UNIVERSIDADE FEDERAL DE PERNAMBUCOCENTRO DE TECNOLOGIA E GEOCIÊNCIAS

DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS

APOSTILA DA DISCIPLINA:

“MÉTODOS DE LAVRA SUBTERRÂNEA”

Prof. Júlio César de Souza

Recife, janeiro de 2001

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PROGRAMA DISCIPLINA: MÉTODOS DE LAVRA SUBTERRÂNEA

- Desenvolvimento

- Classificação geomecânica de maciços rochosos (propriedades índice das rochas)

- Estabilização de galerias (dimensionamento de escoramento com madeira)

- Desmonte a explosivo e desmonte mecânico

- Abertura rápida de galerias

- Carregamento e transporte

- Extração nos poços

- Serviços auxiliares e infra-estrutura

- Divisão do jazimento

- Lavra em avanço e lavra em retirada

- Geometria e sistemas dos métodos de explotação

- Classificação dos métodos de explotação subterrânea

- Critérios e orientações para seleção do método de lavra

- Formas de trabalho (arranque)

- Grupo I: Explotações com sustentação natural- Câmaras e pilares (room and pillars stoping)- Câmaras vazias (open stopes)- Vertical crater retraet (VCR)

- Grupo II: Explotações com sustentação artificial- Câmaras-armazém (shrinkage stopes)- Explotações com escoramento de madeira (square set methods, timber supported stopes)- Corte e enchimento (cut and fill, undercut and fill)- Frentes largas (longwall)

- Grupo III: Explotações com abatimento do teto- Caimento de blocos (block caving)- Caimento de subníveis (sublevel caving)

- Apropriação de custos em mineração subterrânea

3

4

DESENVOLVIMENTO SISTEMÁTICO

Elementos estruturais envolvidos:

- Poços, túneis, plano inclinado, galerias principais, transversais, acesso à produção,

chaminés, passagens de minério, passagem de material de enchimento, etc.

Definição: serviços mineiros empreendidos para facultar a lavra de uma jazida. Constituem a

terceira fase da mineração:

Prospecção Exploração Desenvolvimento Lavra

Finalidade: preparação para a lavra.

Serviços Necessários para sua eficiência e segurança: vias de acesso, transporte, ventilação,

esgotamento de água, divisão do corpo em unidades de desmonte, depósitos e silos, etc.

• Freqüentemente os desenvolvimentos ocorrem simultaneamente à lavra e podem possuir

características exploratórias do corpo mineral.

• Exploração => desenvolvimento: basta que o corpo esteja convenientemente explorado e

que se conheçam suas características (potência, mergulho, distribuição de teores, etc)

• A lavra é iniciada tão logo o desenvolvimento esteja suficientemente adiantado para

permitir os trabalhos de explotação, ou seja: foi atingida a frente de lavra, foram

construídas as vias de transporte dos produtos, existe ventilação adequada. O início da

lavra é importante para amortizar os investimentos no desenvolvimento da mina.

• Os acessos geralmente são de dimensões maiores e mais regulares que as aberturas

exploratórias e normalmente são locados no estéril.

Tipos de desenvolvimento:

- Céu aberto ou subterrâneo;

- Prévios ou simultâneos à lavra;

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- Sistemáticos ou supletivos;

- Produtivos ou obras mortas;

- Puros ou exploratórios

Desenvolvimento sistemático: é executado em coordenação com o método de lavra escolhido

e com a produção diária visada; deve prover acesso aos vários horizontes da jazida (para

desmonte; transporte de material desmontado; entrada de pessoal, equipamentos e materiais;

passagem de reenchimento; ventilação; esgotamento; etc), dividir o corpo de minério em

unidades de desmonte e prover aberturas ou depósitos (para manobras, colocação de guinchos,

bombas, transferência de minério, oficinas subterrâneas, refeitórios, chutes, etc).

Dois grupos principais de serviços:

- vias principais de acesso

- desenvolvimento lateral (ligação das vias principais de acesso e os demais serviços

mencionados – travessões)

• Desenvolvimento supletivo: ditado por conveniências locais; pode resultar de imposição

(Ex: necessidade de provisão de entrada para enchimento, ventilação, esgotamento, etc).

Quando executar? O desenvolvimento só deverá ser iniciado após a obtenção da “concessão

de lavra” e da “imissão de posse” da jazida.

Desenvolvimento x Lavra

Há um desenvolvimento simultâneo, acompanhando a lavra da jazida (sistemático) a medida

das conveniências e imposições locais (supletivo) Pode ser sistemático ou supletivo. O

desenvolvimento só cessa com a própria lavra.

Na mineração subterrânea os acessos principais costumam ser prévios, mas há sempre

desenvolvimentos que ocorrem paralelamente à lavra.

A importância do desenvolvimento é grande, pois o mesmo afeta diretamente o custo de

produção, a produtividade alcançada nos realces e a segurança e higiene na lavra.

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Desenvolvimentos principais (vias de acesso e algumas subsidiárias): são condicionados pelos

princípios fundamentais da lavra, mas oferecem certa flexibilidade quanto aos métodos de

lavra: várias mudanças são possíveis com a evolução da lavra após a abertura dos acessos. Em

alguns casos é impossível a mudança no que se refere às divisões das unidades de desmonte,

traçado das centrais de transporte, transferências, chutes, etc.

Os acessos dependem da produção diária planejada, meios de transporte utilizados, veículos

em circulação no subsolo, equipamentos empregados na lavra, etc.

Em lavra subterrânea a adaptação é muito difícil e onerosa, quase sempre impondo a

construção de novos acessos.

Finalidades do desenvolvimento sistemático

- Acessos à jazida (poços, galerias principais, planos inclinados, túneis)

- Penetração até encontrar o corpo mineral a ser lavrado (poços cegos, galerias estreitas)

- Fracionamento da jazida em vários setores de produção (galerias de nível, galerias

principais).

Vias de acesso

São desenvolvimentos básicos que permitem atingir a jazida em um ou vários horizontes e o

escoamento das substâncias úteis desmontadas. Normalmente requerem complementação por

desenvolvimentos subsidiários.

Ex: Túnel => acesso direto a um único nível

Poço: acesso direto a vários níveis

Em muitos casos a finalidade de uma via de acesso é apenas ventilação ou esgotamento (via

de acesso subordinada).

Tipos de acesso:

a) Terrenos planos ou pouco inclinados

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1) Corpos verticais ou horizontais => poço vertical;

2) Corpos inclinados => poço vertical (lapa, capa ou transição); poço composto

(vertical seguido de parte inclinada – obsoleto);

b) Terrenos acidentados

- Poço vertical (lapa, capa, transição, no minério);

- Plano inclinado (lapa, capa, no minério);

- Túnel (cabeceira, travessa).

• Rampas helicoidais – acesso supletivo de homens e equipamentos descidos e subidos em

ônibus e caminhões.

• Número mínimo de acessos em função da segurança e ventilação: 2 (dois), às vezes 1

acesso é destinado somente à ventilação. Freqüentemente há vários acessos importantes da

mesma natureza ou de tipos diferentes.

• Tendência mais recente: descer minério para um nível inferior através de caídas de

minério (ore passes) onde o mesmo é britado, escoado por correias transportadoras através

de plano inclinado, mesmo em terrenos planos e corpos horizontais (desde que não muito

profundos).

Escolha do tipo de acesso

1) Preliminarmente: jazida está explorada ou não?

2) Os acessos serão traçados no estéril ou no minério?

No minério: - serviços fornecem material útil que pode minorar as despesas envolvidas

- material geralmente mais macio que encaixantes (escavação mais barata)

- necessidade de deixar pilares de proteção no minério

- ficam sujeitos à interferências ocasionadas durante a lavra

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No estéril: - galerias podem ser mais retas e menos extensas (transporte mais rápido)

- são mais regulares e evitam imobilização de minério em pilares laterais

- a regularidade favorece muito a ventilação

- os greides são mais uniformes -> menor custo de manutenção

- maior facilidade de execução de chutes para o minério

- requerem travessas para atingir o minério nos pontos desejados

3) Túnel X Poço vertical

A opção depende muito das condições topográficas locais e profundidade do minério.

Túnel:

- execução mais rápida e mais barata que os poços verticais

- servem de drenagem dos terrenos mais altos

- não requerem guinchos nem torres de extração

- prospectam as rochas encaixantes (túneis-travessa)

- podem facilitar o transporte para o exterior da mina (emprego de veículos pneumáticos,

correias transportadoras, cabos sem fim, tubulação de polpa, carros de mina, com grande

flexibilidade de meios).

- Para extração de minério em níveis inferiores ao túnel são necessários guinchos (a

abertura de casas de guincho em subsolo é muito cara)

Poço vertical:

- é mais curto do que o túnel

- conservação é mais barata

- velocidade de transporte é maior

- possui maior capacidade específica de transporte (ton extraível/m2 de seção vertical)

- deve-se evitar terrenos desfavoráveis (depressões, drenagem, etc)

• Há casos de túneis supletivos para ventilação, drenagem, etc => áditos

4) Poço vertical X Plano inclinado

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A tendência atual pende para o poço vertical a menos que possam ser utilizadas correias

transportadoras ou no caso de corpos pouco inclinados e a baixa profundidade.

Caso especial de rampas helicoidais para acesso de grandes equipamentos em minas

subterrâneas altamente mecanizadas.

Fatores determinantes:

- profundidade a atingir

- mergulho da jazida

- extração diária de minério e necessidades de material e pessoal

- prazo disponível para execução do acesso

- natureza do terreno a atravessar

- disponibilidade de recursos financeiros e técnicos

- ocorrência de água

- tradição local e mão-de-obra disponível

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Genericamente:

Plano inclinado:

- corpos aflorantes com mergulho até 50o

- usualmente abertos na lapa (distante de 5 a 15 metros do corpo de minério)

- declividade tão uniforme quanto possível

- emprego de “skips” próprios para declividades maiores que 20o

- emprego de correias transportadoras para declives até 18o, se for viável britagem subsolo

- emprego de caminhões, carretas, etc para mergulho até 12o

Comparação:

- Custo de execução: maior no poço vertical (poço vertical é mais curto embora exija maior

extensão de travessas para alcançar o corpo de minério)

- Capacidade específica: maior no poço vertical (maior velocidade de tráfego). Chega a

2.000 m/min (material) e 1.000 m/min (pessoal) no poço vertical e 600 m/min no plano

inclinado.

- Instalações: poço vertical requer menor extensão de cabos, encanamentos, transmissões

elétricas, menos madeira para segurança. Impõe porém guinchos e cabos mais fortes, torre

superficial de extração e guias para os “skips” e gaiolas (mais baratas que nos planos

inclinados).

