.250 73,20 $/h Impostos, seguros, juros (1 0% aa): 30 + 1 . 6.782.590 . 0,10 = 44,50 $/h 30 . 2 7875 Total: 0,0508 $/jd3 74,32 $/h Cabo elétrico: $ 34.020 (preço CIF); vida útil 5 anos (39.375 h) Custo de am ortização/hora: 34.020 = 0,86 $/h 39.375 Impostos, seguros, juros (10% aa): 5 + 1 . 34.020 . 0,10 = 0,26 $/h 5.2 7875 1,12 $/h b) Custos operacionais:
60 Reparos, manutenção, reposições: 117,10 $/h Energia elétrica: 1.500 kWh . 0,17 $/kW = 25,5 $/h Mão-de-obra: 3 operários . 50 $/dia / 8 h = 18,75 $/h c) Capacidade horária (55 c iclos/h): Empolamento: 0,75 Eficiência: 0,73 Deslocamento: 0,94 Enchimento: 0,90 161,35 $/h Capacidade: 60 . 55 . 0,75 . 0.73 . 0,94 . 0,90 = 1.528,5 jd3
d) Custo de escavação por jd3: Equipamento + cabo: amortização, juros, impostos, seguros : 74,32 = 0,049 $/jd3 1.528,5 3 Custos operacionais: 161,35 = 0,1056 $/jd 1.528, 5 Custo total: 0,049 + 0,1056 = 0,1546 $/jd3 ou 15,46 cents/jd3 7. Dimensionamen to de frota de caminhões Dados para dimensionamento: Distância de transporte: 2.000 m Velocidade dos caminhões (máxima): 40 km/h Regime de trabalho: 16 h/dia Produção horária : 420 m3/h Longo curso de ida: 2.000 m / 40.000 m/h = 0,05 h x 60’ = 3’ Longo curso de volta: (idem ao anterior) = 3’ Descarga: 1’ Carga: (caminhões de 16 m3) shovel de 6 jd3: 6 x 0,765 x 0,7 = 3,21 m3/caçambada (50 ciclos/h = 1,2’/ciclo) Cada shovel nec essita de 16 m3/3,21 m3/caçambada = 4,98 caçambadas => t = 5,97’ Ciclo completo do cam inhão: 3 + 3 + 1 + 6 = 13’ ou 4,61 viagens/hora Fator de carga ou utilização: 10% por ho ra Produção horária por caminhão: 4,61 – 0,46 = 4,15 viagens/hora Produção horária por caminh ,15 x 16 = 66,4 m3/h Número de caminhões necessários: 420 m3/h / 66,4 m3/h = 6,35 Fato r de segurança = 20% Número total de caminhões = 6,35 x 1,2 = 7,62 8 caminhões
61 8. Dimensionamento da frota de caminhões em função do número de escavadoras Dados do dim ensionamento: Produção: 5.200 ton/dia Regime: 16 h/dia Peso específico minério: γ = 1,6 to n/ m3 Distância de transporte: 800 m Velocidade máxima: 48 km/h = 800 m/min Volume t otal: 5.200 ton/dia / 1,6 ton/m3 = 3.250 m3/dia / 16 h/dia = 203,13 m3/h Para 2 escavadoras tipo “shovel” tem-se: 101,56 m3/h/escavadora Volume da caçamba da “shovel”: 10 1,56 m3/h / 50 ciclos/h = 2,03 m3/caçambada Utilização de 2 “shovel” com caçamba de 2,5 m3 D imensionamento dos caminhões: caminhões de 8 ton => 8 ton / 1,6 ton/ m3 = 5 m3 1a te ntativa: 2 caminhões por “shovel” Operação de carga: 1,2 caçambada/min => 5 m3 / 2,5 m3 = 2 caçambadas x 1,2’ = 2,4’ Capacidade mínima da caçamba/min = 101,56 m3/ 60’ = 1,69 m3/min Equ ipamento utilizado tem capacidade para 2,5 m3 / 1,2’ = 2,08 m3/min (OK) Tempo de l ongo curso (ida e volta): 1.600 m / 8000 m/min = 2’ Tempo de descarga: 1’ Tempo tota l: 2,4 + 2 + 1 = 5,4’ x 1,1 (fator tempo) = 5,94 6’ Número previsto de caminhões / shovel: 2 unidades 101,56 m3/h / 2 unid = 50,78 m3/h/ unid / 5 m3/unid = 10,16 viagens/h/caminhão Tempo máximo por caminhão: 60’ / 10,16 viage ns/h = 5,91’ (OK?) Obs: nota-se que a capacidade de transporte dos caminhões está no l imite quando comparada com a necessidade de transporte das “shovel”. Isso indica a n ecessidade de colocar-se mais 1 caminhão reserva para cada escavadora.
