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

2 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 mining” - “Strip mining” - “Quarry mining” - “Glory hole methods”

- 5. Ciclo básico de mineração à céu aberto (operações 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. Aplicação de mineração à céu aberto.........................................................................................36

- Mineração de carvão - Mineração de minerais industriais - Mineração de cobre - Mineração de ferro - Mineração de pláceres (minerais pesados) - Mineração de turfa e linhito - Mineração de rochas ornamentais

- 8. Planejamento e dimensionamento 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. Dimensionamento de equipamentos e processos.....................................................................49

- Altura total de despejo (“dragline” e “shovel”) - Plano de fogo (explosivos) - Tratores e equipamentos auxiliares - Dimensionamento de escavadoras para mina de carvão (Usina de Candiota) - Produção horária de escavadoras cíclicas - Dimensionamento de frota de caminhões - Dimensionamento de extração de depósito de saibro

3 - 11. Disposição de rejeitos de lavra................................................................................................63 - 12. Critérios econômicos para decisão entre lavra à céu aberto e lavra subterrânea.....................67 - 13. Custos unitários 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 extrativas 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 maior salubridade e segurança dos mineiros; e) Evitar a lavra predatória e ambiciosa preservando 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, apesar 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 explosivos, novas máquinas de perfuração, aumento da capacidade das máquinas de desmonte, melhoria dos processos de beneficiamento dos minerais e uso de máquinas elétricas de grande capacidade (máquinas auxiliares, de desmonte, carregamento e transporte). Preponderantemente 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 aberto e mineração subterrânea são os custos de mineração, recobrimento de estéril e disseminação do teor. A relação estéril/minério é o fator de controle no custo comparativo de mineração por métodos de desmonte à céu aberto contra os métodos de mineração em subsolo. A relação limite (“stripping ratio”) não deve nunca ser ultrapassada. Existem diversos métodos e equipamentos para realização das operações unitárias necessárias à extração dos diversos minerais de interesse econômico sendo as principais atividades extrativas em superfície as seguintes: - Mineração de minérios metálicos (“open pit”) - Mineração de carvão (corte e aterro, “countor mining”, “continuos miners”) - Mineração de brita e minerais industriais (“open pit”) - Mineração de aluviões (desmonte hidráulico, dragagem) - Mineração de rochas ornamentais As propriedades geomecânicas das rochas tem influencia direta na seleção do método de lavra mais apropriado para extração de determinado bem mineral e na seleção do tipo de equipamento 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 mineral e das rochas encaixantes, da forma geológica do jazimento e do relevo da superfície. As principais propriedades das rochas são: dureza, resistência, peso específico, porosidade, fragilidade, umidade e anisotropia. Entre os fatores mais importantes para seleção de equipamentos estão a dureza do minério e estéril, densidade aparente e “in situ”, resistência e umidade. Com esses fatores os ângulos de talude do “pit” final e de trabalho podem ser determinados.

5 Outros aspectos importantes na seleção e planejamento das atividades extrativas à céu aberto se referem a drenagem natural da região e presença de água subterrânea na área da mina. Todas essas variáveis devem ser cuidadosamente analisadas para escolha correta do método de extração e equipamentos afim de que o sistema projetado proporcione a maior produtividade com o menor custo, respeitando as regras básicas de segurança dos trabalhadores e preservação do meio ambiente. O ciclo de operações unitárias básicas, presentes 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 diferentes métodos de perfuração de rochas se classificam em: - Perfuração a percussão - Perfuração rotativa - Perfuração térmica A seleção de perfuratrizes se faz segundo a perfurabilidade da 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 rocha dura com perfuração percussiva e em rocha muito dura (taconitos) com perfuração térmica. 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 potência e a penetração aumentam com o aumento da pressão de ar comprimido. O efeito da perfuração 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 gravidade ou por uma força externa aplicada mecanicamente. As perfuratrizes pneumáticas percussivas são as mais utilizadas no momento dentro dessa classificação de perfuração percussiva. Elas quebram a rocha com golpes de alta freqüência (2.000 ciclos/min) e alta energia. 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

6 distribuição. A broca também gira com certo ângulo após cada golpe. Além disso o cilindro avança medida que progride a perfuração. As partículas de rocha são retiradas de forma contínua por meio do ar comprimido. As perfuratrizes pneumáticas são utilizadas para execução de furos de pequeno diâmetro em rocha dura ou para furos de diâmetro maior onde não é possível 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 autopropulsores. A coluna portadora do mecanismo de rotação e avanço permite a perfuração de furos 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 movimento de avanço transmitido à perfuratriz por uma barra com filete, correntes e cilindros hidráulicos. Nos tipos mais comuns a pressão de alimentação para o avanço pode chegar a 300 kg. As carretas de perfuração leves, para furos de 2 a 4” até mais de 30 m de profundidade, 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 pesadas, de 8.000 a 14.000 kg, são utilizadas para furos de 4 a 6”até mais de 30 m de profundidade. Sua coluna de perfuração é uma torre rígida e podem ser providas de aparatos para captação de pó, macacos hidráulicos para nivelamento e equipamento para manejo automático de hastes e brocas de perfuração. Na perfuração percussiva se utilizam 3 tipos principais de brocas: - broca em cruz com 4 pastilhas de carbureto de tungstênio, - broca tipo cinzel com uma pastilha de carbureto de tungstênio, e - broca de percussão tipo “botton” com cilindros de carbureto de tungstênio. Para seleção do equipamento de perfuração percussiva deve-se considerar os seguintes fatores: tipo de rocha (dureza e abrasividade), tamanho e profundidade dos furos, forma do terreno, volume da produção e custo do equipamento. Além disso, o equipamento de perfuração está diretamente relacionado 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 material 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 rochas brandas podem perfurar de 250 a 360 m por turno de 8 h. O acionamento para equipamentos de perfuração por rotação pode ser um motor diesel ou elétrico. Durante a perfuração, o maior consumidor de energia é o compressor, cuja potência pode alcançar 400 CV. A velocidade de rotação varia entre 30 e 120 rpm.

7 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 empuxo 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 força de empuxo é obtida pelo peso da coluna de barras e pelo acoplamento de uma parte 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 com água é empregada unicamente quando a afluência de água no furo é demasiado grande. A penetração 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 limitada mais pela capacidade da máquina de evacuar os detritos de perfuração do que pela penetração do trépano. O custo de perfuração depende muito da dureza da rocha e deve variar entre 0,30 $/m em rocha muito branda até 6 $/m em materiais muito duros. Perfuração térmica: Entre os processo térmicos, com exceção da abertura de canais laterais em rochas ornamentais com a utilização de “flame jet”, o único utilizado em mineração é o “jet piercing”, desenvolvido pela Linda Air Products Corp. O método consiste em obter o orifício por esquentamento 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 rocha por ação do trincamento, sendo desprezível a fusão da rocha. O método só é econômico para furos de 6 a 10” em rochas onde as perfuratrizes convencionais não dão resultados eficientes. A eficiência dessas perfuratrizes depende sobretudo da capacidade da rocha de trincar-se. Resultados particularmente bons foram obtidos na perfuração de taconitos. 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 diária da mina, que afeta o tamanho e consumo de energia. A perfuratriz diesel possui grande mobilidade em comparação com a perfuratriz elétrica que tem baixo custo de manutenção mas necessita mão-de-obra extra para movimentação do cabo de alimentação. CARREGAMENTO: Em mineração à céu aberto utilizam-se amplamente as escavadoras de uma caçamba e de caçambas múltiplas. Dentro das escavadoras de caçamba única predominam as pás carregadeiras

8 (“traxcavator”), “shovel” e “dragline”. Entre as escavadoras de caçambas múltiplas destacam-se a pá mecânica de roda frontal (“bucket whell excavator – BWE) e as dragas de caçambas em linha. As escavadoras de uma caçamba são utilizadas em diversas situações mineiras e com qualquer dureza de rocha. As rochas brandas são escavadas por “shovel”, pás carregadeiras ou “dragline” sem o emprego de explosivo. As rochas duras são obrigatoriamente fragmentadas com explosivos antes de seu carregamento. A escavabilidade do solo é da maior importância na seleção do equipamento de carregamento. Isso depende de vários fatores tais como a dureza do solo intacto, resistência mecânica, propriedades abrasivas dos minerais constituintes, densidade “in situ” e empolado, grau de preparação do solo, fragmentação, etc. Para a determinação da escavabilidade se pode recorrer ao exame de escavações similares nas vizinhanças, estudo do comportamento do solo escavado em poços de pesquisa ou ensaios sobre amostras de perfurações e estudos de sismologia de refração. Equipamentos 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 gravidade e desmonta o minério que se encontra a sua frente. São máquinas típicas para a solução 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 muito duro (carvão mole). As “cleam shell” servem para material muito frouxo e as “dragline” 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 sendo desmontado e possui os seguintes movimentos fundamentais: 1. deslocamento horizontal, 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 descarrega (não abre a caçamba). O giro é feito por gravidade (economia de

energia) Algumas características da “dragline”: - capacidade de escavar bem acima e abaixo do grade, - pode funcionar em condições operacionais menos rígidas que a “shovel”, - tem eficiência menor que uma “shovel” do mesmo tamanho devido a movimentos menos

precisos, - pode ou não necessitar de equipamentos auxiliares para disposição de estéril, - normalmente utilizada para materiais moles e inconsolidados, e - unidades grandes podem manusear rocha fragmentada (detonada). Pás mecânicas

9 Existem três tipos principais de pás mecânicas: pá mecânica giratória (“shovel”), roda frontal giratória (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 construção (caçamba de 0,25 a 2,0 m3), “mining shovel” (caçambas de 3 a 19 m3) e “stripping shovel” (caçambas de 4 a 126 m3). A “shovel” é colocada no piso da bancada que é explotada por cortes sucessivos cujas frentes se dispõem no extremo do corte em operação A “shovel” escava a rocha com o corte de baixo para cima e avança em direção a bancada a medida que avança 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 “quarry mine shovel” tem uma duração do ciclo de operação de 20 a 25 seg enquanto as “stripping shovel”, com um giro de 90o, um ciclo com duração de 50 a 55 seg. A maior parte do tempo de duração do ciclo (60%) é gasta nos giros da máquina. A duração do ciclo pode ser reduzida pela diminuição do ângulo de giro da pá mecânica aumentando-se dessa forma a produtividade da mesma. A duração da escavação depende da dureza da rocha e do grau de fragmentação da rocha por detonação. Recentemente foram desenvolvidas “shovel” com caçamba de até 9 m3 de 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 através de cabos e polias. Movimentos fundamentais da “shovel”: 1. deslocamento horizontal, 2. avanço e recuo, 3. giro de 90o, 4. regulagem da lança (entre 35 e 45o), determina a altura de despejo, 5. levantar e abaixar a caçamba com o braço, e 6. abertura do fundo da caçamba para descarregá-la. Algumas características da “shovel” são: - alta produção, - 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.