- Custo operacional: menor no poço vertical (menor extensão, economia nos trilhos, roletes

de apoio, rodas, mancais, eixos, etc). Maior velocidade de tráfego nos poços verticais.

Despesas suplementares nas travessas exigidas podem suplantar as economias no poço

vertical.

- Manutenção: menor no poço vertical (afeta o custo operacional da mina). Em terrenos

instáveis o custo de manutenção pode tornar o poço inclinado proibitivo.

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- Profundidade: se grande pode impor tambores de guincho demasiado grandes nos planos

inclinados mais longos. Para profundidades até 500 m e mergulho de até 50o o plano

inclinado é, geralmente, mais econômico no cômputo final.

- Prazo de operação: o número de travessas no poço vertical impõe maior tempo e o

desenvolvimento deverá ser antecipado à lavra. O prolongamento do plano inclinado é

mais fácil do que o poço vertical. O poço vertical normalmente é terminado antes de

iniciar a lavra. As travessas e demais desenvolvimentos subsidiários são feitos à medida

das necessidades.

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Fatores que influenciam o desenvolvimento sistemático (7):

1. Topográficos

- somente grandes ravinas podem justificar túneis de extração

- mergulho não é grande: túnel ou poço vertical

- mergulho entre 50 – 60o : poço vertical ou plano inclinado

- mergulho < 12o: poço vertical, poço inclinado para transporte com caminhões, correias

transportadoras, etc

- Exclusões: túnel em terreno plano; planos inclinados para corpos profundos

2. Geológicos

- natureza e condição geomecânica dos terrenos atravessados (falhados, aqüíferos, etc)

- importância da exploração mineral

3. Distribuição de teores

- ocorrência de concentrações valiosas na jazida, especialmente faixas ricas (ore shoots),

influenciam diretamente a locação dos desenvolvimentos sistemáticos

4. Profundidade da jazida

- pouco profunda: < 500 m

- medianamente profunda: 500 – 1.000 m

- profunda: > 1.000 m

5. Transporte do minério

- o sistema de transporte afeta a regularidade, locação e quantidade de vias de acesso

- o transporte está intimamente ligado ao tipo de carregamento subterrâneo do material

desmontado

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6. Drenagem e esgotamento

7. Ventilação

- problemas de ventilação (carvão, profundidade, calor) podem exigir grande circulação de

ar fresco e exigir vias duplas, triplas, quádruplas, maior regularidade, trechos mais retos,

redução de estrangulamentos e chutes, etc

Número e locação das vias de acesso

Objetivo: obter transporte rápido e econômico, boa ventilação, eficiente esgotamento de água,

rápido acesso de homens e materiais às frentes de trabalho, etc.

Número: no mínimo 2 (segurança e ventilação)

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Pode resultar de fatores impostos (segurança, ventilação mínima ou esgotamento) ou fatores

econômicos (extração diária requerida, características do corpo de minério, natureza do

transporte subterrâneo, locação do acesso em superfície, método de lavra, limite da

propriedade ou concessão).

Extração diária visada: função da capacidade do túnel ou poço.

Característica do corpo de minério: evitar transporte horizontal excessivamente longo.

Natureza do transporte: distância econômica de transporte, tipo de equipamento, locação deve

coincidir com o centro de gravidade da massa mineral.

Locação superficial: evitar áreas com possibilidade de inundação, represamento de água e

outras eventualidades (desabamentos, etc). As entradas devem ter área livre para as

construções superficiais e para as instalações de beneficiamento.

Métodos de lavra: condicionam o tipo de vias de acesso (forma, número, etc)

Esquemas acadêmicos (Joaquim Maia, págs. 39-41)

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CLASSIFICAÇÃO GEOMECÂNICA DE MACIÇOS ROCHOSOS (PROPRIEDADES

ÍNDICE DAS ROCHAS)

As escavações subterrâneas são estruturas extremamente complexas e deve-se dispor do

máximo de conhecimento do maciço rochoso onde se realizará a escavação. A melhor

classificação seria conhecer as propriedades mecânicas do maciço com combinação das

propriedades das rochas e das descontinuidades. Como isso é praticamente impossível se

fizeram classificações que diferenciam os maciços em diversas categorias de qualidade.

As classificações dos maciços tiveram origem nos túneis. Nessas classificações se utilizaram

diversos critérios que relacionam as condições particulares de escavação que se vai realizar

com as condições que apareceram em outras obras subterrâneas já realizadas.

Com as experiências citadas e com o “índice de qualidade do maciço rochoso” se estimam os

métodos de escavação mais adequados e as necessidades de sustentação (escoramento).

Atualmente iniciou-se a relacionar as classificações dos maciços rochosos com certos

parâmetros mecânicos (módulos e resistência triaxial).

Para classificar um determinado maciço rochoso, se dividirá este previamente em domínios

estruturais, cada um dos quais terá características similares como litologia, espaçamento entre

juntas, etc. O limite de um domínio estrutural pode coincidir com falhas geológicas ou diques.

Classificação de Terzaghi (1946)

Para uso na estimação dos carregamentos que são suportados por arcos de aço em túneis.

Indica que, do ponto de vista da engenharia, é mais importante o conhecimento do tipo e

freqüência dos defeitos da rocha do que o tipo de rocha que vai aparecer na obra.

Esta classificação divide os maciços rochosos em 9 tipos, segundo o estado de fraturamento

da rocha. Leva em conta a disposição da estratificação em relação ao túnel do ponto de vista

de desplacamentos. Assim tem-se:

- Se a estratificação é vertical em geral o teto será estável, existindo risco de caída de blocos

em uma altura de 0,25 B (B é a altura do túnel).

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- Se a estratificação é horizontal, de grande potência e com poucas juntas, o túnel será

estável.

- Se a estratificação é horizontal, de pequena potência ou com muitas juntas, não existirá

estabilidade. Então se desenvolvem rupturas no teto formando um arco sobre o túnel, com

uma largura igual a do túnel e uma altura igual a metade da largura. Esta instabilidade

prosseguirá seu curso até que seja detida por meio de escoramento.

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Os 9 tipos de terreno resultante dessa classificação são:

Classe Tipo de rocha Carregamento na rocha (Hp) – ft1 Dura e intacta Zero2 Dura estratificada ou xistosa 0 – 0,5 B3 Compacta com juntas moderadas 0 – 0,25 B4 Moderadamente fraturada. Blocos. 0,25 B – 0,35 (B + Ht)5 Muito fraturada (0,35 – 1,10) (B + Ht)6 Completamente fraturada, sem meteorização 1,10 (B + Ht)7 Rocha comprimida, profundidade moderada (1,10 – 2,10) (B + Ht)8 Rocha comprimida, grande profundidade (2,10 – 4,50) (B + Ht)9 Rocha com dilatação, expansiva > 250 ft

Hp

Ht

B

Os critérios de descrição das rochas são os seguintes:

Rocha intacta: contém poucas juntas ou fraturas. O teto se mantém após detonação

durante muitas horas ou dias.

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Rocha estratificada: consiste em estratos individuais com pequena ou nenhuma resistência

separação ao longo do contato entre eles. O estrato pode ou não ser atravessado por juntas

transversais. Nessas rochas o desprendimento de blocos é muito comum.

Rocha moderadamente diaclasada. Blocos e capas: contém juntas e pequenas fraturas mas

os blocos existentes entre as juntas estão intimamente interrelacionados de tal forma que

as paredes laterais não precisam de suporte. Nessas rochas são encontradas condições de

caimento rápido.

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Rocha muito fraturada: quimicamente intacta e possui aspecto de rocha triturada. Se os

fragmentos são de tamanho areia de granulometria fina e sem cimentação posterior, a

rocha que se encontra abaixo de lenços freático apresenta propriedades de uma areia

saturada.

Rocha completamente fraturada: a rocha vai invadindo lentamente o interior do túnel sem

aumento perceptível do volume.

Rocha fluente: a rocha vai invadindo o interior do túnel provocando fortes tensões laterais.

Rocha expansiva: a rocha avança pelo interior do túnel devido principalmente a expansão.

A capacidade de expansão dos estratos está limitada aquelas rochas que contém minerais

argilosos.

Classificação de Protodyakonov (f)

Os terrenos são classificados por meio de um parâmetro “f”, que é o coeficiente de resistência.

Tendo em conta esse coeficiente e as dimensões do túnel, se definem as cargas de cálculo para

dimensionar o escoramento. Assim resulta:

Categoria Descrição F

1. Excepcional Quartzito, basalto e rochas de resistência excepcional 20

2. Alta resistência Granito, arenitos silicáticos e calcário competente 15 – 20

3. Resistência média Calcário, granito alterado e arenitos

Arenitos médios e ardósia

Arenitos frouxos, conglomerados friáveis

Xistos e margas compactas

8 – 6

5

4

3

4. Resistência baixa Calcário, margas, arenitos friáveis, cascalho cimentado

Cascalho compacto e argilas pré-consolidadas

2

1,5

5. Resistência muito baixa Argilas e cascalhos argilosos

Solos vegetais, turfas e areias úmidas

Areias e cascalhos finos

Loess

1

0,6

0,5

0,3

O coeficiente “f” é definido pela fórmula:

f = σc/ 10

Sendo:

σc- resistência a compressão simples da rocha, expressa em MPa

20

Classificação de Deere (RQD – rock quality designation)

O RQD é um índice que leva em consideração o percentual de recuperação de testemunho

recuperado em sondagem com dimensões maiores que 10 cm. Esse índice é muito fácil de ser

obtido mas pode levar a erros já que a recuperação de testemunhos depende do tipo de

máquina de perfuração e da própria habilidade do operador.

Os testemunhos devem ter no mínimo 50 cm de diâmetro e ser extraído com tubo porta-

testemunho duplo com perfuração a diamante.

RQD = 100 x comp furo em pedaços > 100 mm ( ∑ )

Comprimento da furação

Esta classificação é apropriada para rochas pouco resistentes. Existe uma série de limitações

para utilização desse critério de classificação já que o RQD é um parâmetro que não considera

propriedades importantes das massas rochosas como tamanho das descontinuidades,

rugosidade e orientação dos planos das juntas, que influem muito no comportamento de um

maciço ao redor de uma escavação subterrânea. O RQD também não considera o material de

preenchimento das descontinuidades. A classificação baseada no RQD somente tem certa

garantia em maciços rochosos regularmente fraturados e sem argila em suas descontinuidades.

RQD Qualidade da rocha< 25 Muito fraca

25 – 50 Fraca50 – 75 Regular75 – 90 Boa90 – 100 Muito boa

Relação entre RQD e necessidade de escoramento em função da largura do túnel.