62 9. Dimensionamento de extração de depósito de saibro Dados do problema: Manto alterado Núcleo de rocha sã
Reserva cubada de saibro: 5.000.000 m3 Mineração em degraus descendente Produção de 2.00 0.000 m3 em 10 meses Distância de transporte: 2.000 m Produção mensal: 2.000.000 m3 / 10 meses = 200.000 m3/mês Produção diária: 200.000 m3 / 30 dias = 6.700 m3/dia Produção horár a: 6.700 m3 / 16 horas = 420 m3/h Produção por ciclo de trabalho da escavadora: 420 / 50 = 8,4 m3 Opções: 2 shovels de 6 jd3 (4,5 m3) 2 shovels de 8 jd3 (6 m3) 1 shovel de 16 jd3 (12 m3) 1 trator D7 (limpeza do terreno, execução de acessos, rampas, etc.) Caminhões necessário s: Percurso de ida: 2.000 m / 40.000 m/h = 0,06 h . 60’ = 3’ Percurso de volta: 3’ Des carga: 1’ Carga (caminhões de 16 m3, 2 shovel de 6 jd3): Cada shovel com capacidade de 4,5 m3 necessita de: 16 m3 / 4,5 m3 = 3,5 caç/caminhão . 1,2’/caç = 4,2’/caminhão Ciclo c ompleto: 3’ + 3’ + 1’ + 4,2’ = 11,2’ => 5 viagens/hora Fator de utilização: 10% => 5,4 – 0,5 ,9 viagens/hora Produção horária por caminhão: 4,9 viagens . 16 m3/viagem = 78,4 m3/h
63 Frota de caminhões: 420 m3/h / 78,4 m3/h = 5,4 caminhões Fator de segurança: 20% Número de caminhões: 5,4 . 1,2 => 7 caminhões (6 operando + 1 reserva) Resumo do equipament o necessário: - 2 shovel de 6 jd3 - 1 trator de lâmina frontal tipo D7 - 7 caminhões d e 16 m3
11. DISPOSIÇÃO DE REJEITOS DA LAVRA Em operações mineiras, o problema de deposição temporária ou permanente de materiais estéreis é encontrado para material grosseiro e fino, ass im como para a descobertura e material descartado no processamento mineral. Usua lmente são necessárias áreas superficiais de terreno a menos que se possa realizar o r eenchimento de áreas já mineradas (“backfilling”) dentro da mina ou em espaços vazios da m ineração subterrânea. Depósitos de rejeito: Na disposição de rejeitos da cobertura ou materi al estéril de operações em camadas múltiplas, o material pode ser colocado fora dos limi tes da cava ou, se possível, em áreas já mineradas dentro da cava. O último caso é possível se o ângulo de repouso do material que está sendo minerado for menor que o ângulo de r epouso do material estéril, isto é, a disposição do material de rejeito não afetará a recupe ração do mineral valioso. A locação do bota-fora deve ser o mais próximo possível da cava pa ra reduzir-se os custos de transporte, mas também deve estar a uma distância tal que não interfira com nenhuma área que deverá ser minerada (deve estar fora dos limites d e descobertura da cava). Economias iniciais podem resultar em perda de minério pot encial ou numa despesa extra posterior na movimentação de material de rejeito uma se gunda vez. Uma mudança nas condições técnicas e econômicas pode tornar o material de baixo teor (sub-minério) tratável posteriormente. Assim, o material de baixo teor necessi ta ser classificado, manuseado armazenado separadamente para facilitar uma possíve l recuperação e tratamento posterior. Tipos de depósitos: A deposição na forma de colinas (”hillside”) é uma prática comum na disposição de rejeitos de descobertura em pedreiras de r ocha ornamental e outras cavas em bancadas de encosta. A deposição do material através de uma bancada tem a vantagem de pequeno crescimento em área comparativamente a o utros métodos. A altura pode variar de poucos metros até dezenas de metros. O começo d o depósito é feito normalmente contornando-se uma pequena área ao redor de uma rampa
64 de bancada sobre a encosta, descarregando o material e aplainando o depósito assim como ele acumula o material. As feições dos depósitos tipo colina são freqüentemente clar amente visual, portanto eles interferem com o aspecto visual da área. Depósitos tipo colina também são chamados de depósitos finais (“end dumps”). Material de rejeito ângulo de repouso Acesso ao bota-fora Encosta original Os depósitos tipo preenchimento de vales (“valley in filling”) é uma alternativa para de pósitos em colina, seguindo os contornos do vale e, dessa forma, pode não ser tão faci lmente visível como os depósitos em colina. A capacidade desses depósitos depende gran demente do comprimento da face de deposição e da altura, bem como do ângulo de repouso do material depositado. Em geral o material depositado não pode ser recuperado po steriormente, assim os depósitos são permanentes. Superfície de deposição Bancadas de rejeito Dreno p/água superficial Dreno inferior Lagoa p/controle de sedimentos Os depósitos tipo rampa (“ramped dumps”) são apropriados para armazenamento de materiais de baixo teor que podem ser posteriormente recuperados para tratamento através de melhoramentos nos processos de beneficiamento. Estrada de acesso Linha central