10 A retroescavadeira é um equipamento utilizado para o carregamento e desmonte de material que está abaixo da sua posição. A caçamba ao subir move-se até o nível da máquina, recolhendo 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 característica 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 taxas de produção, e - necessita de sistema auxiliar de deposição de estéril. Trator com carregador de caçamba frontal (“traxcavator”): Esse equipamento possui a capacidade de desmontar 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 tipos 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 maior dureza deve-se providenciar a fragmentação da mesma com explosivos até uma granulometria que possibilite seu carregamento na caçamba da máquina. As principais características da pá carregadeira sobre rodas são: - alto grau de mobilidade, - custos relativamente baixos de manutenção, - alto custo de pneus em rochas abrasivas (basalto, taconito, etc) - pressão relativamente alta sobre o terreno de apoio, e - altas velocidades 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 capacidade da máquina é função da potência do motor, peso da máquina e dimensões da lâmina. Um trator 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 por outras máquinas de carregamento e transporte.

11 Estes tratores servem basicamente para: - deslocamento de material, - limpeza do terreno, - preparo do campo para passagem de máquinas maiores, - tracionamento de “scrappers”, e - limpeza da frente de trabalho. Escavadora-transportadora (“scrapper”) Normalmente são veículos rebocados por tratores. Nessas máquinas a caçamba possui uma lâmina 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 lâmina frontal, mas só trabalha em terrenos incoerentes com fragmentos grosseiros ou finos, areias, rochas plásticas e semi-plásticas. O seu rendimento pode ser muito pequeno dependendo das condições operacionais. Pode ser rebocado ou auto-propulsor. Hoje, grandes máquinas desse tipo operam em minas à céu aberto sendo utilizadas como máquinas 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 transportes não convencionais como oleodutos, gasodutos, minerodutos e correias transportadoras. Existem vagões para 20 a 30 ton de capacidade e caminhões fora de estrada com 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 jazimento determinam o método de acesso e sistema de explotação, comprimento das vias de transporte, inclinações, etc. O tamanho da produção determina a capacidade necessária dos meios de transporte. Os principais tipos de transporte à céu aberto são: - ferroviário, - rodoviário, e - correias transportadoras. As principais características desses métodos de transporte são;

12 - Caminhões: necessita boas estradas para minimizar o custo dos pneus, pode negociar rampas

íngremes, economicamente limitado a um raio de 6 km, são muito flexíveis e pode manusear tanto material graúdo como blocos.

- Trens: são transportadores de alto volume, longas dist6ancias e baixo custo unitário, os trilhos

necessitam cuidadosa conformidade 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 distâncias e baixo custo

unitário, difíceis e custosas para movimentar, alto custo de investimento inicial, pode negociar inclinações adversas íngremes (acima de 40%), necessita 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 para 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 principais, construídas para possibilitar a lavra dos diversos bancos que dividem verticalmente a jazida em blocos de extração. Em alguns tipos de lavra especiais como petróleo, gases combustíveis, água mineral e sais solúveis, as vias de acesso são simplesmente furos de sonda, executados até atingir a jazida e possibilitar a extração das substâncias minerais, sem o acesso de pessoal. Operação especial => desmatamento do local de lavra e decapeamento da cobertura de material estéril. Essa operação pode ser executada 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 (“approachs”). As ligações secundárias entre um e outro banco são designadas rampas (“ramps”). O traçado dos acessos: Envolve - locação,

- largura, - greides (inclinações), - raios de curvatura, etc.

13 Depende - tipo de veículo empregado - produção visada - condições topográficas - comportamento da jazida. 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 superficiais. Lavra de flanco (encosta): a cava está acima do nível principal de trabalhos superficiais. O trecho a ser lavrado por métodos superficiais está limitado, em área, 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 relação:

k ≤ S – 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 econômica de capeamento “, expressa pela seguinte relação:

k’ ≤ V– (CA + L) C’ Onde: - V: valor do produto ($/ton) - CA: custo de lavra à céu aberto + custo do beneficiamento ($/ton) - L: lucro desejado ($/ton) - C’: custo de remoção e deposição do rejeito ($/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 lavrável e o talude mínimo necessário à lavra, diversos traçados seriam possíveis para a cava desejada. Escolhe-se o que se considera mais econômico, ao menos para um período razoável de lavra. Se a lavra é em flanco , o problema do traçado é mais simples ou fácil, mas são raras as minas totalmente de flanco.

14 Traçado da cava: O traçado da lavra depende fundamentalmente de: - teor mínimo economicamente lavrável, - talude mínimo necessário à estabilidade das bancadas, - bermas necessárias à operação nos bancos, e - greides máximos exigidos pelos equipamentos de transporte. As larguras das bermas normalmente são grandes em função dos grandes equipamentos modernos utilizados para lavra à céu aberto. A determinação da largura das bermas depende de: - tipo de equipamento utilizado, - número de frentes de trabalho simultâneas, - raio de trabalho das escavadoras, - raio de giro dos caminhões, - espaço para a furação programada (se necessário furar simultaneamente), - espaço para o material desmontado da bancada superior, e - altura do banco e talude geral da mina. Os serviços de desenvolvimento necessários antes se processe a lavra: - desmatamento e decapeamento do material estéril, - abertura de acessos e rampas, - execução de valetas de proteção contra águas 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 transportadoras: < 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 subterrâneos são o custo de mineração, recuperação de minério e diluição. - remoção de estéril da cobertura Operação à céu aberto => custo de mineração - remoção de estéril dos taludes do pit - custo de extração de minério 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: $ 2,00 / ton minério Custo de mineração céu aberto: $ 0,30 / ton minério Custo de remoção de estéril: $ 0,35 / ton estéril

15 k = $ 2,00 - $ 0,30 = 4,86 estéril : 1 minério (relação estéril/minério limite) $ 0,35 Apenas a parte do corpo de minério onde a relação estéril/minério não exceder 4,86:1 pode ser minerada por métodos à céu aberto. Esta é a relação do limite final do pit, o último corte do topo para a base da face final do corte. Os elementos-chave para fixar os limites finais do pit são: - relação estéril/minério (geologia / economia) - ângulo final do talude do pit (mecânica de rochas) - teor de corte (beneficiamento) A relação estéril/minério econômica é a relação estéril/minério limite nos limites finais do pit. O ângulo 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 de mineração (excluindo o custo de remoção de estéril), beneficiamento e comercialização, e o preço de venda do minério recuperável. A otimização da interseção entre esses elementos é o objetivo do projeto de uma mineração à céu aberto. Talude final do pit: Após fixação da relação estéril/minério possível, o talude final da cava pode ser determinado. O ângulo de talude é um fator 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 possível e permanecer estável. Fatores chave: - estruturas geológicas (juntas, planos de cizalhamento, falhas, etc) - propriedades geomecânicas (resistência da rocha, coesão, etc) 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 requerem drenagem cujo método típico é a execução de galerias de drenagem. O talude das bancadas 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 corpo mineral, distribuição de teores e altura da cobertura estéril. Tipos de acesso em mineração à céu aberto: 1. SISTEMA ZIGUE-ZAGUE ou SERPENTINA A estrada de acesso se desenvolve 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 concordados por: - curvas de grande raio - curvas de pequeno raio (peras – reversões) - praças ou plataformas horizontais (manobra de veículos) - plataformas de reversão de marcha (trens – evitar curvas de grande raio) 2. SISTEMA VIA HELICOIDAL CONTÍNUA Apresenta lances planos e outros em declividade. Só é possível em jazidas de grande extensão horizontal 3. SISTEMA de PLANO INCLINADO à CÉU ABERTO Forte declividade e transporte por “skips” ou correia transportadora. Há chutes para transferência em todos ou alguns bancos (bancos sem chutes transportam para os bancos providos de chutes através de caídas de minério). Pode ser aplicado em minas de pequena área superficial. 4. SISTEMA de SUSPENSÃO POR CABOS AÉREOS De limitada utilização (rochas ornamentais). Os cabos se estendem sobre a cava, de pequena área, por um ou várias torres especiais (guindastes Derrick), elevam caçambas com minério (ou blocos) e transladam-nas para chutes 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 carregar “: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 transportado nos vários bancos e transferido para chutes do ádito através de caídas de minério subterrâneas e de travessas, nos níveis de cada banco. 7. SISTEMA do FUNIL (“GLORY HOLE”) A lavra se procede por sucessivos níveis na cava, sem bancos. O minério desmontado é escoado 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. Alguns desses sistemas não fornecem acesso às frentes de extração para homens e equipamentos.

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 minério, com vias total ou parcialmente separadas.

Os sistemas de acesso dependem fundamentalmente de: - topografia local, - tipo e tamanho da jazida, - condições de capeamento, - extração visada, - tipo e vulto dos equipamentos, - valor do material minerado, - disponibilidades financeiras, etc

18 3. MÉTODOS DE DESCOBERTURA

Objetivo: remover o material de capeamento do corpo de minério ao menor custo possível e dentro do prazo previsto. Fatores importantes na seleção do método de descobertura: - Tamanho do corpo de minério, distribuição de teores, forma do jazimento. - Natureza da cobertura a ser removida (rocha dura, estratificada, friável, terra, areia, argila, etc). - Características e influência das estruturas geológicas (fraturas, falhas, presença de água, zonas

tensionadas, etc). - Alteração da cobertura pelas condições climáticas e inoperância dos equipamentos em estações

desfavoráveis. - Duração da operação e taxas de produção. - Operação é contínua ou intermitente. - Capacidade e distância de transporte até à área de disposição dos rejeitos. - 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 operação rígido, - movimenta qualquer tipo de material, - necessita de equipamento auxiliar 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 moles e inconsolidado. Unidade

maiores podem trabalhar com rocha fragmentada.