1 5 10 15 largura túnel (m)

100 sem suporte ou com

aparafusamento local

75

aparafusamento padrão

21

50 (4 a 6 ft entre centros)

25

suporte de aço (vigas)

0

Classificação de Bienawski (RMR – rock mass rating)

Esta classificação se baseia no rock mass rating (RMR) que faz uma estimação da qualidade

do maciço rochoso tendo em conta os seguintes fatores:

Resistência da rocha matriz

Condições do fraturamento

Efeito da água

Posição relativa do fraturamento em relação a escavação

Esses fatores são quantificados mediante uma série de parâmetros que são valorizados através

de ensaios de laboratório, avaliações de campo e tabelas, cuja soma nos fornece o índice de

qualidade RMR, que varia entre 0 e 100.

Os parâmetros básicos da classificação são:

1. Resistência da rocha intacta.

2. Qualidade da rocha (RQD)

3. Espaço entre juntas (descontinuidades – juntas, falhas, camadas)

4. Condição das juntas (descontinuidades): rugosidade, condição das paredes, presença de

material de preenchimento das descontinuidades, tamanho e abertura.

5. Condições da água subterrânea (vazão que entra dentro da escavação ou razão de pressão

na junta / tensão principal maior.

Além disso leva-se em consideração um ajuste para orientação das juntas (favorável ou

desfavorável).

Classificação geral de Bienawski:

RMR < 20 21 – 40 41 – 60 61-80 81 – 100Classe V IV III II I

22

Descrição Muito fraca Fraca Regular Boa Muito boaÂngulo de fricção < 30o 30 – 35o 35 – 40o 40 – 45o 45o

Coesão (kPa) < 100 100 – 150 150 – 200 200 – 300 > 300Tempo médio para ruptura 10 minutos 5 horas 1 semana 6 meses 10 anos

Abertura 0,5 m 1,5 m 3 m 4 m 5 m

Relação entre RMR e tempo de resistência de uma escavação sem suporte no subsolo

Comprimento sem sustentação (m)

50

80

10 60 muito

40 boa

boa

5 20 regular

fraca

muito 60

fraca 40

20

0

1 hora 1 dia 1 mês 1 ano 10 anos

(tempo de resistência)

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Classificação de Barton, Lien e Lunde (Classificação “Q”)

Essa classificação se baseia num índice de qualidade “Q”, obtido a partir de 6 parâmetros que

levam em consideração uma série de características do maciço rochoso. O índice “Q” é

definido como:

Q = RQD x Jr x Jw

Jn Ja SRF

Onde:

RQD - rock quality designation

Jn - índice de fraturamento

Jr - índice de rugosidade das juntas

Ja - índice de alteração das juntas

Jw - fator de redução devido a presença de água

SRF - stress reduction factor, fator de redução devido ao tensionamento do maciço

Os 3 parâmetros básicos da fórmula são:

1. Tamanho do bloco (RQD / Jn)

2. Resistência ao cizalhamento entre blocos (Jr / Ja)

3. Estado tensional do maciço rochoso (Jw / SRF)

Considerando os intervalos de variação dos parâmetros que definem o índice de qualidade

“Q” , este pode Ter valores que variam entre 0,001 e 1000. Segundo esses valores, os maciços

rochosos se classificam em 9 categorias:

Valor de “Q” Tipo de rocha0,001 – 0,01 Excepcionalmente fraca0,01 – 0,1 Extremamente fraca

0,1 – 1 Muito fraca1 – 4 Fraca4 – 10 Regular10 – 40 Boa40 – 100 Muito boa100 – 400 Extremamente boa400 – 1000 Excepcionalmente boa

Pode-se realizar uma correlação entre a necessidade de suporte em uma escavação subterrânea

e o valor do índice de qualidade “Q”, através da dimensão equivalente “De”, que é a

24

dimensão máxima permitida para aberturas subterrâneas sem escoramento. A dimensào

equivalente é calculada através da seguinte fórmula:

De = vão, diâmetro ou altura das parede (m)

ESR (escavation support ratio)

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O ESR pode ser avaliado a partir das seguintes categorias de escavação:

Categoria de escavação ESRA - aberturas temporárias de mineração 3 – 5B - aberturas permanentes de mineração, túneis verticais, galerias e alargamentos para frentes

largas, túneis de água para hidroelétrica

1,6

C - silos de armazenamento, plantas de tratamento de água, túneis de rodovia pequenos,

pequenas câmaras abertas e túneis em projetos hidroelétricos

1,3

D – estações de energia, portais de túnel, interseções , túneis de rodovia 1,0E – estações subterrâneas de energia nuclear, fábricas, instalações esportivas e públicas

subterrâneas, estações de metrô

0,8

Relação entre a dimensão equivalente máxima de uma escavação subterrânea sem suporte e o

índice de qualidade

Excepcionalmente Extremamente Muito Fraca Regular Boa Muito Extremamente Excepcion.

fraca fraca fraca boa boa boa

De

100

Suporte é necessário

50

10

5

1 Suporte não é necessário

0,5

0,1

0,001 0,005 0,01 0,05 0,1 0,5 1 5 10 50 100 500 “Q”

Assim tem-se que o máximo vão suportado sem escoramento deve satisfazer a seguinte

relação:

Vão máximo = ESR x De

Considerações Finais

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Os sistemas mais recomendados são os de Barton (“Q”) e Bienawski (“RMR”) pois os

mesmos incluem informação suficiente para proporcionar conclusões realistas dos fatores que

influem na estabilidade de uma escavação subterrânea.

A classificação de Bienawski enfatiza mais a orientação e inclinação das características

estruturais no maciço rochoso enquanto não considera o estado tensional da rocha.

A classificação de Barton não inclui um termo relacionado com a orientação das juntas mas

considera as propriedades das famílias de juntas mais desfavoráveis mediante os parâmetros

relacionados com a rugosidade e alteração das juntas, que representam a resistência ao

cizalhamento do maciço.

Quando se trabalho com terrenos extremamente frágeis a classificação de Bienawski não dá

bons resultados e então se recomenda a utilização da classificação de Barton.

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.Propriedades índice das rochas:

Porosidade: identifica a proporção relativa entre sólidos e vazios.

η = Vp : volume de poros

Vt volume total

Rochas sedimentares: (0 a 90%); arenito ≅ 15% => diminui com a idade e profundidade

(devido a compactação).

Rochas vulcânicas: podem apresentar alta porosidade devido aos sítios (vazios) deixados

pelos gases vulcânicos. O sistema de poros geralmente não é bem conectado.

Rochas ígneas e metamórficas: uma larga porção do espaço dos poros é composta de fraturas

planares chamadas fissuras. Nas rochas ígneas a porosidade geralmente é menor que 1 a 2%.

Com o intemperismo a porosidade tende a aumentar para 20% ou mais.

Medição da porosidade:

1. Medição da densidade

2. Medição do conteúdo de água após saturação em água

3. Conteúdo de mercúrio após saturação com Hg usando injeção sob pressão

4. Medição do volume de sólidos e volume de ar nos poros usando a lei de Boyle

Densidade: dá informação sobre os constituintes mineralógicos e grãos. O peso específico é a

razão entre a densidade (ϕ ) e o peso específico da água (ϕ w). ϕ = ϕ w . G, sendo G a

gravidade específica (massa).

A densidade, ou “peso unitário” (ϕ ) é o peso específico (P/V), pois ϕ w = 1.

ϕ seca = G . ϕ w . (1 – n)

Relações ϕ seca = ϕ w / (1 + w) => w = conteúdo de água

n = (w . G) / (1 + w . G)

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A densidade está relacionada com a resistência das rochas e mineralogia, no caso do carvão

com o conteúdo de cinzas e teor de kerogênio nos depósitos petrolíferos. Pode-se medir a

densidade de uma rocha cortando-se um pedaço do testemunho de sondagem, calculando seu

volume a partir da suas dimensões e pesando o mesmo.

Permeabilidade: avalia a intercomunicação entre os poros.

A medição da permeabilidade de uma amostra de rocha tem relação direta com problemas

práticos: bombeamento de água, óleo ou gás para dentro ou para fora de uma formação

porosa; drenagem de uma câmara profunda; medição de água que entra em um túnel; etc.

A permeabilidade fornece informações sobre o grau de intercomunicação entre os poros ou

fissuras, uma parte básica na estrutura de uma rocha. A variação da permeabilidade com a

mudança na tensão normal, especialmente quando a tensão muda de compressão para tração,

avalia o grau de fissuramento da rocha.

qx = fluxo na direção x (cm3/s)

Lei de Darcy (até 20o): qx = k . dk/dx . A k = carga hidráulica (cm)

A = área seção transversal à x (cm2)

µ = viscosidade (kg/cm2.s)

Outros fluídos ou T > 20o: qx = K/ µ. dp/dx . A p = pressão do fluído = µ . h (kg/cm2)

K = cm2 (Darcy)

A permeabilidade pode ser determinada em laboratório medindo-se o tempo de um volume

calibrado de fluído para passar através de uma amostra quando uma pressão constante de ar

atua sobre a superfície do fluído. Uma alternativa é de gerar um fluxo radial num testemunho

de sondagem preparado com um furo coaxial no centro. Uma vantagem do teste de

permeabilidade radial, em adição a sua capacidade em distinguir fluxos em fissuras de fluxo

em poros é o fato que gradientes de fluxo muito largos podem ser gerados, possibilitando

medições de permeabilidade na região de milidarcys.

Rochas densas (granito, basalto, calcário cristalino) usualmente exibem uma permeabilidade

muito pequena em amostras de laboratório mas testes em rochas “in situ” mostram

permeabilidades significantes. A razão para essa discrepância é usualmente atribuída às

direções regulares de juntas abertas a fraturas através do maciço rochoso. Quando existem 3

29

direções perpendiculares de fraturas com paredes paralelas, todas com idênticas aberturas e

espaçamento, a permeabilidade do maciço é expressa teoricamente por:

k = ϕ . e 3 S: espaçamento entre fraturas

6µ S e: abertura das fraturas (separação)

Resistência: determina a capacidade atual da matriz rochosa de manter seus componentes

juntos. O problema é que determinações de resistência de rocha usualmente necessitam

cuidadoso levantamento de testes e preparação de amostras, e os resultados são muito

sensíveis ao método e forma de carregamento.

Ensaios geomecânicos:

Compressão uniaxial L D/L => 2 a 3

Co = C1 . (0,778 + 0,222 D/L) D

C1 = valor da resistência quando D /L = 1

30

Compressão puntiforme (Point load index – Is) P

P = carregamento para ruptura

Is = P / D2 D = diâmetro do testemunho de sondagem D

σc = (14 + 0,175 . D) . Is

Compressão diametral (Ensaio brasileiro)

W

A fratura é devida à tensão normal de tensão uniforme.

