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 a

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) - Minera

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 disseminação

teor. A relação estéril/minério é o fator de controle no custo comparativo de mineração por mé

dos de desmonte à céu aberto contra os métodos de mineração em subsolo. A relação limite (“str

ping ratio”) não deve nunca ser ultrapassada. Existem diversos métodos e equipamentos

para realização das operações unitárias necessárias à extração dos diversos minerais de intere

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 (desm

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.

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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 - Perfuração

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 r

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 ar

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 e

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 limitad

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 para

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. CARREGAMEN

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-se

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 frontal

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 ou

“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 shov

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: - escavação

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 m3

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, reco

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 trato

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.

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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;

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-

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 tr

açado dos acessos: Envolve - locação, - largura, - greides (inclinações), - raios de curva

tura, etc.

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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 relaçã

– 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 para

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’: val

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.

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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 que

determinam a escolha do método de mineração entre operação à céu aberto ou métodos subterrâne

o custo de mineração, recuperação de minério e diluição. Operação à céu aberto => custo de mi

moção de estéril da cobertura - remoção de estéril dos taludes do pit - custo de extração de m

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: Cust

ineração céu aberto: Custo de remoção de estéril: $ 2,00 / ton minério $ 0,30 / ton minério $

35 / ton estéril

15

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 top

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 p

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 p

reço de venda do minério recuperável. A otimização da interseção entre esses elementos é o obj

ivo do projeto de uma mineração à céu aberto. Talude final do pit: Após fixação da relação est

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

16

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 co

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

17

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 plano

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 i

noperância dos equipamentos em estações desfavoráveis. Duração da operação e taxas de produção

ação é contínua ou intermitente. Capacidade e distância de transporte até à área de disposição

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.

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“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 mui

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 ext

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.

21

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” pa

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 métod

o “ripper-scrapper” é sua versatilidade. “Scrappers” podem movimentar-se para uma área rapid

amente, construir suas próprias estradas ou rampas, e tem sua

23

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 Méto

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 sistema

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.

24

Sistema “Draglines”: As “draglines” são usadas primariamente na remoção de coberturas onde a v

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 de

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 latera

l à escavação. Método de descobertura: “dragline” de 25 jd3 com lança de 85,5 m. Outros sistem

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 minerad

a não é necessária. Equipamentos auxiliares: correias transportadoras, “pipelines”(transpo

rte hidráulico por tubulações) e “skips” inclinados.

25

4. MÉTODOS DE LAVRA À CÉU ABERTO A mineração à céu aberto pode ser definida como uma escavação

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 próximos

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 repres

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 múl

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: grand

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 alguns

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: e

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 t

opográfica) - prevenção da poluição do ar e da água

Mineração de pláceres: A mineração de pláceres é afetada pela concentração de minerais de detr

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 t

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 inclinad

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 utilizad

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 do

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 adequ

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.

27

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 desca

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 material

. 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 os

maiores problemas. “Open Pit Mining”: Esse tipo de mineração à céu aberto é utilizado para mi

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 mai

s importantes dentre os métodos tipo “open pit” são: “stripping mining” – “quarry mining” – mi

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

28

Fatores de controle em mineração por “open pit”: - custos de mineração (descobertura, céu aber

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 operaçã

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.

29

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 c

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 m

ada. “Strip mining”: Esse forma de mineração do tipo “open pit” tem sua principal aplicação em

- mineração de camadas de carvão próximas à superfície, - mineração de outros depósitos minera

ue possuem baixa coesão, e - mineração de formações sedimentares. A fragmentação da rocha pode

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 de

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.

30

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 oper

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 equi

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 p

or gravidade através de passagens de minério conectadas com um sistema de transporte

subterrâneo.

31

A operação clássica determina a escavação de minério em volta das passagens de minério e caime

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 “s

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 minera

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

32

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 retorno

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 d

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 hidráuli

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 da

poluição do ar e da água - problemas de profundidade (pressão e tensão na rocha) A opção de s

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 ge

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. Conseq

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.

33

Perfuração e detonação: A perfuração é feita normalmente no topo da bancada (“underhand drilli

. 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 mac

iço e também porque fornece informações para controle da escavação. Os furos são perfurados co

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 ruí

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 fav

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 d

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.

35

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 à

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” - dragagem

monte hidráulico

- percursiva - rotativa - rotopercursiva - especiais: “jet piercing”, “water jet”, “flame

jet” - plano de fogo - seleção do explosivo - “shovels” - “draglines” - “scrapper” - “bucket w

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 estéril-m

limite, distribuição de teores (disseminação), propriedades geomecânicas das rochas.

7. APLICAÇÃO DA MINERAÇÃO À CÉU ABERTO 1. Mineração de Carvão: Descobertura e extração dos lei

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 “shovel

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) => carretas 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 ordem 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 de 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 carreg

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 pr

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 grande 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) – extrat

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 mais

influenciam a eficiência das operações de um “pit” são: 1. Elemento humano – capacidade de re

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 equip

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:

42

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 econômicos

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/minério

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, prin

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 distânci

de transporte e inclinações (greides) das estradas. Se for necessária à “shovel” dar uma caçam

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-se

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.

43

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, bas

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 tipo

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 estima

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 s

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”

45

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, oper

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.

46

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. Op

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 eliminad

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 chuva

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.

48

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 abert

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.

49

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 mineráve

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 res

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 mais

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 d

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 s

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

53

- carretas de perfuração: dmáx = 50 à 125 mm, compr até 60 m Perfuração: Furação: - percussiva

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 carvã

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 caçamb

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

56

D = 0,75 . φ = 0,75 . 50 = 37,5 ft = 11,43 m a = 1,45 . H = 1,45 . 20 = 29 m α = β = 76o (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 carvão = 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 c

: 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 . deslocamento . 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 ciclo

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 c

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: $ 7.200

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 caminhã

,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 ton/ 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 horári

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 meteorológi

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

66

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 ut

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 cicl

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 rejei

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 front

. 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 lixiv

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.

67

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-minério

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 re

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) custo

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 cober

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 a

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 de

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

68

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 reservas

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, acessóri

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 equipame

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 l

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 d

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 qu

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 par

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 d

essas substâncias são: saturnismo (Pb), hidrargirismo (Hg), manganismo (Mn) e febre

metálica (Zn). Agentes físicos: Os principais agentes físicos são os ruídos, vibrações do corp

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 d

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 destacam-

se: (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.