19 “Scrappers”: - excelente mobilidade, - limitados a movimentar material mole e finamente fragmentado, - requer equipamento auxiliar (“pusher”) para carregamento, - normalmente opera sem equipamento auxiliar para disposição de rejeito quando a distância é

menor que 2 km até o bota-fora. “Bucket Whell Excavator”: - deve ser operado sob condições de engenharia extremamente rígidas, - alto custo de investimento inicial, - limitada 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 raio de operação pequeno de aproximadamente 200 m, - possui um grande torque e força para arranque de árvores, raízes e pequenos matacões enterrados

na superfície. “Scrappers”: - necessita 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, - necessita de boas estradas para reduzir o custo de pneus, - pode negociar rampas íngremes, - limitado a um raio de operação de aproximadamente 6 km, - possuem grande mobilidade e flexibilidade, - pode movimentar material graúdo e blocos. “Trains”: - transporte ferroviário, - são unidades de transporte de alto volume, longa distância e baixo custo unitário, - os trilhos necessitam cuidadosa obediência às especificações técnicas, - alto custo de investimento inicial, - não podem negociar inclinações adversas maiores que 3%, - pode movimentar material graúdo e blocos. Correias transportadoras: - são unidades de transporte de alto volume, longa distância e baixo custo unitário, - são difíceis e caras para movimentação, - alto custo de investimento inicial, - podem negociar inclinações adversas de até 40%, dependendo do ângulo de repouso do material

a ser transportado, - 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 constante. Em contraste o custo de mineração subterrânea tem subido constantemente. Os principais fatores que afetam o custo de mineração à céu aberto são: - tipo de material minerado, - tamanho da operação, - distância a ser transportado o material. Como uma regra geral, o custo/ton tende a diminuir com o aumento na produção, aumento do tamanho das máquinas, decréscimo na distância de transporte e facilidade de manusear o material. A variação no custo de perfuração, detonação e carregamento geralmente são muito menores que as variações no custo de transporte que, além de ser um item substancial no custo direto de mineração, também é um dos mais variáveis itens de custo. Os principais sistemas de transporte são trens, caminhões, correias e “scrappers”. “Skips” e “pipelines” são métodos adicionais mas limitados. Os custos variam com a distância mas não em proporção direta. Em geral: - trens são melhores para distâncias muito longas, - correias transportadoras para distâncias longas, - caminhões para distâncias pequenas, - “scrappers” para distâncias muito pequenas. Sistemas de Descobertura: Sistema “Truck – shovel”: É um sistema normalmente selecionado por uma das seguintes razões: 1. A cobertura é rocha que quebra em pedaços angulares e largos. 2. Existe um acesso limitado à frente de operação. 3. As estradas existentes são pequenas e com inclinações íngremes. 4. É necessária extrema mobilidade e flexibilidade nas operações. 5. O transporte é de média distância. Exemplos: 1. Phelps Dodge Corp, Tyrone, USA Material: quartzo monzonito e monzonito 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 concentração (3 km), minério até planta de lixiviação (6 km) Método de descobertura: “buldozer” para retirada 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 mineralização de calcário, removido após detonação. Objetivo: descobertura de pré-produção de 33.000.000 ton mais desenvolvimento paralelo à mineração (produção). Produção: 22.500 ton/dia de minério, 100.000 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%. Método de descobertura: “scrappers” utilizados para descobertura do aluvião e formação das bancadas. “Shovel” de 9 jd3 carregando caminhões de 85 ton. 3. Southern Peru Cooper Corporation, Toquepala, Peru Material: rochas vulcânicas com intrusões dioríticas, todas necessitando detonação. Objetivo: remoção de 125.000.000 ton de estéril antes do início da produção do minério, mais desenvolvimento paralelo à mineração (produção). Produção: 30.000 ton/dia de minério, 130 a 140.000 ton/dia de estéril. Distâncias: estéril para silos por meio de caminhões 2 km, minério para planta de concentração por meio de trens 7 km. Método de descobertura: “Shovels” (8 e 9 jd3) carregando para caminhões de 100 ton. 4. Palabora Mining Co, Phalaborwa Transvall, África do Sul Material: pipe intrusivo 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: “Shovels” (2 de 4 ½ jd3; 6 de 6 jd3 e 1 de 12 jd3) carregando 26 caminhões de 65 ton. Sistema “Shovel-Train Stripping”: O uso de trem como unidade de transporte para essa operação de descobertura deve ser considerado quando uma das seguintes condições existe: 1. A operação é longa o suficiente para amortizar o alto investimento inicial. 2. A distância é longa (maior que 7 km) 3. As inclinações devem ser mantidas num mínimo, menores que 4% a favor e 3% contra. 4. O rígido sistema de transporte não prejudica o progresso da descobertura. 5. O material a ser transportado é grande, duro e na forma de blocos. O transporte por trens é particularmente adequado para operações de longo prazo e altas tonelagens de material. Exemplo: 1. Phelps Dodge Corporation, Morenci Mine, Morenci, 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 minério, 156.000 ton/dia de material (minério + estéril). Distâncias: variável de 2 a 18 km, média: 8 km. Método de descobertura: “Shovels” (6, 7 e 9 jd3) carregando trens com 11 vagões de 80 ton. Trens carregam tanto minério como estéril. Sistema de “Rippers e Scrappers “: O desenvolvimento de tratores e “scrappers” maiores e mais potentes bem como de aços 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 ser removido. Materiais que não podem ser escarificados ”in situ” podem ser removidos economicamente pela combinação de detonação com escarificação. A vantagem de aplicar-se o método “ripper-scrapper” é sua versatilidade. “Scrappers” podem movimentar-se para uma área rapidamente, construir suas próprias estradas ou rampas, e tem sua

23 própria fonte de energia. É uma combinação particularmente efetiva quando o trabalho é pequeno, onde o acesso é limitado e onde as fontes de energia são escassas. Indicado para materiais moles e inconsistentes ou para pequenas detonações para afrouxar o material, tipo arenitos, calcários, ardósia, etc. Não é possível operar com fragmentos grandes de rocha. Exemplo: 1. The Anaconda Company, Twin Buttes Mine, Tucson, USA Material: 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 Método 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 sistemas 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 Material: aluvião. Produção: 500.000 jd3/mês. Distância: 500 m. Método de descobertura: BWE carregando sistema de correias transportadoras de 48” até silos, auxiliado por uma correia móvel.

24 Sistema “Draglines”: As “draglines” são usadas primariamente na remoção de coberturas onde a vantagem pode ser sua profundidade de escavação e disposição em linha reta. Também podem escavar coberturas submersas e são usadas em conjunção com outras unidades de disposição onde é necessário manter o sistema de deposição de estéril fora da área de trabalho. É difícil de carregar um alvo específico com caminhões, trens e “dumps”. Elas são freqüentemente usadas para 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 possibilitaram 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. Reynolds Metals Mining Corp., Bauxite, USA Material: sedimentos de areia, argila, grauvacas e bandas linhíticas (carvão).

Objetivo: seleção do método de descobertura de corpos de bauxita com 35 a 70 m de altura.

Produção: não avaliável.

Distância: disposição lateral à escavação.

Método de descobertura: “dragline” de 25 jd3 com lança de 85,5 m. Outros sistemas 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 draga 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 (monitores) 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 minerada não é necessária. Equipamentos auxiliares: correias transportadoras, “pipelines”(transporte 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 superficial para remoção de minerais de interesse econômico. Pode ser empregada para a explotação de minerais metálicos e não metálicos (industriais, enegéticos) em depósitos próximos à superfície, geralmente com profundidades menores que 150 m. O tamanho dos depósitos podem variar de poucas toneladas (ouro) até 100 milhões de toneladas (ferro). Classificação dos métodos de lavra à céu aberto 1. Mineração de pláceres:

- Método de calhas e represas (“panning and sluicing”) - Método de desmonte hidráulico (“hidraulicking”) - Métodos de dragagem (“dredging”)

2. Mineração de open pits:

- Método de bancada simples - Método de bancadas múltiplas - Método de corte e aterro (“stripping”) - Método de pedreiras (“quarry mining”)

3. Mineração combinada

- Método do funil (“glory hole”) Vantagens da mineração à céu aberto: - grande flexibilidade na produção - possibilidade de se minerar seletivamente - possibilidade de extração 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 locais - 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: - espessura da cobertura e propriedades físicas da rocha estéril - espessura, forma, configuração e estrutura do depósito mineral - modo de ocorrência (posição com respeito à superfície, ângulo 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 área de mineração - fatores econômicos (teor de minério, custos comparativos de mineração, capacidades de

produção requeridas) - fatores ambientais: - preservação da superfície (recomposição topográfica)