D

σy = W.(3.R2 + y2) / π.R.(R2-y2)

σ1 = 3.W/π.R ; σ2 = 0 ; σ3 = - W/π.R

σ1 + 3.σ3 = 0

=> em termos de critério de Griffith a fratura ocorre sob condições de transição de colapso por

tração em um valor onde a tensão principal menor corresponde à resistência à tração uniaxial.

Compressão triaxial

A pressão de confinamento “p” gera uma componente axial de força que reage contra o

carregamento aplicado pela força “P”. P

Levando em conta a pressão nos poros da rocha: p p

σ1‘ = σ1 – p’ ; σ2‘ = σ2 - p’ ; σ3‘ = σ3 - p’

A tensão σ1 não tem importância no experimento

Tração direta

Muito difícil de ser realizado e normalmente não são executados. O ensaio é muito

influenciado pelo tamanho do espécime ensaiado.

Flexão

31

Determina-se os valores da resistência à tração das rochas ou o módulo de ruptura.

W

Módulo de Young médio: Em = W.l3 / 6.Iy

Módulo de ruptura: F = W.l.yo / 2.l l

I – momento de inércia da seção circular: I = π . R4 / 4

retangular: I = 6.h3 / 12

yo – distância do eixo neutro ao ponto carregado da seção

Cizalhamento direto

Constantes elásticas:

ξ = ∆ L E = ξ (deformação específica longitudinal)

L σ

32

ESTABILIZAÇÃO DE GALERIAS

O principal objetivo na estabilização de galerias é a manutenção dessas aberturas subterrâneas

após as mesmas sofrerem carregamentos do maciço rochoso que a envolve e reage contra a

perda de equilíbrio devido a execução da mesma.

O escoramento deve ser projetado para resistir à deformações induzidas pelo peso das rochas

fragmentadas no cone superior às aberturas bem como pelas deformações induzidas pelo

reajuste do campo de tensões das rochas que envolvem a escavação. É de amplo

conhecimento que as rochas em geral resistem bem à compressão e mal à tração.

O material utilizado para escoramento é, geralmente, a madeira, aço, metais e rochas. A

madeira, apesar de ser o tipo de escoramento mais ultrapassado entre os disponíveis

atualmente, ainda é amplamente difundida, principalmente pelo seu baixo custo, pouco peso,

fácil transporte e por ser um ótimo indicador de “sinais prévios” de fadiga.

O principal inconveniente da madeira é a escassa resistência à putrefação, que faz com que

perca sua resistência ao longo do tempo e a sua já baixa resistência natural à compressão e

flexão. O impregnamento da madeira com substâncias adequadas se faz necessário para que

retarde o apodrecimento.

Ainda devem ser tomadas as seguintes precauções:

- as madeiras devem ser cortadas no inverno;

- a madeira deve ser deixada para secar durante 4 a 6 meses;

- o prumo deve ser retilíneo e sem nós;

- as mesmos devem ser convenientemente estocados, ao abrigo da umidade e calor.

Ë importante frisar a necessidade de um profundo conhecimento dos parâmetros

geomecânicos das rochas envolvidas, bem como a finalidade da galeria cujo escoramento será

dimensionado.

Igualmente importante é considerar-se, na fase de projeto, todas as alternativas possíveis

quanto ao escoramento, seja quanto às suas dimensões ou afastamento, seja quanto ao

material empregado (madeira, aço, concreto, etc).

33

Metodologia de cálculo para dimensionamento de escoramento com madeira:

Para se dimensionar um escoramento do tipo convencional, o primeiro passo consiste em

determinar-se a carga a ser suportada pelo escoramento. Para tanto calcula-se o peso das

rochas do domo (semi-elipse de pressões) que efetivamente atuam sobre o escoramento. São

duas as fórmulas empregadas para esse fim:

P = γ . π .100.a.L

4.r

Onde:

r - coeficiente de coesão molecular das rochas do domo

a - flexa máxima da viga

L - largura da galeria

γ - densidade das rochas

P = L 2 . γ

4.tgθ

Onde:

θ - ângulo de atrito interno das rochas do teto.

Como se trata de dimensionamento deve-se trabalhar sempre com a hipótese mais

desfavorável, visando maior segurança.

Para efeitos de cálculo se considera a carga como uniformemente distribuída sobre a viga:

q = P / L

Segundo Protodyáconov as pressões das rochas atuantes sobre galerias horizontais podem ser

determinadas baseando-se na teoria do arco natural (parabólico):

2.a1

m

b

34

h

2.a

A altura do arco natural “b”, é calculada pela fórmula:

b = a / Fs

Onde:

a - meia largura da escavação

Fs - fator de esforço de Protodyáconov

Quando há uma diferença entre as densidades das rochas superior à camada e a própria

camada, faz-se a seguinte correção desta altura:

ho = γ ’ . b

γ

Onde:

γ’ - densidade da rocha do teto (t/m3)

γ - densidade da rocha escavada (t/m3)

A área da parábola é calculada por:

S = 4/3 . a1 . ho

a1 corresponde a metade da base da parábola e é calculado por:

a1 = a + h . tg(π/4 - ϕ /2)

Onde:

ϕ - ângulo interno de fricção

O peso a ser sustentado por metro de galeria será:

P = S . γ . 1 (t/m)

35

Pela fórmula P(x) = γ’ . ho . (1 – x2/a2), podemos calcular o vetor médio, transformando em

carga uniformemente distribuída. Para isso admite-se que a carga média esteja a uma distância

x = 1/3 . a

Dimensionamento do escoramento necessário:

No dimensionamento de prumos verticais leva-se em consideração 2 aspectos:

1. possibilidade de ruptura por compressão simples,

2. possibilidade de ruptura por flambagem dos prumos.

No primeiro caso pode-se utilizar a seguinte expressão de forma a obter-se o diâmetro mínimo

dos prumos necessário para escoramento:

σc = Pq . s

A

Onde:

σc - resistência à compressão simples

Pq - carga em cada um dos prumos

s - coeficiente de segurança

A - área da seção transversal do prumo

Outra forma de cálculo para o dimensionamento dos prumos verticais é a seguinte:

Esforços atuantes: q

L

q.L/2

Diagrama das solicitações:

36

Normais Cortantes Fletores

q.L/2 +

- -

q.L2/8

- -

q.L/2

Prumos verticais:

Compressão: F = q.L/2

σc = F . => r = F .

π . r2 π . σc

Considerando o coeficiente de segurança “s”

Diâmetro mínimo: Dmín = s . F .

π/4 . σc

Considerando que, empíricamente, para não haver flambagem na madeira seu comprimento

não deverá ser superior a 12 vezes o diâmetro tem-se:

Lmáx = 12 . Dprumo

A expressão que nos indica a carga máxima para ocorrer flambagem é:

Pf = E . I . (π/h)2

Onde:

E - módulo de elasticidade

I - momento de inércia

H - altura do prumo

Quando a carga atuante sobre o prumo for menor que a carga máxima admitida não ocorre

flambagem e o dimensionamento do diâmetro do prumo está correta.

37

Outra maneira de efetuar o cálculo para flambagem é levando em consideração o coeficiente

de esbeltez do prumo (λ). Para isso supõem-se que, de acordo com a resistência dos materiais,

o coeficiente de esbeltez da peça seja inferior ao coeficiente de esbeltez limite, ou seja:

λ < λlim λlim = 100 para a madeira

Neste caso resolve-se o problema através de fórmulas empíricas, como a Tetmajer:

Pcr = A . (κ1 - κ2 . λ)

Onde:

Pcr - carga crítica de flambagem

κ1, κ2 - constantes características do material

O coeficiente de esbeltez da peça é obtido da seguinte forma:

λ = Lfl .

ρmín

Onde:

Lfl - comprimento de flambagem, para prumos bi-apoiados = altura do prumo (h)

ρmín - raio de giração mínimo que, para peças de seção = R/2

38

Para a madeira, os coeficientes κ1 e κ2 valem respectivamente: 293 e 1,94.

Para obtenção do diâmetro do prumo, volta-se à expressão de Tetmajer, resolvendo essa

equação em “R” uma vez que todos os outros parâmetros envolvidos são conhecidos.

A seguir testa-se a validade da aplicação da fórmula de Tetmajer verificando se:

λ = Lfl / (R/2) < λlim = 100

Se λ > λlim, o diâmetro será obtido a partir da aplicação da fórmula de Euler:

Pcr = π 2 . E . J mín

(Lfl )2

Onde:

E - módulo de elasticidade do material

Jmín - momento de inércia axial

Se λ < 1,5 teremos ruptura por compressão simples antes que ocorra flambagem e a fórmula

para cálculo do diâmetro do prumo é:

Pcr = Prup = σrup . A

Para o dimensionamento das vigas, verifica-se sua resistência ao momento fletor. Para vigas

bi-apoiadas, com carga uniformemente distribuída, teremos:

Mmáx = 1/8 . q . L2

O diâmetro das vigas é calculado pela expressão:

Mmáx . R = σf . I

Onde:

σf - resistência à flexão simples

I - momento de inércia

39

Para o caso de perfis metálicos calcula-se seu módulo de resistência à flexão, “W”, por:

W = s . Mmáx

σL

Onde:

S - coeficiente de segurança

σL - tensão limite para o aço

calculando-se “W”, seleciona-se um perfil que apresente um valor de “W” próximo ao

calculado, em tabelas apropriadas.

Considerações gerais sobre escoramento com madeira:

Para o dimensionamento correto dos prumos em escoramentos de minas subterrâneas

devemos levar em consideração dois aspectos básicos:

- possível ruptura por compressão simples

- possível ruptura por flambagem

Confirmando-se a aplicabilidade da fórmula de Tetmajer (flambagem não elástica), uma vez

que o coeficiente de esbeltez da peça (prumo) situa-se dentro dos parâmetros de validade da

referida fórmula (1,5 < λ < λlim = 100, madeira), calcula-se o diâmetro mínimo do prumo e

após o coeficiente de segurança, comparando-se esse com os requisitos do projeto.

Através da fórmula de Tetmajer recalcula-se o diâmetro dos prumos para que esteja satisfeita

a condição de projeto em termos de coeficiente de segurança, respeitando a condição

empírica, segundo a qual, para evitar flambagem nos prumos a altura máxima é da ordem de

12 vezes o diâmetro calculado.

Para selecionar corretamente os materiais a serem empregados em um escoramento, é

necessário conhecer as características geomecânicas do jazimento, a função desempenhada

pela galeria, sua vida útil, bem como aplicar de forma conveniente o binômio “ECONOMIA e

SEGURANÇA”.

40

Uma vez escolhido o escoramento em madeira algumas considerações são necessárias:

- é necessário dispor de quantidade suficiente de madeira para eventuais contratempos.