65 Vista lateral Vista em planta
Os fatores que devem ser levados em consideração quando planeja-se e constrói-se depósit os de rejeito são aqueles relativos à capacidade de acumulação (relacionada com a área env olvida) e estabilidade do depósito. Material no estado fragmentado ocupa um volume considerávelmente maior do que quando em estado sólido (“in situ”). Isso pode chegar a 50% e recebe o nome de empolamento (”swell”). Em algumas operações mineiras, mesmo após a extração total do material valioso é possível que o volume de rejeito residual seja maio r que “in situ”. Isso pode ser claramente entendido do ponto de vista de um impacto ambiental. Entretanto, é mais comum, especialmente na mineração de materiais brutos co mo ferro e carvão, que ocorra um substancial déficit de material de reenchimento da cava e assim geralmente um buraco na superfície resulta no final da mineração. A rocha detonada tem um ângulo de repouso ou de estabilidade próximo a 1:1 (45o) e mantém a e stabilidade a menos que o material fino dentro do depósito cause um escorregamento . Material de solo possui um ângulo de repouso muito menor, especialmente quando úmi do, que varia entre 20 e 30 . Nesses materiais o arraste e liquefação do solo devido a água pode afetar desfavoravelmente o depósito e a estabilidade dos taludes. O taman ho e forma das partículas do solo e finos são fatores importantes. Operação de bota-fora Mudanças freqüentes na posição do depósito de rejeitos e flexibilidade dos caminhões faz co m que o método de construção de depósitos de rejeito com caminhões seja freqüentemente utili zado. Os caminhões são posicionados no final do aterro e descarregados sobre o talud e. Para prevenir a queda nos taludes são utilizados diversos artifícios entre os qua is destacam-se o uso de um lugar marcado (“spotter”), de um tronco de rejeito ou de um monte de rejeito. Um trator de lâmina pode ser utilizado para construir uma cri sta de material para manter o caminhão próximo ou no final do aterro, dependendo do tipo de material depositado. Caminhões fora de estrada com basculamento traseiro são ideais para depositar o material próximo a crista construída ou sobre o talude. A p rovisão da inclinação em direção ao final do aterro é feita para prevenir o retorno de mater ial. Entretanto a drenagem deve ser tal que a água não entre nos fundos do depósito. U ma consolidação do material depositado ocorrerá a partir da base do depósito quando o ma terial é descarregado próximo à crista caindo pelo talude. Uma proteção adequada do talude pode ser necessária quando material grosseiro é rolado sobre a superfície do depósito. A sedimentação do rejeito ocorre devido ao peso do tráfego das máquinas, condições meteorológ cas e consolidação com tempo. Controle operacional de depósitos (bota-fora) Os depósitos de rejeito devem proporcionar equipamentos. áreas adequadas para a manobra e reto rno dos
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O regulamento de mineração Australiano por exemplo determina as seguintes providências num depósito de rejeito: - elemento de contenção no limite do aterro e talude; - marc as de orientação para indicar a proximidade do depósito, beirada do talude ou área incli nada; - quando houver descarregamento em horários noturnos a área deve ser iluminada para iluminar as beiradas e áreas de trabalho; - necessidade de supressão das poeir as pelo molhamento através de caminhões pipa em operações à seco. A estabilidade das beira das dos depósitos possuem normalmente uma estabilidade suspeita, portanto o descar regamento pode ser feito próximo à beirada e o material empurrado