- prevenção da poluição do ar e da água Mineração de pláceres: A mineração de pláceres é afetada pela concentração de minerais de detritos 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 onde 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 calhas é mais útil como método de prospecção/exploração a procura da fonte de minérios (rocha mãe) em depósitos de pláceres. O sistema de represas (“sluicing”) usado no início da produção de ouro tem 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 inclinado para a água carrear o material através dos canais de passagem para que haja sua concentração gravimétrica. Método de desmonte hidráulico (“hidraulicking”): Ë um método utilizado em grandes depósitos de pláceres que normalmente contém cascalho e matacões. Grandes quantidades de água sob pressão são dirigidos através de monitores (“giants”) para desintegração do depósito. 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 mineral valioso são elevados através de bombeamento para um sistema de calhas ou planta de separação (transporte hidráulico). A altura das faces podem variar de 5 a 20 m podendo 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 recuperação do mineral valioso. A produção é limitada pela disponibilidade de água sob pressão adequada, espessura do depósito, tamanho dos matacões e inclinação do embasamento. Métodos de dragagem (“dredging”): A dragagem é uma escavação abaixo da água de um depósito de pláceres de detritos de material rochoso. Normalmente é utilizado em depósitos de baixo teor em largas áreas superficiais e grande espessura. A dragagem pode ser utilizada em antigos leitos de rios e em cursos de rios ativos. Também pode ser realizada ao longo da 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 pode 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 corte e sucção (suction cutter dredges”) 1. Dragas tipo caçambas em linha (“bucket ladder dredges”): Consiste de um braço onde está colocada uma corrente de caçambas sem fim. Basicamente é uma máquina de dragagem contínua de alto volume, normalmente com instalações de concentração gravimétrica (“jigs”). Uma correia transportadora (“stacker”) proporciona a descarga de rejeito. A draga basicamente é uma planta flutuante montada sobre uma grande barca. 2. Draga por corte e sucção (“suction cutter dredge”) Esse tipo de draga é basicamente uma barca flutuante com uma bomba montada a bordo que escava o material por sucção e transporte ele para uma planta de concentração em terra ou flutuante. A tubulação 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 profundidade e tem sido usada para depósitos de estanho em profundidades de até 48 m. Dragas 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 dragagem estão relacionados com água suficiente na lagoa para que a draga flutue e suficiente água limpa para beneficiar o material escavado. Como a dragagem é normalmente feita 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 minerar 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 mais importantes dentre os métodos tipo “open pit” são: - “stripping mining” – mineração de carvão e camadas horizontais delgadas. - “quarry mining” – 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 aberto x subterrânea, beneficiamento) - recuperação de minério - diluição (distribuição de teores) Tipos 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 operação dentro do qual os materiais (mineral e estéril) são escavados da face da bancada. A mineração tipo “open pit” em bancada simples pode ser empregada para minerar qualquer tipo de depósito mineral superficial em qualquer tipo de rocha. Assim, “quarry mining” e “strip 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 especificadas pelas regulamentações mineiras específicas de cada país e não deve exceder 20 m. Para minas 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 até 60 m (excepcional). Nesses casos obviamente a estabilidade da face é crítica colocando em perigo o pessoal e o equipamento. Operações típicas: - depósitos de areia e cascalho - camadas de carvão com cobertura limitada - exposições superficiais de rochas ornamentais - 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 ser escavadas simultaneamente. Bancadas múltiplas: A mineração através de bancadas múltiplas 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 material inconsolidado até rocha dura. Quando a profundidade da cava é superior a 8 a 15 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 horizontais em diferentes níveis. A inclinação das bancadas é mais íngreme que a inclinação final da cava 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, antes 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 minerada. “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 minerais que 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 carvão varia entre 1 e 10 m ou mais. Camadas finas e camadas múltiplas normalmente são mineradas 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 razões limite variam com o tempo em função dos custos de mineração e eficiência dos equipamentos. Metodologia de escavação: A remoção da cobertura e do carvão é feita através da execução de um 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 dentro 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 diretamente no corte previamente minerado (“dragline => casting”). Equipamentos utilizados em “stripping mining”: - “draglines” com caçambas entre 5 e 200 m3 - “bucket whell excavator” - “stripping shovels” A mineração de carvão normalmente utiliza o sistema de descobertura tipo “truck – shovel”. A manutenção das paredes das faces não é tão crítica como nas operações de cavas com bancadas múltiplas. Entretanto, cavas com grande volume de estéril podem apresentar problemas de estabilidade de taludes nos aterros de rejeito (rompimento). “Quarry mining”: Esse forma de mineração tem aplicação principalmente em: - mineração de depósitos 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 normalmente é cortada através de perfuração e detonação controladas (“pré spliting”) ou por equipamentos de corte contínuo (fio diamantado, “water jet”, “flame jet”, cortadeiras de braço diamantada 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 (cancha de emparelhamento). A produção é bastante seletiva e em quantidades limitadas. Pedreiras 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 seletiva e com taxas de produção bem maiores que as pedreiras de rocha ornamental. Normalmente necessitam de remoção da cobertura. “Glory Hole mining”: A mineração na forma de funil (“glory hole”) implica numa escavação aberta na superfície da qual o minério é removido por 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 caimento dele por gravidade, resultando uma configuração de um funil. Cavas modernas podem transportar minério até passagens de minério conectadas à instalações de carregamento por “skips” 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 mineração subterrânea são praticamente os mesmos e compõem-se das seguintes operações: 1. Estabelecimento dos acessos (desenvolvimento), 2. Extração em um ciclo perfuração => detonação => carregamento, 3. Transporte do material desmontado. Esquematicamente esse ciclo pode ser descrito como: ACESSO

PERFURAÇÃO

SERVIÇOS DETONAÇÃO AUXILIARES

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 por 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 de minério:

- tamanho - forma (espessura, extensão vertical, regularidade) - atitude (inclinação, mergulho) - profundidade

2. Propriedades físicas, químicas e mecânicas do minério e encaixante: - propriedades geomecânicas - planos de fraqueza (juntas, estratificação, falhas) - suscetibilidade à degradação e oxidação - mineralogia

3. Condições hidráulicas e da água superficial 4. fatores econômicos

- teor do minério, valor do mineral, distribuição de teores na jazida - custos de mineração e beneficiamento - taxas de produção desejadas - considerações geográficas (disponibilidade de mão-de-obra e materiais, infra-

estrutura) 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 seleção 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 geral 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. Consequentemente utilizam-se equipamentos de carregamento e transporte de grande capacidade. 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 drilling”). A altura das bancadas varia normalmente entre 10 m (para cavas em areia e minerais industriais em geral) e 20 m (para cavas de minérios metálicos). A perfuração é uma parte muito importante na operação de um “pit” para ter-se uma fragmentação satisfatória do maciço e também porque fornece informações para controle da escavação. Os furos são perfurados com uma profundidade suficiente para evitar a formação de repés e para assegurar um piso de trabalho satisfatório para a bancada inferior, que pode afetar significativamente o carregamento de minério. Para assegurar um bom piso é adotada uma subfuração, na ordem de 10% da altura da bancada. O tamanho e número de furos carregados, em relação ao 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 ruído, sobrepressão, 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” elétrica para grandes capacidades de caçamba, carregando grandes caminhões fora de estrada. “Shovels” de 17,6 m3 de caçamba podem carregar caminhões de 200 ton em 4 ou 5 passadas (ciclos). Outras escavadoras cíclicos incluem “shovels” à diesel, elétrica-diesel e hidráulicas. As “shovel” hidráulicas podem ser usadas como se fossem retro-escavadeiras. As pás carregadeiras oferecem muitas vantagens, especialmente mobilidade, e possuem aplicação para operações de curto prazo onde as condições da pilha de rocha fragmentada são favoráveis. Escavadoras contínuas (BWE) tem aplicação para materiais que não requerem fragmentação, especialmente para remoção de coberturas moles. É boa prática na mina assegurar, sempre que possível, 2 ou mais bancadas simultâneas para ter-se: - áreas alternativas para trabalho (estoques de minério fragmentado) - flexibilidade no planejamento de controle 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 minérios 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 de despejo dos caminhões para Ter-se o mínimo tempo de espera: - escavadora esperando caminhão para carregar - fila de caminhões esperando a escavadora Outras formas de transporte no “pit” é o uso de correias transportadoras e transporte ferroviário. Correias transportadoras tem aplicação especialmente se o material escavado tem tamanho apropriado para a cinta da correia transportadora. Isso é freqüentemente obtido com o uso de britagem no “pit” (britadores móveis). Tipos menos freqüentes de transporte para partículas finas: - transporte hidráulico (minerodutos) - bombeamento por “pipelines” Serviços: Principais equipamentos de perfuração e carregamento são diesel, diesel-elétricos ou totalmente elétricos. Equipamentos de alta produção tendem a ser elétricos, especialmente 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 fornecimento de materiais de consumo, combustíveis, explosivos e outros ítens de estoque; transporte de pessoal; supervisão nas frentes de extração e funções de controle; suprimento de água para controle de poeira nas bancadas, estradas e pilhas de estocagem; drenagem da mina e bombeamento de águas de infiltração e superficiais. Pilhas de estocagem: Existem 2 tipos básicos de pilhas de estocagem em mineração à céu aberto: - pilhas de estocagem de mineral de baixo teor para futuro beneficiamento, - disposição de material estéril nos “bota-fora” As pilhas de minério e material de baixo teor devem ser locadas próximo à planta de beneficiamento para reduzir os custos de transporte no seu aproveitamento posterior. Existe um ponto ótimo entre a configuração das estradas e a distância 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 aterros para construção de acessos e rampas.

6. SISTEMÁTICA DA MINERAÇÃO À CÉU ABERTO A mineração à céu aberto ocorre dentro de uma sistemática comum a todos os empreendimentos, mas com a aplicação diferenciada dos recursos produtivos, seguindo basicamente as seguintes etapas básicas: Exploração do depósito => desenvolvimento exploratório e sistemático => planejamento de lavra => implantação da mina e operação Os sistemas e métodos de trabalho disponíveis podem ser agrupados como segue: Método de descobertura:

- “shovels” Cíclicos: - “draglines” - “scrapper” - “bucket whell excavator” Contínuos: - dragagem - desmonte hidráulico Sistemas de perfuração: - percursiva - rotativa - rotopercursiva - especiais: “jet piercing”, “water jet”, “flame jet” Método de detonação: - plano de fogo - seleção do explosivo Sistema de escavação e carregamento: - “shovels” Cíclicos: - “draglines” - “scrapper” - “bucket whell excavator” Contínuos: - dragagem - desmonte hidráulico Sistemas de transporte: Cíclicos: - caminhões (convencional/fora de estrada) - trens (vagões) - correias transportadoras Contínuos: - minerodutos - “skips” inclinados - caídas de minério, túneis e poços

36 Serviços auxiliares: - preventiva Manutenção - preditiva - corretiva Britagem primária da minério Comunicação Drenagem 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 transporte e distâncias; - altura final do “pit” => função do ângulo de talude final, relação estéril-minério limite,

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

7. APLICAÇÃO DA MINERAÇÃO À CÉU ABERTO 1. Mineração de Carvão: Descobertura e extração dos leitos de carvão: - “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 vertical e utilização de furos largos (15”) Detonação de minério: Melhores resultados com utilização de ANFO. Utilização de “draglines” requer maior fragmentação => maior custo que “shovel”. Carregamento de minério: Melhores resultados são obtidos com utilização de “shovels”. Outros equipamentos utilizados: “draglines”, pás-carregadeiras sobre pneus; BWE, retroescavadeira e “front-end-loaders”. � utiliza-se sempre que possível a maior caçamba disponível e compatível com a produção diária e

tipo de transporte utilizado.