Deve-se dispor de um parque de armazenamento onde a madeira fique resguardada da

chuva ou do excesso de sol. O armazenamento é feito colocando-se a madeira de pé ou

apoiada em cavaletes, evitando seu contato com o solo.

- Deve-se preencher os espaços vazios entre o escoramento e as paredes da galeria, bem

como entre o escoramento e o teto colocando-se madeiramento disposto

longitudinalmente no lado externo do escoramento.

- Deve-se impregnar a madeira com agentes químicos (fungicidas) visando impedir seu

apodrecimento prematuro (que ocorre principalmente em ambientes úmidos e escuros).

- Afim de garantir um emprego correto da madeira, deve-se adaptar suas dimensões às

condições de explotação.

- Em um escoramento bem dimensionado pode-se romper de 5 a 10% das escoras

colocadas, valor esse confirmado em observações de campo.

Escoramentos especiais:

Macacos de teto do tipo comum de fricção:

A força de união entre as duas partes principais do prumo metálico é a soma das forças de

atrito entre as peças superiores (punção) e a peça de fecho por um

lado e entre a peça superior e a cunha do outro. O corpo superior

desliza com relação ao corpo inferior, chegando a afundar (ceder)

neste quando a pressão do teto (P) ultrapassa as forças de atrito. As

forças de atrito são o produto da força de aperto, normal ao corpo

inferior, pelo coeficiente de atrito “f” entre as superfícies de contato

(= 2.P.f). Como o valor de “f” para o aço é de 1/3, o deslizamento se

produzirá para uma carga C = 2/3 . P

Sendo F a força de aperto teremos: F = P . [tgϕ + tg(α + ϕ )] onde tgϕ = f e α = ângulo das

cunhas. Na prática as cunhas dos macacos de teto possuem α entre 8 e 12o, o que facilita o

ajuste e melhora a resistência do prumo metálico. A carga no prumo metálico aumenta a

41

medida que desliza o corpo superior no inferior. O contrário acontece com o prumo de

madeira que rompe logo que for ultrapassada a carga de ruptura.

Um prumo metálico que resiste a 70 t/m2 e está a 700 m de profundidade, é pressionado pelo

maciço com uma carga de 700 . 1 m2 . 2,5 t/m3 = 1.750 ton. Se 1.750 ton são 100%, 70 ton

correspondem a 4% da carga total do teto. O restante é transferido para o maciço cujo

momento de inércia suporta as pressões exercidas. Normalmente a pressão do teto é

transmitida a uma barra metálica de 1,25 m de comprimento (média) que por sua vez

transmite a pressão do teto à cabeça do prumo metálico.

Os prumos de teto de fricção sofrem um pequeno aperto no teto contra as barras metálicas.

Após o ajuste inicial o teto é que vai trabalhando e dando o aperto gradual. Normalmente os

macacos de fricção são de fácil manejo e pesam entre 40 e 60 kg. Permitem uma grande

segurança de operação, aumentando o rendimento da mina e economizando muita madeira

transportada visto que os prumos permanecem junto às frentes e só sobem 1 ou 2 vezes por

ano para pequenos reparos. As perdas de prumo são próximas a 2% ao ano e em alguns casos

raros ultrapassam 5% ao ano.

Macacos hidráulicos de teto

É um tipo mais aperfeiçoado que o anterior cujo comando pode ser manual ou através de uma

central de bombeamento na frente, usando líquido comprimido contendo óleo ou emulsão,

com água em pequena quantidade (0,5 a 5%) e líquidos anti-corrosivos.

A vantagem sobre o sistema de fricção é serem de sistema fechado com ventil de pressão,

robustos e onde a pressão inicial (10 a 20 ton) já é dada no momento de assentamento, não

permitindo assim que o teto trabalhe. São mais robustos e suportam pressões de 40 à 70

ton/m2. O seu custo é 2 a 3 vexes maior que o de fricção sendo maiores os custos de

manutenção e necessita operários mais especializados.

42

Macacos de teto automovíveis (“self advancing”)

São macacos inteiramente automovíveis que trabalham num só conjunto de 3 a 4 fileiras de

prumos tipo hidráulicos. Podem trabalhar num só conjunto de 4, 6 e até 8 unidades

sincronizadas. Trabalham com o auxílio de uma central de bombeamento com água ou

emulsão, 1 a 2 % de óleo e a adição de líquido anti-corrosivo a 230 kg/cm2. O avanço se faz

sincronizado com o deslocamento do maquinário de operação na frente como um todo,

obtendo-se economia de mão-de-obra e aumento de rendimento e de segurança nas operações

na frente. O conjunto (couraça) desliza e caminha perpendicularmente à face, avançando,

abaixando ou alongando as hastes hidráulicas componentes de cada conjunto e empurrando o

maquinário todo para frente com uma pressão de serviço determinada. Esse conjunto

encouraçado ao se deslocar vai deixando caído o teto logo atrás da última fileira de prumos.

Suportam enormes pressões reguladas através de manômetros ultrapassando às vezes 80

ton/m2. São de custo elevado, exigindo alta manutenção e operários bastante especializados.

São utilizados normalmente em minas de grande produção e altos rendimentos principalmente

em países de alto custo de mão-de-obra ou escassez da mesma.

Perfis metálicos fixos e arcos metálicos de desenho especial

Esses perfis são empregados no subsolo face à sua alta resistência e capacidade de suportar as

tensões e compressões exercidas pelas galerias. São normalmente usados perfis rígidos

robustos tipo I, duplo T, trilhos recozidos e outros tipos com sistema articulado. Em galerias

com pressões maiores, galerias de longa duração e “longwalls” de avançamento, onde a curva

de pressões exerce na frente e na retaguarda por determinados períodos de tempo, são

necessários perfis especiais de alto coeficiente de alongação, que permitem que o teto trabalhe

sem fechar a galeria. Em geral trabalham com as coletas por fricção que são fortemente

apertadas entre si pôr chaves e reforçadas com grampos e parafusos (braçadeiras). Esses perfis

só se deslocam e deslizam mediante enormes pressões do teto e paredes, permitindo que o

sistema trabalhe em conjunto com diminuição da seção da galeria, sem fechá-la, até que se

acomodem e cessem às pressões normais do maciço. O enchimento em cima dos perfis pode

ser feito com madeira, placas de concreto, telas metálicas, perfis, etc. No Brasil o uso é

proibitivo face ao seu elevado custo e necessidade de importação.

Parafusos de teto

43

Existem hoje vários tipos de tirantes com características próprias e resistências diversas, indicados para

diversos tipos de rocha. Antigamente era utilizado um tipo que empregava uma cunha, que pôr impacto no

fundo do furo e ainda pôr efeito do avanço do passo das roscas do parafuso, comprimia às laterais de aço ou de

bronze fortemente contra as paredes do furo de broca executado. Hoje, emprega-se um tipo de cone que, após,

se abre e é preso, podendo ser usado com ou sem resina de pega rápida ou cimento. Em tetos fissurados ou

folhelhos compactos são usados parafusos de teto com emprego de resinas especiais de pega rápida (5 a 10

minutos). Estão tendo aplicação cada vez maior favorecendo a sustentação das rochas do teto e paredes de

galerias, diminuindo ou eliminando as elevadas despesas com suportes caros de madeira que atrapalham e

obstruem a passagem nas galerias.Os parafusos de teto de 5/8”de diâmetro e coquilha de 32 mm resistem, em

aço comum, à carga de ruptura de 7,51 ton e em aço especial a 13,625 ton.

Para cargas dinâmicas é necessária aplicar 1/5 (20%) da carga de ruptura.

Ancoragem em rocha firme

Os parafusos de teto trabalham ou pelo regime de compressão de várias vigas de menor seção

ou então por compressão da rocha de contorno arciforme contra o maciço rochoso inalterado.

Para tetos mais moles a inclinação dos parafusos deve ser maior. Em tetos de folhelhos muito

moles e fraturados (Minas de Charqueadas – RS) os parafusos de teto são de aplicação

duvidosa.

Reenchimento hidráulico ou pneumático

Usam-se os materiais constituídos de refugos de pedra de mina, de lavadores e escórias de alto

forno. O reenchimento pneumático emprega ar comprimido para transportar o material britado

em pequenos fragmentos à úmido através da máquina, usando telas de papel armado ou telas

metálicas para sustentar o material logo atrás da última linha de macacos de teto.

No reenchimento hidráulico uma máquina hidráulica lança o material com 50% de água em

mistura (bomba de lamas especial) da face, através de telas armadas contra a última fila de

escoramento metálico, afim de evitar que o material sólido reflua, formando uma verdadeira

barragem. A água decanta e o material sólido permanece através das barragens sofrendo a

compactação gradual do teto.

DESMONTE À EXPLOSIVO E DESMONTE MECÂNICO

44

Desmonte à explosivo:

Embora o desmonte mecânico tenha evoluído muito nas últimas décadas, dando melhores

produtividades e custos de produção inferiores, o desmonte à explosivo é uma opção para

rochas mais duras e resistentes. A mecanização depende não só da tecnologia possível mas

também das características do jazimento. O que interessa é que o trabalho seja o mais

econômico possível dentro das normas de segurança.

As rochas de baixa resistência possuem capacidade de autosustentação pequena necessitando

de escoramento logo após de aberta a escavação. Quanto melhor for o teto, mais favorecido

fica o emprego de explosivos pois as explosões afetam a estabilidade das rochas do teto

originando condições inseguras nas frentes e criando riscos de acidentes graves devido à

queda de pedras. Na prática a resistência de uma rocha freqüentemente não coincide com sua

estabilidade. Rochas resistentes podem ser instáveis (arenito muito fraturado) e outra estável

pode não ser resistente.

O desmonte propriamente dito tem uma fase prévia de preparação e uma posterior de

reorganização da frente, operações essas executadas de forma cíclica:

PREPARAÇÃO DO DESMONTE => DESMONTE À EXPLOSIVO => REORGANIZAÇÃO DA FRENTE

- rafa - detonação - ventilação da frente

- furação - carregamento do minério/rocha

- carregamento dos furos - transporte

- escoramento das escavações

- amostragem

Algumas operações podem não ser encontradas em determinadas minas como pôr exemplo a

rafa, escolha manual de pedras, carregamento direto no local de desmonte e escoramento.

No caso de tetos instáveis, a falta de escoramento rápido da escavação, o uso incorreto do

explosivo, furação mal executada ou falta de limpeza rápida podem ocasionar o prejuízo do

rendimento da frente. A furação para fins de dinamitação é uma operação muito importante no

ciclo de desmonte à explosivo; baixos rendimentos na furação significam atrasar as operações

subseqüentes e prejuízos à produção.