com trator de lâmina frontal ou descarregado usando um anteparo para caminhão basculante traseiro. Ree nchimento de áreas mineradas (“backfilling”): É possível em, algumas operações à céu aberto u ar material de descobertura ou resíduos de beneficiamento como reenchimento de áreas já mineradas. Em muitos casos isso é necessário para o gerenciamento ambiental de con trole de superfície (solo). O reenchimento (“backfilling”) é possível onde estão envolvidos depósitos estratificados ou em camadas, desde que os mesmos sejam totalmente extraíd os por métodos de lavra à céu aberto. Onde o depósitos mergulha num ângulo menor que o ângul o de repouso do material de reenchimento, é possível o reenchimento dentro da escavação de onde o material valioso é extraído. O procedimento adotado é usualmente num ciclo c ontínuo com a escavação da cobertura e posterior escavação do minério, caso contrário, em cic o descontínuo, pode resultar numa pequena utilização dos equipamentos. A distância de tr ansporte deve ser a menor possível e a mínima elevação do material permitem uma recuperação econômica da área minerada. Minas de minérios metálicos e rochas ornamentais em geral não permitem o reenchimento pois a estabilidade das paredes da cava necessitam que a s bancadas sejam cortadas em recuo para manter o acesso aos bancos inferiores. E xiste um grande número de operações que permitem a extração de minério e a disposição de reje s em áreas mineradas. Essas variam desde o uso de métodos tipo “haul back” usando “scraper s” e caminhões, até a mineração de blocos (“block mining”) utilizando tratores de lâmina fron . A recuperação da área minerada e aterrada com rejeito normalmente consiste na recupe ração topográfica e colocação do solo vegetal, execução de drenagem para evitar erosão e lixi de contaminantes e revegetação. Com a utilização de dragas o material de rejeito é dispost o imediatamente atrás da área minerada, acompanhando o sentido de extração da draga.
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12. CRITÉRIOS ECONÔMICOS PARA DECIDIR ENTRE LAVRA À CÉU ABERTO E LAVRA SUBTERRÂNEA O critéri o básico para decisão entre lavra à céu aberto e lavra subterrânea é a relação estéril-minéri e, que leva em consideração aspectos geológicos (altura de descobertura), geomecânicos ( resistência das rochas e estéril) e econômicos (custos de extração e remoção de estéril). A r estéril/minério limite, também conhecida como relação de corte (decapagem) pode ser defini da como segue: r = custo mineração subsolo – custo mineração céu aberto (m3/ton minério) cust de decapeamento do estéril da cobertura Essa relação indica que não se deve ultrapassar esse limite em termos de relação m3 de estéril/ton de minério. A partir do valor limite desse relação é mais favorável a mineração em subsolo. O custo de remoção de estéril da cobe e o volume de material necessário de remoção vão aumentando proporcionalmente com o apr ofundamento da cava. Para definição das áreas onde é econômica a mineração por métodos à céu e definir a altura máxima de descobertura economicamente viável, utiliza-se a segui nte relação, também conhecida com razão de descobertura (“stripping ratio”): “stripping ratio Valor minério recuperável/ton ROM – (custo de produção/ton ROM + ganho mínimo/ton ROM) Custo de descobertura/ton de estéril
As jazidas em geral são mineradas à céu aberto se o minério se encontra a profundidades relativamente pequenas e quando o custo de produção é inferior aquele resultante da la vra em subsolo. A segurança é maior em operações a céu aberto e também pode ser utilizados e quipamentos de grandes dimensões e capacidades de produção ganhando-se com as economia s de escala. Também pode ser minerados teores mais baixos ou com distribuição errática . A lucratividade por tonelada varia em função da escala de produção e da qualidade do mi nério bruto (teor). A profundidade máxima de descobertura é encontrada em função da relação d corte por m2. Determinação gráfica do ponto de equilíbrio para a razão de descobertura R: $/ton Pv CML CB CML - custo máximo de lavra CMP - custo máximo de produção CB - custo de benef iciamento Pv - preço de venda R - recuperação de mineral r (m2/ton) razão de descobertur a Y = a.x + b a