37 Transporte: Caminhões fora de estrada (até 240 ton) Outros tipos de transporte convencional: correias transportadoras, trens. 2. Mineração de minerais industriais Principais tipos de minerais industriais lavrados à céu aberto: calcário, dolomita, magnesita, granito, saibro, gabro, basalto, bauxita, feldspato, nefelina, rocha fosfática, areia, sílica, urânio, argilas, etc. Perfuração: Rochas não abrasivas => perfuratrizes rotativas Rochas abrasivas => perfuratrizes percursivas pneumáticas (φ pequenos) => carretas de perfuração (φ maiores) Detonação: Preferência por explosivos tipo ANFO. Na existência de problemas de infiltração de água nos furos => dinamites Necessidade de boa fragmentação quando existe britagem posterior. Carregamento: Utilização intensiva de “power shovels” elétricas (maiores) ou diesel (menores) Pás carregadeiras sobre pneus. Transporte: Transporte da cava até a planta 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 (tipo Auger). Explosivos: - dinamites (semi-gelatina, amoniacal, gelatinas) - ANFO - lamas metálicas Carregamento: Britagem primária: - pá carregadeira - britador de mandíbulas - shovel - britador de impacto - dragline - 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 utilizando muitas vezes a tecnologia de lixiviação em pilha (cerca de 12% da produção total de cobre 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 carregadeiras e caminhões. Algumas minas utilizam transporte ferroviário e combinação com caminhões. Tendência atual é de utilização de grandes caminhões fora de estrada (> 100 ton) e realização da descobertura através de “scrappers”. 4. Mineração de ferro: Perfuração: 3 tipos principais de perfuração:

- rotativa (formações brandas – magnetita e hematita) - percursiva tipo 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: Akrenite (NA + carvão), lamas metalizadas, ANFO metalizado. Prática comum: carga de fundo com lamas até chegar ao nível freático, carga de coluna com ANFO. Concentração de explosivo: - 0,6 a 0,8 lb/ton para taconitos - 0,3 a 0,6 lb/ton para minérios naturais Carregamento: Unidade padrão de carregamento: shovel (capacidades de 12 jd3 – taconito; 5 a 8 jd3 – minas de médio porte; 2 ½ jd3 – pequenas minas de minério natural) Caçambas tipo extra heavy duty em função da alta abrasividade do minério. Pá carregadeira utilizada 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 experimentadas 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. Britador até planta de beneficiamento => transporte ferroviário (grandes distâncias) e correias transportadoras com cinta entre 36 e 60”. Caminhões de 20 a 40 ton em minas pequenas de minério natural. Caminhões de 85 a 100 ton em minas maiores. 5. Mineração de pláceres Tipos de minerais extraídos em pláceres: ouro, diamante, cassiterita (Sn), rutilo + ilmenita (Ti), platina, safira, rubi, columbita-tantalita, sheelita, monazita, minerais radioativos, ferro, cromita. Principais tipos de depósitos: - aluviões - areias de praias e de deposição eólica - saprólitos Descobertura: Utilização de dragas de caçamba em linha até profundidade de 125 ft (minério vai para trommel e estéril é descartado) 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 planta de concentração - descobertura com BWE Operações na margem de rios (“ofshore”): - sistema de calhas com água natural (pequenas minas) - monitores hidráulicos (água sob pressão para desmonte) Operações com planta de concentração flutuante: - draglines e planta de lavagem flutuante - dragas de caçamba em linha - dragas hidráulicas de sucção 6. Mineração de turfa e linhito (Alemanha e Europa) Escavação (descobertura): Sistema “overburden spreader”: utilização de equipamentos tipo “stacker – reclaimer” Draglines, shovels, BWE e mineradores contínuos de superfície (“Wirtgen”). Transporte: Ferroviário e correias transportadoras

40 (Brasil, África) Descobertura: Dragline e shovel de grande capacidade Extração da camada de minério: Perfuratrizes rotativas com explosivos lentos (ANFO e pólvora negra) => s/água Carregamento: Utilização de shovel de pequena capacidade e pá carregadeira. Transporte: Caminhões fora de estrada de 20 a 40 ton de capacidade. 7. Mineração de rochas 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 expansivos)

- corte contínuo (“slot drill”) - cortadeira de braço (corrente e diamantado) - contínuas: - 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 lâmina. Perfuração: - martelete manual - “quarry bar” - “slot drill” (perfuração contínua) – extrator de blocos (Trapizomba) Corte contínuo - “slot drill” - extrator de blocos - fio diamantado - fio helicoidal (mármore) - cortadeira de braço (corrente de metal duro, cinta diamantada) - 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 frontal - pá carregadeira com uso de correntes - guindaste Derrick Transporte: - interno: frentes => pátio de emparelhamento: trator de lâmina, pá carregadeira, caminhão fora 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 retenção de pessoal capacitado (supervisão e operacional) 2. Localização da mina e topografia 3. Condições climáticas 4. Características materiais do corpo de minério 5. Seleção do equipamento 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 envolve testes para determinação da densidade (aparente e “in situ”) do material e do estéril. Entre os fatores mais importantes para seleção do equipamento estão a dureza do estéril e minério, densidade aparente e “in situ”. Outros fatores são resistência e umidade. Com esses dados os ângulos de talude do “pit”, final e de trabalho, podem ser determinados. Taludes projetados de forma apropriada reduzem a relação estéril/minério e aumentam a quantidade de minério que pode ser lavrada economicamente, aumentando as reservas de minério e a vida de operação. Uma vida de operação longa e altas tonelagens diárias permitirão o uso de equipamentos de mineração maiores e mais eficientes, diminuindo o custo unitário por tonelada de minério. O talude de trabalho, normalmente com ângulo menor que o ângulo de talude final do “pit”, deve ser mantido no máximo ângulo seguro para aumentar a eficiência do “pit” e baixar os custos operacionais. Práticas operacionais e seleção 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 inconsolidado ou mole, sistemas tipo “scraper – correia transportadora” ou ripagem podem ser justificáveis. 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. Para uma pequena descobertura, o equipamento pode ser padronizado para manusear ambos: 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 disponível; - largura das estradas; - condições climáticas

A seleção da “shovel” de maior tamanho possível para uma operação tem diversas vantagens, principalmente: - baixo custo operacional por ton de material escavado; - poucas “shovel” trabalhando por turno; - normalmente menor despesa de capital; - poucas frentes de trabalho, resultando em poucas estradas de transporte para manutenção. As principais desvantagens são: - menor oportunidade para blendagem de minério e controle do teor; - rochas grandes indo para o britador primário. Para a máxima eficiência “truck – shovel” é necessário combinar a capacidade dos caminhões e das “shovel” e também com a distância de transporte e inclinações (greides) das estradas. Se for necessária à “shovel” dar uma caçamba parcialmente cheia para encher o caminhão, sua eficiência é reduzida; se o caminhão parte enchido abaixo de sua capacidade de transporte, a produtividade do caminhão será afetada. O uso de grandes caçambas nas “shovel” ou colocar bordas nos lados dos caminhões resulta em um aumento na eficiência de ambos os equipamentos. Na seleção de perfuratrizes, 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 consumo de energia. A perfuratriz a diesel é rapidamente movida, possibilitando grande flexibilidade. 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 resultará, com segurança, na maior produção ao menor custo.

43 Planejamento e projeto do “pit” O planejamento de um “pit” está correlacionado com todas as 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 corpo de minério particular. O passo inicial no projeto é a confecção de um plano de mineração a longo prazo ou um projeto final de “pit”. Existem dois parâmetros básicos no projetar 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 “pit” podem ser definidas. Planos de longo prazo mudam freqüentemente no tempo, refletindo os efeitos de mudanças econômicas, aumento do conhecimento do corpo de minério e na tecnologia de mineração. Para alcançar os objetivos de um empreendimento mineiro de longo prazo, as seguintes condições devem ser satisfeitas: 1. As características do corpo 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 desenvolvido.

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 ser usada deve ser determinada. Inventário da mineralização: O primeiro passo para o desenvolvimento do projeto de um “open pit” é a construção de um inventário da mineralização, baseado nos resultados de sondagens e de um programa de mapeamento de superfície. Ele deve representar um modelo completo da mineralização do corpo de minério, topografia e geologia. Os dados básicos de sondagem utilizados para desenvolver o inventário da mineralização incluem análises químicas e mineralógicas, formação geológica e estruturas e tipo de 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 estimação 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 horizontais é normal dividir cada nível em uma série de blocos. As características físicas, tais 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 geológicas que são incorporadas ao modelo, - intervalo de tempo que o planejamento da mina 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 seu teor e tonelagem associados, é necessário considerar os seguintes aspectos econômicos e físicos.