45

Perfuratrizes:

As perfuratrizes a percussão usadas para fazer a furação podem ser classificadas em manuais e

montadas sobre colunas. A “jacklag” (martelete) possui um cilindro telescópico estendido a ar

comprimido. A aplicação normal é a furação de furos inclinados até 45o com a horizontal.

Algumas são autoretráteis com diâmetros de furos usuais entre 1 ¼” até 2”e comprimentos em

torno de 2,5 m.

Os “stopers” são usados para furação vertical ou sub-vertical (entre 45 e 90o) e é uma

perfuratriz percussiva rigidamente montada sobre um cilindro pneumático. São mais

vantajosas em “raises” ou subidas e em áreas onde o espaço é limitado. Podemos encontrá-las

em minas de carvão que usam parafusos de teto. O comprimento das brocas geralmente é

pequeno (0,5 a 1,5 m). Os custos operacionais do “stoper” são normalmente mais altos que os

da “jacklag” devido às freqüentes trocas de brocas e difíceis condições operacionais. O

diâmetro dos furos varia entre 6 e 8 cm.

As “sinkers” são perfuratrizes manuais usadas para furação descendente de pequeno diâmetro.

O peso geralmente é maior que as outras perfuratrizes pois ele é usado para dar parte do

empuxo sobre a broca.

As “drifters” são perfuratrizes pesadas, percussivas ou rotopercussivas, usualmente montadas

sobre colunas ou bases móveis. A montagem sobre colunas é a mais usual em pequenas minas

com problemas de espaço. A furação é bem mais rápida mas a perda de tempo com a

montagem das colunas pode eliminar essa vantagem. São máquinas destinadas

fundamentalmente a trabalhar com montagem e furos próximos da horizontal. Consumo de ar:

140 à 250 cfm a 90 psi

Diâmetro do furo e número de furos:

Existe uma relação geomatemática entre a área da seção e o número de furos a serem

executados e também entre o número de furos e o diâmetro deles. Quanto maior for a área da

seção, maior deve ser o número de furos para o mesmo diâmetro de furação; aumentando-se o

diâmetro do furo, diminui-se o número de furos necessários. Partindo da constatação de que se

46

empregarmos cartuchos de 25 mm, pode-se reduzir de 30 a 40% o número de furos se

empregarmos cartuchos de 30 mm. Além disso o tempo empregado nas operações de carregar

os furos diminui na mesma proporção.

A maioria dos compressores para minas subterrâneas localiza-se em superfície e a furação é

executada a distâncias variáveis da fonte de ar, devendo-se considerar a perda de pressão

devido ao atrito nas canalizações, curvas e válvulas. Essa perda deve ser minimizada usando-

se uma canalização com diâmetro adequado para a vazão exigida na frente. A pressão de

trabalho deve estar situada entre 80 e 100 psi. Trabalhar com pressão inferior baixa a rotação e

o rendimento da perfuratriz. Em pressões maiores, há elevação da velocidade, acentuado

desgaste das peças e menor rendimento energético. O consumo de ar também aumenta com a

altitude.

Os lubrificadores de linha proporcionam automáticamente um suprimento uniforme de óleo

atomizado na mangueira de ar da perfuratriz e são instalados a 1,2 a 3 m da perfuratriz. A

capacidade geralmente permite trabalhar pelo menos 1 turno inteiro, uma vez que o

lubrificador esteja ajustado ao fluxo necessário.

Perfuratrizes elétricas para minério de baixa resistência

Na furação em minas de carvão se usa uma perfuratriz manual, elétrica, com brocas

helicoidais (tipo Auger) e bits especiais. É um equipamento leve (5 a 10 kg) com potências

baixas. O bit é removível e evacua a poeira. As brocas helicoidais são fornecidas com

comprimento entre 0,6 e 1,8 m. A retirada da poeira de furação se faz a seco, os detritos caem

na saída do bit sem produzir nuvens de poeira. A afiação é muito importante do ponto de vista

do rendimento e também dos custos de material. Em carvão as brocas podem agüentar umas

20 reafiações e furar um total de 1.000 m. No carvão a velocidade de furação é da ordem de 2

a 3 m/min.

Desmonte mecânico

O desmonte mecânico tende cada vez mais a suplantar o desmonte a explosivo,

essencialmente por razões de produtividade, pela melhoria nas condições de trabalho e

segurança, suprimindo a operação de perfuração, relativamente demorada e que exige pessoal

47

experiente. Os limites do desmonte mecânico se referem as rochas excessivamente duras e

abrasivas. Há dois tipos de máquinas de desmonte mecânico encontradas nas modernas

frentes largas (“long wall”): a cortadeira de tambor (“shearer”) e a plaina (“plow”).

Cortadeira de tambor (“shearer”):

A cortadeira de tambor é de uso mais generalizado porque possui uma aplicabilidade mais

ampla. Desmonta rochas com dureza de até 500 bar com espessuras de 1,5 à 3,5 m. A cada

passe que a “shearer” dá na frente ela corta uma fatia de cerca de 70 cm, geralmente pegando

toda a altura da camada. Sua velocidade máxima de corte pode chegar a 6 m/min, com uma

velocidade efetiva média de 2 m/min, dependendo da resistência da rocha. A cortadeira pode

ser de tambor simples ou duplo. A vantagem das cortadeiras de tambor duplo é que cortam

nos dois sentidos da frente, o que evita dela andar em vazio. A importância desse

equipamento decorre de sua alta capacidade de produção de forma contínua. As produções

médias obtidas em geral estão entre 500 e 1.000 ton/turno de 8 h. Os “bits” encaixados nos

tambores executam o desmonte e seu consumo varia de acordo com a dureza e abrasividade

da rocha a desmontar. Há dois tipos fundamentais: tipo lápis e tipo faca. “Bits” gastos

precisam ser trocados afim de não forçar a máquina. A diminuição da velocidade de rotação

do tambor cortador é benéfica pois permite diminuir bastante as vibrações da máquina e

melhorar o rendimento. A operação é feita com 2 homens, 1 no tambor dianteiro e outro no

traseiro (inferior da camada).

Plaina (“plow”):

A plaina é um equipamento de desmonte mecânico usada em carvões de resistência muito

baixa ou submetidos a grandes pressões em profundidade, em camadas de espessura inferior a

1,5 m. Colocar uma plaina para desmontar carvão duro, camadas com intercalação de estéril

duras ou com espessura acima de 1,6 m é correr o risco de prejuízo. A evolução tecnológica

poderá tornar a plaina aplicável para espessuras maiores que 1,5 m. Da mesma maneira que a

“shearer”, as plainas trabalham com escoamento simultâneo do material desmontado. As

plainas empregam um conjunto estático de “bits”, ao contrário das “shearer” que são dotadas

de tambores em rotação. Outra diferença é que as plainas são comandadas à distância, de uma

das extremidades da frente, ao passo que os operadores da “shearer” acompanham a máquina.

48

Desmonte mecânico de galerias:

São utilizadas máquinas de abertura de galerias (MAG’s) de dois tipos: ataque pontual

(Alpine, Dosco) e ataque integral (Marietta, Heliminier). As máquinas de ataque integral são

aplicáveis a galerias de seção retangular e com teto capaz de auto-sustentar pelo menos um

avanço de 1,5 m. Já as máquinas de ataque pontual podem ser usadas tanto em galerias de

seção retangular como circular. O desmonte pode ser feito de modos diferentes: se as rochas

são brandas, o corte circular completo no sentido anti-horário pode ser o modo mais rápido.

Outra forma é fazer cortes horizontais sucessivos até abater toda a seção. Deve-se ter cuidado

para não trabalhar com “bits” gastos ou quebrados. Os mesmos podem ser reafiados várias

vezes otimizando o seu consumo. Outro cuidado: perda dos “bits”; além do valor material eles

podem causar danos na planta de beneficiamento e por isso são usados detectores de metal. O

combate à poeira é feito por meio de “sprays” localizados na cabeça cortante da máquina. A

vazão é da ordem de 50 ton/h.

Rafadeiras:

O desmonte à explosivo pode ser precedido por uma operação chamada de rafa que consiste

em fazer um corte, geralmente horizontal, na base da camada de carvão, criando-se uma face

livre a mais para facilitar o desmonte e economizar explosivo. O corte aberto tem

aproximadamente 15 cm de altura e 1,2 à 2 m de profundidade ao longo de toda a frente ou

galeria. Esse equipamento possui um corpo retangular longo em cuja extremidade é fixada

uma barra cortadeira, que é fixada em ângulo reto durante a operação. Sua movimentação de

um extremo a outro da frente se faz com a tração por cabo preso numa das extremidades. Sua

velocidade é bastante baixa o que retarda o desmonte. A finalidade básica é criar mais uma

face livre, economizar explosivos e melhorar a granulometria do carvão. O corte tem 15 a 17

cm de altura, profundidade normalmente igual à profundidade dos furos e velocidade da

corrente entre 180 à 330 m/min (facilita a retirada de poeira.

O uso de máquinas mecânicas no desmonte de carvão determina um aumento significativo na

proporção de finos cujo consumo pode ser problemático pois incorporam muita água devido à

maior superfície de contato. O ideal é consumir esses finos na boca da mina ou fazer a

aglomeração dos mesmos.

ABERTURA RÁPIDA DE GALERIAS

49

A necessidade de abrir galerias com a maior rapidez possível é cada vez mais premente.

Novas frentes tem que ser preparadas para equipamentos de alto investimento e elevada

capacidade de produção. Caso não houver sido concluída a preparação de uma nova frente ou

bloco, o equipamento fica parado e a produção cai drásticamente.

A tendência a se minerar cada vez mais em subsolo se deve ao esgotamento das reservas à céu

aberto e introdução de novas técnicas de mineração subterrânea.

A simples disponibilidade de uma MAG não significa uma alta taxa de avanço. O fato das

velocidades de avanço em galerias horizontais passarem de 1 a 2 m/dia para valores dez

vezes superiores, exige a introdução de novas atitudes de trabalho. Envolve o desmonte

mecânico, limpeza da frente (escoamento do material desmontado), escoramento do teto,

suprimento de materiais e ventilação.

Com o aumento das velocidades de avanço torna-se mais necessário se fazer o

reconhecimento geológico das formações atravessadas afim de caracterizar a distâncias de até

100 m à frente, detectando falhas, zonas perturbadas, litologias encontradas e condições

hidrogeológicas dos terrenos à frente. Outro aspecto fundamental consiste em sistematizar as

rochas em classificações com aplicação direta nos trabalhos de engenharia que serve para o

projeto dos trabalhos de escavação, pois facilita a missão de adaptar a tecnologia às rochas

atravessadas.