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a – custos fixos na mineração b – custo da descobertura/m3 (custo unitário de descobertura ) r – relação estéril/minério ou razão de descobertura Parametrização geoeconômica de reserva ica aplicável na determinação da máxima razão estéril/minério econômica em minas a céu aberto arvão. A reserva explotável é dependente do teor dos blocos que a constituem. O cálculo das reservas é feito pelo método dos blocos, cujo volume é determinado pela área de infl uência de cada amostra e pela profundidade. A determinação das reservas é realizada da s eguinte maneira: 1o – definir intervalos de classe entre a maior e menor razão estéril /minério e somar as tonelagens por classe cujo total fornecerá a tonelagem total das reservas; 2o – determinar qual a participação relativa (%) de cada intervalo dentre a reserva total; 3o – acumular as percentagens relativas, iniciando da classe mais baixa. Desse modo acumulamos 100% das reservas na classe mais alta em termos de relação estéril/minério. As reservas de carvão podem então ser distribuídas por faixas de iso cobertura ou iso-relação estéril/minério. Podemos construir uma curva ou gráfico de parame trização das reservas cubadas. No planejamento de lavra podemos então selecionar os bl ocos ou áreas lavráveis com uma certa tecnologia (céu aberto ou subterrânea) em uma cert a conjuntura de mercado estabelecida no cálculo da relação estéril/minério limite (“strippin g ratio”). A curva de parametrização permite definir quanto se ganha ou se perde com a variação na relação estéril/minério máxima admissível economicamente. Intervalo de classe (m3/ton) Distribuição das reservas ton Total: (ton) Totais por c lasse Participação Acumulado Σ ton %1 %1 Σ ton %2 %2 + %1 Σ ton %3 %3 + %2 ... ... ... Σ ton %n %n + %n-1 ton ton ... ton r1 r2 r3 ... rn CML = CMP – CB CML = R . Pv - CB Curva Reserva de carvão x Relação estéril/minério Reservas de carvão (%)
69 Relação estéril/minério 13. CUSTOS UNITÁRIOS DE PRODUÇÃO O custo unitário de produção se refere ao valor gasto para obtenção de 1 ton de mineral ROM (custo unitário de lavra) e também 1 ton de concentrado mineral (custo unitário de beneficiamento). O custo unitário de produção é a soma dos cus tos de mineração mais beneficiamento do minério ROM. O custo unitário é obtido através da se guinte relação: C = despesa total ($) = D = D1 + D2 produção (ton) P P D1 – despesa com salários + encargos sociais D2 – despesas com material de consumo e j uros
C1 = D1 = D1/N = salário médio ($/homem-turno) = S ($/ton) P P/N rendimento (ton/hom em-turno) r Custos da mineração: mão-de-obra de operação mão-de-obra da administração material de consumo (explosivos, acessór os, óleo diesel, etc...) serviços internos (transporte, execução de acessos, etc...) con sumo de eletricidade serviços de superfície (oficina eletromecânica, manutenção em geral, etc...) depreciações dos equipamentos encargos financeiros despesas tributárias
Custo operacional de mineração: È apropriado separadamente por setores de trabalho. Ca da setor possui seus próprios centros de custo onde o custo total é rateado direta o u indiretamente através de coeficientes de rateio, proporcionalmente a sua utilização pelo centro de custo. Setores de trabalho: - Mineração (desmonte dos bancos, etc...) - Serviços complementares (descobertura, desenvolvimento, etc...) - Beneficiament o - Serviços administrativos - Serviços auxiliares (transporte, drenagem, disposição de rejeitos, etc...) - Manutenção - Transportes de superfície Centros de custo: - Perfuração e desmonte - Carregamento - Transporte de minério - Desenvolvimento (manual ou mec anizado) - Segurança, iluminação, sinalização, higiene - Manutenção eletromecânica de equipam os