44 Aspectos econômicos: Para maximizar o valor líquido de um corpo de minério o “pit” final deve 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 projeto que maximize o valor líquido total do corpo de minério, sem levar em consideração o valor 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 ratio) 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 refino do mineral, excluindo os custos de descobertura. A razão de descobertura limite 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 dos taludes. Problemas hidrológicos potenciais também devem ser levados em consideração quando estima-se o talude final do “pit”. Técnicas de projeto: A configuração geométrica do projeto do “pit” pode ser desenvolvida de 3 maneiras: Técnicas manuais: o desenvolvimento de um projeto é baseado no uso de seções verticais e horizontais, como descrito por “Soderberg”. Como o corpo de minério é freqüentemente irregular em termos de forma, bem como em profundidade abaixo da superfície, seções radiais devem ser usadas para determinar 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 posicionado 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 por 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 ser visualizada nem computada em seções verticais. Para determinar-se as razões de descobertura atuais dos setores que satisfazem o critério permitido, é necessário determinar o teor de minério nos limites do “pit”, que é obtido de seções verticais ou horizontais correspondentes a cada nível da mina (bancada). Aplicando a fórmula da descobertura limite 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 superfície final do “pit”

45 e não refletem, a razão de descobertura geral do corpo de minério, que deve ser bem menor. 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 relaciona 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 planejamento 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 intermediários necessários para alcançar-se os limites finais do “pit” dentro das restrições físicas, operacionais e legais. Eles também fornecem a geometria do “pit”, teor de minério, razão de descobertura e rendimento esperado, parâmetros básicos para uma futura previsão da produção e equipamentos necessários. Alguns fatores-chave que devem ser levados em consideração quando desenvolvem-se planos de mineração de curto prazo são: 1. Procedimentos operacionais relacionados com a capacidade de produção. 2. Capacidades existentes e projetadas da mineração, beneficiamento e refino. 3. Ordem de mineração do “pit”. 4. Taludes operacionais requeridos. 5. Drenagem de água. 6. Perfis de transporte utilizados. 7. Espaço para silos, depósitos e construções superficiais. 8. Manobrabilidade dos equipamentos e disponibilidade. 9. Metas da empresa relacionadas com fluxo de caixa e distribuição de dividendos. O engenheiro de minas tem de analisar o resultados de vários planos de mineração a curto prazo alternativos. Os resultados podem ser gerados por meio de técnicas manuais ou uma combinação de técnicas manuais e computacionais. Técnica manual: O engenheiro de minas normalmente projeta, em um conjunto de seções horizontais, uma série de cortes de mineração propostos, a localização e extensão dos mesmos, que refletirão seu julgamento com respeito aos fatores operacionais expostos acima. Por exemplo, usualmente existem diferentes tipos de minério dentro do “pit”. Nessa situação, é prudente compilar um programa de mineração que exponha a quantidade de cada tipo de minério 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, etc. 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 capital rapidamente são fortes argumentos em favor de minerar os melhores teores primeiro. Entretanto, um fornecimento uniforme de produto, associado com restrições de imposto de renda e exaustão de reservas e planejamento de longo prazo da empresas, podem 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 longe em avanço certos minérios, ou áreas da mina, serão descobertos. Outro importante elemento é providenciar um amplo campo operacional (espaço) para permitir práticas de mineração 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. Operações de carregamento e transporte também são facilitadas com o uso de espaços operacionais amplos. Dessa maneira diminuímos o talude do “pit” em contraste com o talude final do “pit” que deverá ser aumentado o máximo possível para minimizar a razão de descobertura geral. Durante os anos iniciais de operação, os taludes operacionais e a razão de descobertura 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 minimizar altas razões de descobertura durante os anos iniciais da vida da mina, taludes 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 resultado de um plano de mineração de curto prazo resume a tonelagem, teores associados 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 trabalho:

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 altura. 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 resistência 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 estruturas dentro das áreas dos taludes devem ser avaliadas.

Como exemplo de uma largura 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 jd3 com uma lança de 50 ft são usadas para o carregamento. O transporte pode ser por vagões padronizados ou por caminhões fora de estrada com um raio de giro de 30 ft. Supervisão e caminhões de transporte necessitarão de uma estrada. Perfuratrizes tipo “rotary” com 34 ft de lança são usadas para perfurar furos de 12”. Se todas as máquinas estão trabalhando uma ao lado da outra ao mesmo tempo sem interferência, duas configurações podem ser desenvolvidas como segue:

Para operação com caminhões fora de estrada: - Crista do banco acima da linha central da “shovel” 50 ft - Linha central da “shovel” até beira da estrada 30 ft - Largura da estrada de transporte 75 ft - Espaço ocupado pela perfuratriz 30 ft - Distância da perfuratriz até a crista da bancada 15 ft

Total: 200 ft Para operação com vagões e trens: - Crista do banco acima da linha central da “shovel” 50 ft - Linha central da “shovel” até o centro do trilho 30 ft - Centro dos trilhos até estrada de transporte 12 ft - Largura da estrada de transporte 25 ft - Espaço ocupado pela perfuratriz 30 ft

47 - Distância da perfuratriz até a crista da bancada 15 ft

Total: 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 eliminada. Outras economias de espaço podem ser feitas reduzindo-se a largura da estrada de transporte dos caminhões fora de estrada e sacrificando algo de sua eficiência operacional. Sob essa condição o “lay-out” típico seria: - Crista do banco acima da linha central da “shovel” 50 ft - Linha central da “shovel” até beira da estrada 30 ft - Largura da estrada de transporte 45 ft

Total: 125 ft Isso resulta num talude de 2 ½ horizontal para 1 vertical, normalmente usado como talude de trabalho. Taludes podem 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 considerações do tipo e tamanho dos equipamentos, eficiência nas operações, fundos e tempo disponível e segurança.

9. DRENAGEM E ESGOTAMENTO DE ÁGUAS PLUVIAIS E DE INFILTRAÇÃO Uma boa drenagem é essencial para todas as operações de mineração à céu aberto. A água na face de corte deve ser eliminada 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 operação. A negligência dessa manutenção contribuirá para destruir e prejudicar o equipamento; da 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 trabalho 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 minério 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 mapas topográficos mostra a drenagem natural em relação a posição do minério; ao mesmo tempo pode-se determinar acima e abaixo os níveis máximos de água do curso d’água principal, obtendo-se dessa forma um satisfatório sistema de drenagem. As cartas de isoetas da região, quando possíveis de serem obtidas, dão indicações na região da máxima freqüência de chuvas em mm de precipitação por unidade de área, sendo outro elemento de grande valia. Superfície de escavação: A prevenção da queda do talude superficial da face do corpo na fossa escavada deve ser a primeira providência a ser considerada. O problema não é complicado quando 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 natural.

48 Quando o minério jaz abaixo da drenagem natural, o sistema coletor é similar, entretanto, diques devem ser construídos nos pontos de descarga de modo a prevenir a inundação 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 construídas geralmente com “draglines” ou um trator de lâmina frontal (“dozer”) com um gradiente com inclinação até o final do corte. Usualmente 0,1% a 0,25% de inclinação é suficiente para 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 inclinadas é necessário construir um banco de material (dique) ao lado da vala, de maneira a assegurar a contenção do fluxo de água durante as cheias máximas previstas. Valas pouco profundas seguem contornando as colinas e descarregando nas valas principais e são geralmente feitas em intervalos regulares. Essas valas de contorno geralmente 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 primeiro à frente da face de corte. Por último, quando as valas principais aproximam-se da face de serviço, um novo sistema é feito em avanço. Diques ou represas: Sempre é preferível planejar a mina à céu aberto de modo a ter-se o avançamento da face de trabalho paralela à direção onde existe a corrente ou fluxo de drenagem. É também vantajoso que aproximadamente a metade da água necessariamente não precise de controle de drenagem. A metade da água do vale geralmente escapa ou escorre longe do corte, sendo drenada para 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 realizado, 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 aberto obrigando a água a fluir para a zona de rejeitos (Selley – pág. 236). Drenagem da escavação 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 adição, também águas são coletadas embaixo, providas do estéril decapeado e acumulada na retaguarda. Essa água é coletada em depósitos pequenos e bombeadas por bombas de polpa através de valetas de gravidade escavadas embaixo da argila do estéril desmontado As bombas 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 depois as bombas entrarem em ação. Deve-se sempre levar em conta o fácil acesso aos locais de depósitos e bombas.

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10. DIMENSIONAMENTO DE EQUIPAMENTOS E PROCESSOS 1. Altura total de despejo (“dragline” e “shovel”): Na mineração à céu aberto com cobertura estéril, caso de sedimentos mineráveis como 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 seletiva, isto é, não há cobertura estéril, como no caso de pláceres metálicos, a mineração se resume na carga do material, remoção do material desmontado pela caçamba e descarga no veículo que o transportará até a planta de beneficiamento. Para melhor especificar as máquinas escavadoras destinadas ao desmonte e remoção do estéril da cobertura, será necessário definir 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 capeamento, levando em consideração o grau de empolamento dos sedimentos estéreis, que varia 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 ser facilmente controlado pelo cálculo analítico. Para desenvolver o sistema gráfico para projetar a escavação, supõem-se a figura abaixo, representativa de uma frente de trabalho 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 barato o custo por m3 em terrenos mais duros.

50 C h1 G A ϕ ϕ B D ht Vo I h2 h3

ϕ ϕ p X1 F X2 M r r r

Processo Gráfico: Suporemos a mineração com os seguintes dados técnicos: a) Dados fundamentais

1. Ho – altura 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. Admite-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 elementos 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 determinar 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 – passando por X2 e por X1, traçamos duas linhas paralelas entre si X1C e X2B, fazendo ambas o ângulo ϕ com a horizontal X1X2. (ϕ = ângulo de repouso formado pelo aterro). 3o – 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:

Ho

U

L

51 At = ½ . X2I . (X2B + X1C) = FG . X2I

onde FG é o valor da base média do trapézio X1X2BCX1, 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 média do trapézio da seção do aterro X1X2BCX1. Para isso baseamo-nos no valor FG obtido acima 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 = ABC = ϕ por construção. A altura de despejo ht = CM, poderá ser medida diretamente, da mesma forma que o valor , X2I = r . sen ϕ = h3. Pode-se medir diretamente h3 no papel, 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 determinar analiticamente o valor da altura de despejo da escavadora.

ht = h1 + h2 Vamos achar os valores de h1 e h2 em função das áreas do trapézio X1X2BCX1 e triângulo ABC. Área do triângulo ABC = A1, e área do trapézio X1X2BCX1 = At e X1X2BAX1 = A2. Considera-se a máquina na posição menos favorável quanto à altura de cote, isto é, suporemos que ela 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 transformada 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} Finalmente: 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 vez colocado o aterro sobre o plano projetado X1X2, na capa dos sedimentos mineráveis. 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 de 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 sobre o estéril da cobertura: hd = Ho . k1 + (r . tg ϕ) / 4 – (p + Ho) ; (no caso de uma “dragline”) 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: - percussiva: através de impacto, d : 50 à 300 mm - rotativa: através de trituração, rochas moles, d maiores: 76 à 465 mm Furação: - inclinada => d: 150 à 225 mm, comprimento: 10 à 30 m - vertical Explosivo necessário para desmonte de rochas:

Arenito 300 – 400 g/m3 (“in situ”) Calcário 250 – 350 g/m3 (“in situ”) Carvão 100 – 150 g/m3 (“in situ”)