Nas rochas sedimentares as técnicas de avanço rápido de galerias possuem maiores

possibilidades de mecanização do que em rochas eruptivas e duras. Em regra, as máquinas são

providas de braços para o carregamento das rochas desmontadas de forma que promovem

trabalho contínuo. No caso de galerias com seção circular, a altura de escavação geralmente é

superior à camada de carvão. Isso significa que o estéril do teto é misturado com o minério,

baixando a qualidade do ROM. Quando as rochas do teto são resistentes e abrasivas, é

interessante abrir galerias de seção retangular.

O método de avanço com desmonte a explosivos, para se adaptar a elevadas velocidades de

avanço, deve prever a realização de 3 a 4 pegas de fogo por dia. As operações fundamentais

são: furação, carregamento dos furos, detonação, ventilação, limpeza da frente, escoramento e

50

montagem das vias férreas provisórias. No caso de abertura com máquinas as operações de

furação, carregamento e ventilação são eliminadas sendo substituídas pela operação de corte.

Distribuição do tempo disponível típico das MAG´s:

- Escoramento: 40%

- Corte de rocha: 30%

- Serviços auxiliares: 12%

- Enchimento do teto: 10%

- Manutenção eletromecânica: 8%

51

O material desmontado pelas máquinas pode ser constituído de estéril ou carvão. As máquinas

possuem braços que desviam e recolhem o material da frente, passa para um sistema de

transporte de calhas com pás de arraste central ou envolvente e daí para a parte de trás da

máquina. Daí em diante há várias alternativas: carros de mina, correia transportadora

extensível, pequenas carregadeiras combinadas com correia transportadora, “shuttle cars”,

calhas transportadoras e correias transportadoras.

Escoramento:

Essa operação ocupa grande parte do tempo num turno de trabalho nas frentes de avanço. No

caso de utilizar-se arcos metálicos essa operação pode ocupar 50% do tempo. Em terrenos

muito fraturados ou rochas de resistência muito baixa, podem ocorrer caimentos porque o

domo de pressões se forma imediatamente. Dois princípios são válidos:

1. Não escorar mais do que o necessário,

2. Reduzir ao mínimo os tempos que decorrem entre a abertura de um novo trecho de galeria

e a colocação do escoramento.

Os tempos de manutenção da estabilidade dos terrenos em volta das galerias é tanto menor

quanto menos resistentes forem as rochas, exigindo simultâneamente tipos de suportes mais

reforçados e mais próximos.

O espaçamento entre conjuntos de arcos deve ser otimizado em relação ao condicionamento

geológico da mina. Além dos arcos, é preciso instalar o revestimento que pode ser de tela

metálica, placas metálicas ou madeira. Os dois primeiros são recomendados para galerias

permanentes e o último para galerias secundárias. Sobre a madeira pode-se encher com pedras

o espaço vazio. O enchimento sobre o escoramento desempenha um importante papel,

opondo-se aos primeiros deslocamentos das rochas em direção à galeria aberta.

Em galerias de seção retangular utiliza-se um escoramento com prumos e barras de madeira

ou metálicas, completado com telas metálicas e, em alguns casos, com parafusos de teto

(tirantes). Normalmente o teto das minas de carvão, se são profundas, exigem muito tempo e

cuidado, ocupando a maior parte do tempo com o seu controle.

52

A velocidade de avanço está fortemente ligada ao tipo de escoramento usado e à estabilidade

das rochas do teto.

Planejamento das operações:

O avanço de uma MAG implica numa série de operações que devem ser executadas

corretamente. Se formos instalar uma correia transportadora a galeria precisa estar muito bem

alinhada. O suprimento de materiais é fundamental para o bom andamento dos trabalhos. A

falta de arcos, de telas, de “bits” ou outro material paralisará os trabalhos e a galeria não

poderá ser avançada. Outro aspecto importante é com relação à abertura de travessões ligando

duas galerias paralelas. As MAG não são recomendadas para abrir travessões perpendiculares,

exigindo muita manobra e perdendo-se muito tempo, prejudicando o avanço das galerias.

Uma solução é espaçar o máximo possível estes travessões, minimizando a distância entre

galerias, abri-los a fogo e usar pequenas carregadeiras ou calhas para o transporte. Quando se

usar mineradores contínuos para abrir os travessões, estes devem ser inclinados.

CARREGAMENTO E TRANSPORTE

Freqüentemente o fator determinante para uma mina dar lucro ou prejuízo é o escoamento

rápido do minério e do estéril das frentes de produção até a superfície. Muito importante

também é o abastecimento de materiais até as frentes de trabalho de modo que o processo de

produção não seja interrompido. É através do uso eficiente geralmente de uma combinação de

carros de mina, correias transportadoras e veículos montados sobre pneus, que as operações

mineiras subterrâneas tem podido competir com a mineração bem atrativa à céu aberto.

O transporte em subsolo apresenta algumas diferenças com relação à superfície:

- as galerias na mina devem ter dimensões as menores possíveis para facilitar sua

estabilidade;

- no subsolo não existe ar em abundância, de modo que não se pode contaminar o ambiente

com gases tóxicos e fumaça e o transporte por máquinas de combustão interna deve ser

adaptado para esse particular;

- é difícil muitas vezes consertar os equipamentos de transporte;

53

- na mina a manobra com vagonetas é mais difícil que na superfície e por isso usam-se

vagonetas e locomotivas que não necessitem ser invertidas, podendo ser acopladas em

qualquer posição;

- é desejável concentrar a produção num único nível ou zona da mina, de modo que se

possa substituir as manobras manuais por transporte mecânico;

- somente equipamentos fortes e compactos são adequados para esses trabalhos mineiros,

uma vez que essas máquinas estão sujeitas a choques e devem ter operação simples.

Mecanismos delicados e complicados não são recomendados em subsolo.

Os aspectos que condicionam a escolha são: produção exigida, tipo de material extraído,

distância de transporte, contorno da rede de galerias e condições locais (camada, inclinação,

etc). O transporte em subsolo deve caracterizar-se pela continuidade operacional, uma vez que

a velocidade é limitada.

Classificação do transporte subterrâneo:

a) Transporte primário: desempenha a função de coletar as produções nas várias frentes

existentes: câmaras, galerias de desenvolvimento, “stopes” ou alargamentos, frentes

largas, etc. Curtas distâncias.

b) Transporte secundário: é o transporte intermediário entre os coletores ou transportadores

de frente e o transporte principal. Distância média.

c) Transporte principal: possuem a capacidade de transporte maior pois se destina ao

escoamento da produção global da mina. Longas distâncias.

d) Extração: a extração do minério se faz através de poços verticais ou planos inclinados

usando-se respectivamente o sistema de gaiolas, “skips” ou correias transportadoras. A

eficiência do transporte no subsolo está condicionada ao bom funcionamento do sistema

de extração.

54

O plano inclinado tem maior eficiência porque:

1. pode ser equipado com correia transportadora que proporciona um escoamento contínuo

da produção,

2. favorece o acesso do pessoal às frentes através de sistemas de transporte especiais e

rápidos;

3. o abastecimento de materiais é feito em melhores condições, principalmente os de maior

porte;

4. a manutenção do plano inclinado é menor e mais fácil e eventuais consertos e verificações

podem ser feitas sem interromper a extração;

5. possui seção útil maior que os poços verticais e há menos obstruções.

Transporte primário:

Nas frentes de produção, o transporte começa com o desmonte a explosivo que projeto o

material a curta distância. No caso de desmonte mecânico, o transporte inicial é acoplado no

próprio equipamento da frente.

a) Calhas de corrente e pás de arrasto (“panzer”)

No caso de frentes largas o transporte na face é feito por “panzers”. Esse é suficientemente

robusto para resistir aos choques de blocos de minério desmontados a fogo. No caso de

desmonte mecânico com “shearers” e plainas, estas máquinas se deslocam apoiadas no

“panzer”.

As partes móveis do “panzer” são duas correntes ligadas entre si pelas pás de arrasto a

intervalos regulares (+/- 1 m). O minério é conduzido pelas pás de arrasto, que devem ser

suficientemente resistentes para não dobrarem. Em cada uma de suas extremidades, a pá é

fixada à corrente por uma ligação (elo falso) que é a parte mais delicada do equipamento

móvel. Esse elo tem a função de fixar a pá nas correntes, ligar dois elementos ou elos da

corrente e guiar as partes móveis na calha.

Uma calha compreende: uma chapa sobe a qual desliza o minério e a parte superior da

equipagem móvel. Sobre a chapa, as bordas laterais que impedem que o minério caia pelos

55

lados e que guiam o equipamento móvel e, embaixo da chapa, um espaço livre limitado por

guias para a passagem das partes móveis no retorno.

Os flancos da calha devem ser lisos no caso de servir de apoio às máquinas de desmonte

(“longwall”). O conjunto deve ser rigorosamente indeformável e muito robusto.

O comprimento das calhas de “panzer” é de 1,5 m, que concilia dois limites: calha longa: é

mais rígida, desgasta menos e é mais barata; calha curta: mais fácil de manusear e permite

encurtamento. Admite-se que as calhas podem ter um desalinhamento de até 4%.

A cabeça motora se caracteriza pela sua excepcional robustez. A carcaça é monobloco em

construção soldada. Nos flancos são aparafusados um ou mais redutores. A velocidade do

motor, a relação de redução do redutor, o número de dentes da engrenagem e o passo da

corrente determinam a velocidade da equipagem móvel. As cabeças motoras podem se montar

indiferentemente nas extremidades a montante ou a jusante do “panzer”, ou nas 2

extremidades simultâneamente. Pode-se instalar de 1 à 4 motores sobre um “panzer”.

Um só transportador pode ser suficiente para uma frente larga de 220 m na horizontal. Permite

transportar grandes volumes de minério (mais de 250 tph).

No cálculo da potência deve-se tomar em conta os seguintes dados: comprimento do

transportador, inclinação do terreno, peso da equipagem móvel, vazão necessária, coeficientes

de atrito, carga dos produtos sobre o transportador. Os cálculos são válidos para o “panzer”

perfeitamente alinhado, na vertical e horizontal, e que funcione a velocidade constante. É

prudente adotar um coeficiente de segurança (2 ou 3) tendo em conta os picos da produção,

atritos anormais e mesmo deficiente ventilação dos motores. A potência pode ser dividida em

3 componentes:

a) Potência necessária para seu deslocamento vazio: W1 = F1 . v ; F1 = P1 . f1

75

Onde: v (velocidade); P1 (peso peças móveis); f1 (coeficiente de atrito ferro-ferro)

b) Potência necessária para transporte de minério: W2 = F2 . v ; F2 = P2 . f2

75

56

Onde: P2 (peso minério) = Q . L ; f2 (coeficiente de atrito ferro-minério); L (comprimento)

3600 . v

c) Potência correspondente ao desnível: W3 = Q . H

270

Onde: H (desnível); Q (vazão de minério, tph)

Exemplo:

Comprimento: 100 m; velocidade: 0,64 m/s; peso partes móveis: 19 kg/m; vazão: 200 tph.