70 - Administração e supervisão - Despesas financeiras (juros e amortizações) Os materiais de investimento (equipamentos) devem ser amortizados ao longo de sua vida útil e não l ançados no custo de um mês. As quotas principais de cada setor referem-se principalm ente em: mão-de-obra, encargos sociais e materiais de consumo. O custo operacional de cada setor é a soma dessas quotas principais e é isento das despesas relativas à d epreciação dos equipamentos, amortização de capital, impostos e encargos financeiros. Cu stos diretos: - mineração - serviços complementares - beneficiamento e expedição Custos in diretos: - serviços administrativos - serviços auxiliares - manutenção - transporte exte rno Para cálculo do custo por tonelada deve-se fazer o rateio dos custos indiretos dentro dos custos diretos. O que realmente importa é quanto foi gasto para extração d o minério bruto e em segundo lugar quanto custa o beneficiamento desse minério. Rate ados os custos indiretos temos duas parcelas para o custo de uma mina: custo da extração (mineração + serviços complementares) e custo de beneficiamento. Custo do ROM = c usto total / produção bruta de ROM Custo unitário de extração = custo de extração / produção Custo unitário de beneficiamento = custo de beneficiamento / produção líquida Custo fin al = custo de extração + custo de beneficiamento Obs: - Em lavra à céu aberto duas operações merecem destaque: a remoção de estéril da cobertura e a operação nas bancadas {operações de esmonte mecânico (ou à explosivo) dos bancos, transporte, execução de acessos e manutenção r odoviária}. 14. CARACTERIZAÇÃO AMBIENTAL A “higiene do trabalho” é a ciência que objetiva o reconhecimen to, a avaliação e o controle os fatores ambientais existentes nos locais de trabalho e que podem provocar doenças, prejuízos à saúde e ao bem estar, desconforto e ineficiênci a dos trabalhadores. Uma das importantes áreas dentro da higiene do trabalho é a de levantamento das condições ambientais objetivando-se estabelecer relações entre o ambien te de trabalho e os possíveis danos à saúde dos trabalhadores.
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Riscos e agentes ambientais: Agentes ambientais são os fatores desencadeantes das doenças do trabalho e a existência de um agente implica na existência de risco. Os age ntes ambientais podem ser classificados de várias maneiras e a classificação mais comu m os agrupa em químicos, físicos, biológicos e ergonômicos. Em mineração os mais comuns são q icos, físicos e ergonômicos. Agentes químicos: compostos sólidos, líquidos ou gasosos, ou na forma de misturas de duas fases tais como fumos, fumaças, névoas, neblinas e poei ras. Agentes físicos: associados a fenômenos como ruídos, vibrações, temperatura, pressão e umidade, iluminação, radiações, etc. Agentes biológicos: associados a microorganismos caus adores de doenças tais como vírus, bactérias, fungos, bacilos, insetos e parasitas. Ag entes ergonômicos: características fisiológicas inerentes à execução de atividades profissio nais como a posição corporal, ritmo e pressão de trabalho, movimentação repetitiva, fadiga , monotonia, preocupação, etc. Agentes químicos: Talvez o risco mais sério à saúde do trabal hador mineiro seja aquele associado aos materiais dispersos ou difundidos no ar. Eles podem estar na forma de gases e vapores difundidos ou de pós, fumos, fumaças, névoas e neblinas, que resultam da dispersão de sólidos e líquidos no ar. As partículas sóli das de maior risco à saúde são aquelas com menos de cerca de 7 micra e visíveis apenas n o microscópio, e que são chamadas de fração respirável. Pós (poeiras): São constituídos de pa las sólidas geradas em operações como moagem, britagem, perfuração, desmonte, carregamento e transporte de materiais. As operações mineiras geram partículas de pó na faixa de 0,0 01 a 250 micra, sendo que as mais rapidamente inaladas estão na faixa de 0,1 a 25 micra. Com exceção das partículas fibrosas, partículas maiores que a faixa 5 a 10 micra não atingem o trato respiratório inferior e não causam danos aos alvéolos, enquanto as p artículas maiores são retidas e/ou engolidas ou tossidas. Portanto, as partículas meno res podem penetrar o corpo por inalação e as maiores por ingestão. Fumaças: São constituídas de partículas sólidas menores que 0,1 micra e em geral contém gases e vapores. Normal mente são geradas através da queima ou combustão incompleta de substâncias orgânicas (deri vados de petróleo) e detonação de explosivos.