Altura das bancadas: Ht => entre 4 e 50 m Área da malha = E . L = Ht

2 Malha alongada: 0,8 < E/L < 1 => blocos maiores Malha regular: 1 < E/L < 1,2 => melhor fragmentação, economia britagem

Diâmetro da furação (mm) Área da malha clássica (m2) 30 0,5 – 1,5 51 2,5 – 4 89 10 – 15 102 16 – 25 150 25 - 40

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 carga de fundo: Qf = hf . Cf (kg) Carga de coluna: Cc = (0,4 à 0,5) . Cf (kg/m) Altura 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 coluna 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 Cc = 0,5 . Cf = 1,25 kg/m hf = 1,3 . 2,25 = 2,925 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 equipamentos auxiliar para cada 2 “shovels” ou por

“dragline”. - Traxcavator: equipamento auxiliar para reserva ou auxílio no carregamento. - Motoniveladora: 1 unidade pelo menos para manutenção de estradas e auxiliar para manter as

canchas limpas e desobstruídas. - Bombas de polpa: equipamento para esgotamento das cavas de mineração, dimensionadas de

acordo com a vazão esperada de água (superficial + infiltração). 4. Dimensionamento de escavadoras para mina de carvão (Usina de Candiota) A mina de carvão de Candiota foi dimensionada para fornecimento de carvão energético tipo CE 3200 (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 seu primeiro dimensionamento são: Produção final Pf = 426 MW Fato de carga f = 45% Consumo de carvão 3.200 kcal/kg = 1,4 kg/kWh Produção efetiva por ano: Eef = Pf . f . horas/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 Regime de trabalho: Potência 1a camada de carvão: 2 m 300 dias/ano Estéril intermediário: 0,70 m 2 turnos/dia x 8 horas Potência 2a camada de carvão: 2 m Fator de empolamento: 35%

55 Peso específico do carvão “in situ”: 1,6 ton/m3 Ângulo de talude natural: 45o Produção de carvão/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 Volume 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 equipamento de descobertura: Shovel: Cálculo da caçamba da “shovel”: No de caçambadas diárias: 50 caçambadas/h . 16 h = 800 caçambadas/dia Capacidade da caçamba: 33.075 m3/dia / 800 caçambadas/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 Raio de ação: 42 m Altura de despejo: Hd = 20 . 1,35 + 42 . tg 45o – 4 = 33,50 m 4 Largura 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 amortização: 390.626 / 2.350.600 = 0,17 US$/ton carvão (capital próprio) ou 756.737 / 2.350.600 = 0,32 US$/ton carvão (capital terceiros) Dragline: Cálculo da caçamba da “dragline”: No de caçambadas diárias: 60 caçambadas/h . 16 h = 960 caçambadas/dia Capacidade da caçamba: 33.075 m3/dia / 960 . 0,9 . 0,75 caçambadas/dia = 51,04 m3 Coeficiente de operação: 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

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D = 0,75 . φ = 0,75 . 50 = 37,5 ft = 11,43 m a = 1,45 . H = 1,45 . 20 = 29 m α = β = 76o (ângulo de talude) Altura de despejo: Hd = 20 . 1,35 + 29 . tg 45o – (4 + 20) = 10,25 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 vertical = 33.075 / 783 = 42,24 m Desmonte de carvão: Volume de carvão “in situ”: 4.900 m3/dia Volume empolado: 8.330 m3/dia Volume por hora: 520,625 m3/h Número de caçambadas/hora: 50 ciclos/h Volume por caçambada: 10,4 m3 ou 13,70 jd3 Desmonte estéril intermediário: Volume empolado: 1.225 . 0,70 . 1,35 = 1.157,625 m3/dia Volume por hora: 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”: Vc: 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) (m3) Ciclo” . Cg 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: coeficiente de enchimento = 0,57 (Enchimento caçamba: 0,8, empolamento: 1,4) Duração do ciclo: 31” Fo: fator de operação = 70%

57 Cg: coeficiente de giro máximo (120o) = 1,1 γ: peso específico carvão = 1,4 ton/m3 Produção horária = 60’ . 60” . Ce . Fo . γ . (Vc . 0,765) (m3) Ciclo” . Cg 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 descobertura Cálculo da produção horária para “dragline”: Vc: Volume da caçamba = 60 jd3 Duração do ciclo: 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 = 1.700,8 ton estéril Produção mensal: 680.320 ton/mês (400 h) ; 1.020.480 ton/mês (600 h) Cálculo da produção horária para “shovel”: Vc: Volume da caçamba = 6 jd3 Duração do ciclo: 138 ciclos/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

Custo Capital “SHOVEL” “DRAGLINE”

Custo de aquisição (FOB): 547.500 8.368.500

Frete/seguros/cabos, etc: 54.800

836.800

Total: $ 602.300

$ 9.205.300

Montagem: -

920.500

Total investimento: $ 602.300

$ 10.125.800

Período de amortização: 20 anos

30 anos

Amortização mensal: $ 2.509,58

$ 28.127,22

Impostos/juros/seguros (10% aa): $ 2.635,02

$ 43.597,19

Total capital: 5.144,60 $/mês 71.724,41 $/mês

Custo Operacional

Mão-de-obra: $ 9.000 / mês

$ 9.000 / mês

Energia elétrica: $ 1.800 / mês

$ 13.500 / mês

Reparos/manutenção: $ 5.700 / mês

$ 105.400 $ / mês

Total operacional: 16.500 $/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 + 0,188 = 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 ciclo: 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, seguros, 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 Total: 11.000 $/mês - reparos, manutenção, peças = 3.800 $/mês c) Custo por jd3: C1 – amortização e juros: 3.180 $ / 279.000 jd3 = 0,0114 $/jd3 Total: 0,0508 $/jd3 C2 – custo 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 até 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 Subtotal: $ 6.782.590 Período de amortização: 30 anos ou 236.250 h (7.875 h/ano) Custo de amortização/hora: 6.782.590 = 28,70 $/h 236.250 73,20 $/h Impostos, seguros, juros (10% aa): 30 + 1 . 6.782.590 . 0,10 = 44,50 $/h 30 . 2 7875 74,32 $/h Cabo elétrico: $ 34.020 (preço CIF); vida útil 5 anos (39.375 h) Custo de amortização/hora: 34.020 = 0,86 $/h 39.375 1,12 $/h Impostos, seguros, juros (10% aa): 5 + 1 . 34.020 . 0,10 = 0,26 $/h 5 . 2 7875 b) Custos operacionais:

60 Reparos, manutenção, reposições: 117,10 $/h Energia elétrica: 1.500 kWh . 0,17 $/kW = 25,5 $/h 161,35 $/h Mão-de-obra: 3 operários . 50 $/dia / 8 h = 18,75 $/h c) Capacidade horária (55 ciclos/h):

Empolamento: 0,75 Eficiência: 0,73 Capacidade: 60 . 55 . 0,75 . 0.73 . 0,94 . 0,90 = 1.528,5 jd3 Deslocamento: 0,94 Enchimento: 0,90 d) Custo de escavação por jd3: Equipamento + cabo: amortização, juros, impostos, seguros: 74,32 = 0,049 $/jd3 1.528,5 Custos operacionais: 161,35 = 0,1056 $/jd3 1.528,5 Custo total: 0,049 + 0,1056 = 0,1546 $/jd3 ou 15,46 cents/jd3 7. Dimensionamento 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 necessita de 16 m3/3,21 m3/caçambada = 4,98 caçambadas => t = 5,97’ Ciclo completo do caminhão: 3 + 3 + 1 + 6 = 13’ ou 4,61 viagens/hora Fator de carga ou utilização: 10% por hora Produção horária por caminhão: 4,61 – 0,46 = 4,15 viagens/hora Produção horária por caminhão: 4,15 x 16 = 66,4 m3/h Número de caminhões necessários: 420 m3/h / 66,4 m3/h = 6,35 Fator 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 dimensionamento: 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 total: 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”: 101,56 m3/h / 50 ciclos/h = 2,03 m3/caçambada � Utilização de 2 “shovel” com caçamba de 2,5 m3 Dimensionamento dos caminhões: caminhões de 8 ton => 8 ton / 1,6 ton/ m3 = 5 m3 1a tentativa: 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 Equipamento utilizado tem capacidade para 2,5 m3 / 1,2’ = 2,08 m3/min (OK) Tempo de longo curso (ida e volta): 1.600 m / 8000 m/min = 2’ Tempo de descarga: 1’ Tempo total: 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 viagens/h = 5,91’ (OK?) Obs: nota-se que a capacidade de transporte dos caminhões está no limite quando comparada com a necessidade de transporte das “shovel”. Isso indica a necessidade 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 2.000.000 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 horária: 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 necessários: Percurso de ida: 2.000 m / 40.000 m/h = 0,06 h . 60’ = 3’ Percurso de volta: 3’ Descarga: 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 completo: 3’ + 3’ + 1’ + 4,2’ = 11,2’ => 5 viagens/hora Fator de utilização: 10% => 5,4 – 0,5 = 4,9 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 equipamento necessário: - 2 shovel de 6 jd3 - 1 trator de lâmina frontal tipo D7 - 7 caminhões de 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, assim como para a descobertura e material descartado no processamento mineral. Usualmente são necessárias áreas superficiais de terreno a menos que se possa realizar o reenchimento de áreas já mineradas (“backfilling”) dentro da mina ou em espaços vazios da mineração subterrânea. Depósitos de rejeito: Na disposição de rejeitos da cobertura ou material estéril de operações em camadas múltiplas, o material pode ser colocado fora dos limites 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 repouso do material estéril, isto é, a disposição do material de rejeito não afetará a recuperação do mineral valioso. A locação do bota-fora deve ser o mais próximo possível da cava para 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 de descobertura da cava). Economias iniciais podem resultar em perda de minério potencial ou numa despesa extra posterior na movimentação de material de rejeito uma segunda 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 necessita ser classificado, manuseado armazenado separadamente para facilitar uma possível 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 rocha 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 outros métodos. A altura pode variar de poucos metros até dezenas de metros. O começo do 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 claramente 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 depósitos em colina, seguindo os contornos do vale e, dessa forma, pode não ser tão facilmente visível como os depósitos em colina. A capacidade desses depósitos depende grandemente 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 posteriormente, 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 depósitos de rejeito são aqueles relativos à capacidade de acumulação (relacionada com a área envolvida) 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 maior 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 como 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 estabilidade a menos que o material fino dentro do depósito cause um escorregamento. Material de solo possui um ângulo de repouso muito menor, especialmente quando úmido, que varia entre 20 e 30º. Nesses materiais o arraste e liquefação do solo devido a água pode afetar desfavoravelmente o depósito e a estabilidade dos taludes. O tamanho 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 com que o método de construção de depósitos de rejeito com caminhões seja freqüentemente utilizado. Os caminhões são posicionados no final do aterro e descarregados sobre o talude. Para prevenir a queda nos taludes são utilizados diversos artifícios entre os quais 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 crista 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 provisão da inclinação em direção ao final do aterro é feita para prevenir o retorno de material. Entretanto a drenagem deve ser tal que a água não entre nos fundos do depósito. Uma consolidação do material depositado ocorrerá a partir da base do depósito quando o material 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 meteorológicas e consolidação com tempo. Controle operacional de depósitos (bota-fora) Os depósitos de rejeito devem proporcionar áreas adequadas para a manobra e retorno dos equipamentos.

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; - marcas de orientação para indicar a proximidade do depósito, beirada do talude ou área

inclinada; - quando houver descarregamento em horários noturnos a área deve ser iluminada para iluminar as

beiradas e áreas de trabalho; - necessidade de supressão das poeiras pelo molhamento através de caminhões pipa em operações

à seco. A estabilidade das beiradas dos depósitos possuem normalmente uma estabilidade suspeita, portanto o descarregamento pode ser feito próximo à beirada e o material empurrado com trator de lâmina frontal ou descarregado usando um anteparo para caminhão basculante traseiro. Reenchimento de áreas mineradas (“backfilling”): É possível em, algumas operações à céu aberto utilizar material de descobertura ou resíduos de beneficiamento como reenchimento de áreas já mineradas. Em muitos casos isso é necessário para o gerenciamento ambiental de controle de superfície (solo). O reenchimento (“backfilling”) é possível onde estão envolvidos depósitos estratificados ou em camadas, desde que os mesmos sejam totalmente extraídos por métodos de lavra à céu aberto. Onde o depósitos mergulha num ângulo menor que o ângulo 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 contínuo com a escavação da cobertura e posterior escavação do minério, caso contrário, em ciclo descontínuo, pode resultar numa pequena utilização dos equipamentos. A distância de transporte 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 as bancadas sejam cortadas em recuo para manter o acesso aos bancos inferiores. Existe um grande número de operações que permitem a extração de minério e a disposição de rejeitos em áreas mineradas. Essas variam desde o uso de métodos tipo “haul back” usando “scrapers” e caminhões, até a mineração de blocos (“block mining”) utilizando tratores de lâmina frontal. A recuperação da área minerada e aterrada com rejeito normalmente consiste na recuperação topográfica e colocação do solo vegetal, execução de drenagem para evitar erosão e lixiviação de contaminantes e revegetação. Com a utilização de dragas o material de rejeito é disposto 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 critério básico para decisão entre lavra à céu aberto e lavra subterrânea é a relação estéril-minério limite, 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 relação estéril/minério limite, também conhecida como relação de corte (decapagem) pode ser definida 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 cobertura e o volume de material necessário de remoção vão aumentando proporcionalmente com o aprofundamento da cava. Para definição das áreas onde é econômica a mineração por métodos à céu aberto, e definir a altura máxima de descobertura economicamente viável, utiliza-se a seguinte 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 lavra em subsolo. A segurança é maior em operações a céu aberto e também pode ser utilizados equipamentos de grandes dimensões e capacidades de produção ganhando-se com as economias 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 minério 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 CB

CML CML - custo máximo de lavra CMP - custo máximo de produção Y = a.x + b CB - custo de beneficiamento Pv - preço de venda R - recuperação de mineral a r (m2/ton) razão de descobertura

68 CML = CMP – CB CML = R . Pv - CB

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: Técnica aplicável na determinação da máxima razão estéril/minério econômica em minas a céu aberto de carvão. 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 influência de cada amostra e pela profundidade. A determinação das reservas é realizada da seguinte 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 parametrização das reservas cubadas. No planejamento de lavra podemos então selecionar os blocos ou áreas lavráveis com uma certa tecnologia (céu aberto ou subterrânea) em uma certa conjuntura de mercado estabelecida no cálculo da relação estéril/minério limite (“stripping 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)

r1 r2 r3 ... rn

Distribuição das reservas

Total: (ton)

ton

ton

ton

...

ton

Totais por classe Σ ton Σ ton Σ ton ... Σ ton

Participação %1 %2 %3 ... %n Acumulado %1 %2 + %1 %3 + %2 ... %n + %n-1

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 custos de mineração mais beneficiamento do minério ROM. O custo unitário é obtido através da seguinte relação: C = despesa total ($) = D = D1 + D2 D1 – despesa com salários + encargos sociais produção (ton) P P D2 – despesas com material de consumo e juros

C1 = D1 = D1/N = salário médio ($/homem-turno) = S ($/ton) P P/N rendimento (ton/homem-turno) r Custos da mineração: - mão-de-obra de operação - mão-de-obra da administração - material de consumo (explosivos, acessórios, óleo diesel, etc...) - serviços internos (transporte, execução de acessos, etc...) - consumo 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. Cada setor possui seus próprios centros de custo onde o custo total é rateado direta ou 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...) - Beneficiamento - 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 mecanizado) - Segurança, iluminação, sinalização, higiene - Manutenção eletromecânica de equipamentos

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 lançados no custo de um mês. As quotas principais de cada setor referem-se principalmente 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 depreciação dos equipamentos, amortização de capital, impostos e encargos financeiros. Custos diretos: - mineração - serviços complementares - beneficiamento e expedição Custos indiretos: - serviços administrativos - serviços auxiliares - manutenção - transporte externo 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 do minério bruto e em segundo lugar quanto custa o beneficiamento desse minério. Rateados 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 = custo total / produção bruta de ROM Custo unitário de extração = custo de extração / produção líquida Custo unitário de beneficiamento = custo de beneficiamento / produção líquida Custo final = 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 desmonte mecânico (ou à explosivo) dos bancos, transporte, execução de acessos e manutenção rodoviária}.

14. CARACTERIZAÇÃO AMBIENTAL A “higiene do trabalho” é a ciência que objetiva o reconhecimento, 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 ineficiência dos trabalhadores. Uma das importantes áreas dentro da higiene do trabalho é a de levantamento das condições ambientais objetivando-se estabelecer relações entre o ambiente de trabalho e os possíveis danos à saúde dos trabalhadores.

71 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 agentes ambientais podem ser classificados de várias maneiras e a classificação mais comum os agrupa em químicos, físicos, biológicos e ergonômicos. Em mineração os mais comuns são químicos, 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 poeiras. Agentes físicos: associados a fenômenos como ruídos, vibrações, temperatura, pressão e umidade, iluminação, radiações, etc. Agentes biológicos: associados a microorganismos causadores de doenças tais como vírus, bactérias, fungos, bacilos, insetos e parasitas. Agentes ergonômicos: características fisiológicas inerentes à execução de atividades profissionais 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 trabalhador 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 sólidas de maior risco à saúde são aquelas com menos de cerca de 7 micra e visíveis apenas no microscópio, e que são chamadas de fração respirável. Pós (poeiras): São constituídos de partículas sólidas geradas em operações como moagem, britagem, perfuração, desmonte, carregamento e transporte de materiais. As operações mineiras geram partículas de pó na faixa de 0,001 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 partículas maiores são retidas e/ou engolidas ou tossidas. Portanto, as partículas menores 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. Normalmente são geradas através da queima ou combustão incompleta de substâncias orgânicas (derivados de petróleo) e detonação de explosivos.

72 Gases: São fluídos sem forma que preenchem todo espaço disponível ou se difundem na atmosfera. Podem ser produzidos por muitos processos incluindo-se solda de arco, combustão 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 mina, 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 grandes grupos: pneumoconioses e câncer. Formas comuns de pneumoconiose incluem a silicose (sílica livre), a asbestose (amianto), a talcose, a siderose (ferro), a estanose (estanho), a aluminose (alumínio), a antracitose (carvão), etc. Dentre as poeiras minerais as maiores causadoras de pneumoconiose são a sílica e o asbesto (amianto). 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 (arsênio e fósforo), grandes quantidades de pó de minério podem ser produzidas e inaladas ou absorvidas pelo corpo humano. O agente tóxico pode ser a própria substância explorada ou uma que se apresente junto com o minério, como o arsênio encontrado em minérios de 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, manganês, mercúrio, níquel, selênio, telúrio, urânio e zinco. As doenças produzidas por algumas dessas substâncias são: saturnismo (Pb), hidrargirismo (Hg), manganismo (Mn) e febre metálica (Zn). Agentes físicos: Os principais agentes físicos são os ruídos, vibrações do corpo humano, iluminação, temperaturas extremas, pressões anormais e radiações. Ruídos: Os desenvolvimentos de novos equipamentos e métodos de lavra bem como o incremento da produção tem influído no aumento dos níveis de ruído e vibração nas minas, e a exposição a níveis superiores 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 da 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 verbal (500 – 2.000 Hz). O controle do ruído pode ser feito por redução na fonte, redução na transmissão (enclausuramento da fonte) ou pela utilização de equipamentos de proteção individual (EPI´s). Vibrações: As vibrações mecânicas transmitidas ao corpo humano por equipamentos como marteletes, lixadeiras, perfuratrizes, etc; tem efeitos distintos daqueles produzidos por ruídos. As vibrações podem ser subdivididas em vibrações para o corpo inteiro 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) inibição do reflexo dos tendões e dificuldade de regulagem postural; (c) alterações na acuidade visual, na coordenação e em atividades elétricas do corpo. Para a vibração segmentada os principais efeitos incluem: (a) inflamação dos nervos e perda de sensibilidade ao frio e calor; (b) fraqueza, paralisação muscular e descalcificação óssea; (c) lesões deformantes em mãos e punhos; (d) doença de Raymand. Os métodos de controle de vibrações podem ser subdivididos em métodos de isolamento, de amortecimento e de redução na fonte.