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Gases: São fluídos sem forma que preenchem todo espaço disponível ou se difundem na atmo sfera. Podem ser produzidos por muitos processos incluindo-se solda de arco, com bustão e decomposição da matéria orgânica, sendo que os gases mais comuns gerados na lavra são o metano (CH4), monóxido de carbono (CO) e os chamados gases de mina: CO2, H2S, SO2, NO, NO2 (família NOx). Riscos: Pós: São uma das impurezas mais comuns no ar da m ina, sendo gerados por operações tais como perfuração, desmonte e carregamento. Os pós de mina em geral contém partículas de tamanhos variados, havendo mais partículas menores do que maiores. As doenças pulmonares causadas por pós podem ser divididas em dois g randes grupos: pneumoconioses e câncer. Formas comuns de pneumoconiose incluem a s ilicose (sílica livre), a asbestose (amianto), a talcose, a siderose (ferro), a es tanose (estanho), a aluminose (alumínio), a antracitose (carvão), etc. Dentre as poe iras minerais as maiores causadoras de pneumoconiose são a sílica e o asbesto (amian to). Fumos e pós de metais: Todos os fumos metálicos podem ser irritantes mas alguns tem efeitos tóxicos adicionais quando inalados. Na lavra de metais e metalóides (ar sênio e fósforo), grandes quantidades de pó de minério podem ser produzidas e inaladas o u absorvidas pelo corpo humano. O agente tóxico pode ser a própria substância explorad a ou uma que se apresente junto com o minério, como o arsênio encontrado em minérios d e Cu, Au, Pb e Ag. Na mineração, os metais mais perigosos em termos de toxicidade são o antimônio, arsênico, berílio, cádmio, cobalto, cromo, cobre, chumbo, ferro, fósforo, man ganês, mercúrio, níquel, selênio, telúrio, urânio e zinco. As doenças produzidas por algumas essas substâncias são: saturnismo (Pb), hidrargirismo (Hg), manganismo (Mn) e febre metálica (Zn). Agentes físicos: Os principais agentes físicos são os ruídos, vibrações do cor o humano, iluminação, temperaturas extremas, pressões anormais e radiações. Ruídos: Os desen volvimentos de novos equipamentos e métodos de lavra bem como o incremento da prod ução tem influído no aumento dos níveis de ruído e vibração nas minas, e a exposição a níveis ores aos recomendados pode acarretar perda (total ou parcial) irreversível da audição. As lesões auditivas são função principalmente da intensidade do ruído, tempo de exposição e a susceptibilidade individual.
73 A faixa normal auditiva é de 20 a 20.000 Hz e as perdas se iniciam pelas regiões de freqüências mais altas (> 4.000 Hz), posteriormente atingindo a faixa de comunicação ver bal (500 – 2.000 Hz). O controle do ruído pode ser feito por redução na fonte, redução na tr ansmissão (enclausuramento da fonte) ou pela utilização de equipamentos de proteção indivi dual (EPI´s). Vibrações: As vibrações mecânicas transmitidas ao corpo humano por equipamento s como marteletes, lixadeiras, perfuratrizes, etc; tem efeitos distintos daquele s produzidos por ruídos. As vibrações podem ser subdivididas em vibrações para o corpo int eiro e vibrações segmentadas. Dentre os efeitos das vibrações de corpo inteiro destacamse: (a) aumento do consumo de oxigênio, da aeração pulmonar e batimento cardíaco; (b) in ibição do reflexo dos tendões e dificuldade de regulagem postural; (c) alterações na acuid ade visual, na coordenação e em atividades elétricas do corpo. Para a vibração segmentada os principais efeitos incluem: (a) (b) (c) (d) inflamação dos nervos e perda de sens ibilidade ao frio e calor; fraqueza, paralisação muscular e descalcificação óssea; lesões de formantes em mãos e punhos; doença de Raymand. Os métodos de controle de vibrações podem ser subdivididos em métodos de isolamento, de amortecimento e de redução na fonte.