P1 = 2 . 100 m . 19 kg/m = 3.800 kg ; f1 = 0,3 => F1 = 3.800 . 0,3 = 1.140 kg

W1 = 1.140 . 0,64 / 75 = 9,7 cv

P2 = 200.000 tph . 100 m / 3.600 . 0,64 m/s = 8.700 kg ; f2 = 0,4 => F2 = 8.700 . 0,4 = 3.480 kg

W2 = 3.480 . 0,64 / 75 = 29,7 cv

Wt = W1 + W2 = 9,7 + 29,7 = 39,4 cv

No motor, para rendimento de 80%, a potência será: 39,4 / 0,8 = 49,3 =>< 50 cv, aplicando

um coeficiente de segurança de 2, teremos: potência = 100 cv.

O grave inconveniente do “panzer” é que consumo muita energia uma vez que os atritos são

de deslizamento e não de rolamento. Além disso esses atritos causam ruídos, desgaste de

material e formação de finos. Os “panzers” devem ser usados nas frentes de alta produção,

pois os custos fixos são muito altos.

O avanço dos “panzers” nas frentes de “longwall” mecanizadas é feito pelos macacos de teto

automovíveis. No caso de não ser mecanizadas, o rechego é feito pelos homens com ajuda de

ferramentas como a talha. É muito importante manter o “panzer” alinhado.

57

O “panzer” além do transporte pode auxiliar no transporte de material e servir de apoio para a

máquina de desmonte mecânico. O “panzer” é utilizável em inclinações de 30o descendente

ou 15o ascendente. A vazão diminui assim que a inclinação aumenta. Os produtos rolam por

cima das pás de arrasto, o que representa um perigo para o pessoal. Em rampa ascendente, a

potência disponível limita a vazão. O “panzer” não é utilizável para o transporte de minério

pulverulento, grudentos ou abrasivos: se o minério é pulverulento, a vazão do panzer é

pequena; se o minério é colante, há risco de bloquear a equipagem móvel. O “panzer” é

instalado ao longo do comprimento da frente larga e se mantém aí até que esteja concluída a

lavra do painél.

Ainda nas frentes largas, atuando como intermediário entre o “panzer” da frente e a correia

transportadora do painél encontramos o repartidor. O ponto de descarga do “panzer” da frente

na galeria principal é delicado. Ele se desloca todos os dias à medida que a frente recúa. As

correias transportadoras não se prestam a receber diretamente uma vazão variável ou de

blocos grandes. Daí a idéia de intercala entre a frente e a CT um transportador rústico fazendo

ao mesmo tempo o papel de repartidor.

Para o carregamento várias alternativas são possíveis, além da manual (paleação):

a) Uso de carregadeiras pequenas do tipo Bob Cat, LHD, de descarga lateral: o raio de ação

da carregadeira é limitado ao comprimento do cabo elétrico que a alimenta e à

economicidade do ciclo. O “panzer precisa ser rechegado seguidamente para acompanhar

as frentes, o que implica em paradas mais ou menos freqüentes para rechegar a cauda do

“panzer”.

b) Uso de “shuttle cars”: esses veículos sobre pneus, integrantes dos chamados conjuntos

mecanizados, realizam o carregamento em “feeders breakers” que alimentam a correia

transportadora do painél. No caso de se usar um “panzer”, esse faria o papel de um

repartidor das frentes de “longwall”. A vantagem seria que o “shuttle car” poderia

descarregar em qualquer ponto do “panzer”, reduzindo seu percurso.

Transporte sobre pneus:

Devido às condições especiais nas minas subterrâneas, o uso de transporte sobre pneus está

sujeita a uma série de restrições: espaço, rampas, produção descontínua, gases de combustão,

58

etc. Constituem-se num sistema ideal em pequenas minas, em trajetos variáveis e complexos,

desde que o piso da mina não seja argiloso demais e que haja boa drenagem. As rampas

máximas (dependem da natureza do piso) situam-se entre 18 e 25%. No caso de planos

inclinados de acesso temos 20% (piso seco concretado), 17% (condições médias, veículos

especiais) e 14% (condições normais, todos os veículos).

“Shuttle cars”

No método de câmaras e pilares com uso de conjuntos mecanizados os “shuttle cars” realizam

o transporte secundário entre as frentes de produção e a correia transportadora do painel. Os

“shuttle cars” são veículos automotores sobre pneus. Podem ser elétricos (com cabo de

arrasto), a bateria ou a diesel. O volante e o painel de controle estão localizados na lateral do

carro, cujo espaço central é destinado para receber o minério. Aí existe uma correia

transportadora que abrange o comprimento total do veículo. Essa CT é que descarrega o

minério nos pontos de transferência. O carregamento pode ser feito por um “loader” ou por

uma máquina de abertura de galeria (MAG).

Quanto maior for o “shuttle car”, dentro dos limites que a mina permite, menos interrupções e

manobra na frente são necessários. Veículos com tração em duas rodas são vantajosos onde o

piso é bom e onde as rampas são menores que 10%. Os limites de velocidade são de 6 mph

(10 km/h) . A maioria dos veículos com cabo de arrasto são concebidos para andar de 6,5 à

7,5 mph (10,5 à 12 km/h) em piso plano e carregados. As CT’s descarregadoras largam de 4 a

6 ton em cerca de 30 Seg. A capacidade de transporte depende da distância de transporte ,

trajeto de transporte, posição e método de transporte, seção útil, habilidade do operador, carga

útil e manutenção.

Os “shuttle car” com cabo de arrasto tem aproximadamente 150 m de cabo fornecido para

transporte. Na prática, a distância real de transporte não deve exceder 120 m. Distâncias

grandes tendem a avariar o cabo. Para os “shuttle car” a bateria ou diesel não tem problemas

com cabos, mas apresentam consumo de combustível e bateria. O ciclo de trabalho também

aumenta com a distância. Em relação à manobrabilidade do “shuttle car”, se eles tiverem

dimensões e capacidade de transporte grandes e não houver condições boas de se deslocarem

rapidamente da frente até os pontos de descarga e vice-versa, a operação estará prejudicada.

Carros menores com capacidade menor podem permitir mais viagens por turno e vencer

59

trajetos mais complicados. A capacidade do sistema de transporte em escoar a produção é

definida pela carga útil. O enchimento dos carros é um aspecto importante: se forem mal

cheios há uma capacidade ociosa, se forem cheios demais, pode-se espalhar material no

trajeto e prejudicar a circulação.

LHD (“load-haul-dump”)

As LHD’s são máquinas que carregam, transportam e descarregam minério. Possuem 4 rodas,

de dimensões apropriadas para o subsolo, com caçamba frontal. São bem mais compridas que

largas o que ajuda a contrabalançar o peso de minério na caçamba. A LHD é capaz de vencer

rampas até 45º. As LHD’s possuem uma distância econômica máxima de transporte, a qual

depende da carga útil, da velocidade, das rampas, entre outros fatores. LHD’s de 1 jd3 – 90m;

2 jd3 - 150 m e 5 jd3- 300 m. As velocidades de trajeto em média são de 6 à 8 mph (10 à 13

km/h), reduzindo-se a velocidade em galerias estreitas. Os veículos de reserva são previstos

na base de 20% da frota até 20 unidades ou 10% em frotas com mais de 40 unidades. As

LHD’s permitiram o desenvolvimento de métodos de lavra em rampas, permitindo que o

equipamento se mova entre níveis.

Correias Transportadoras

A correia transportadora pode funcionar em inclinações variadas, ascendente ou descendente,

dentro dos limites em que os materiais transportados não deslizem espontâneamente sobre a

fita (para carvão: +/- 18%). Nas minas de carvão as CT’s são empregadas em:

- planos inclinados: a inclinação do acesso deve ser compatível com os limites citados;

- galerias principais: é comum concentrar a produção de várias frentes numa única CT até o

poço de extração;

- galerias de painel: deve-se ter em mente que a capacidade de produção de uma frente de

“longwall” depende mais de um bom escoamento do que a capacidade de desmonte da

cortadeira.

Uma CT compõem-se fundamentalmente dos seguintes elementos: tambor de acionamento, na

cabeça motora (extremidade onde o minério é descarregado); tambor de cauda (alimentação);

tambor de encosto, levantam a fita de baixo aproximando-a da superior e aumentam o ângulo

de enrolamento em torno do tambor motor; roletes de apoio das fitas; infra-estrutura que

60

suporta o conjunto e dispositivos de tensionamento que assegura à fita uma tensão necessária

à operação da CT (automáticos e contra-peso).

As cabeças motoras comportam o conjunto de acionamento, motor, redutor e tambores de

acionamento. O movimento da fita é obtido por tracionamento, sem deslizamento, da correia

em um ou vários tambores de acionamento. As CT’s principais, de grande porte, exigem

espaços e bases especiais. Fazem parte do conjunto de acionamento os redutores, acoplamento

hidráulico, motor e quadro de comando.

A fita ou cinta é constituída por um certo número de bandas de tecido (lonas) impregnadas

sob pressão de uma mistura apropriada de borrachas, que assegura a aderência das lonas entre

si (colagem) e protegidas exteriormente contra a umidade e a abrasão por um recobrimento de

borracha. Após alguns incêndios passou-se a desenvolver correias em PVC com fibra sintética

e mais recentemente, de uma correia armada com cabos de aço (tipos à prova de fogo). As

lonas dão à correia a sua resistência mecânica à tração. A resistência da correia é a soma das

resistências das lonas que as constituem. O cálculo de uma correia deve ser feito com um

coeficiente de segurança elevado, da ordem de 12 a 16.

O uso de correias transportadoras estreitas demais pode ser problemático se a granulometria

do estéril/minério for relativamente grande, provocando a queda de material pelos bordos.

Uma CT mais larga, por outro lado, encarece a instalação de transporte. Correias mais

estreitas admitem maiores velocidades, dentro de certos limites razoáveis, que é preciso

respeitar para evitar trasbordamento.

Infra-estrutura é o conjunto de suporte mecânicos da fita. Inclui as estruturas metálicas, os

roletes, cavaletes de tensionamento, suportes, cabos, correntes e outros acessórios. Os

princípios básicos são: redução do peso e obstrução do espaço pelos elementos afim de

permitir um transporte e manuseio fáceis; montagem rápida e, de preferência, sem

ferramentas.

a) Infra-estrutura a cabo: um cabo (aço galvânizado de 24 a 27 mm de φ ) é estendido entre

dois pontos fixos (cavalete de tensionamento) à distância de 150 m . Os suportes dos

cabos são espaçados de 9 a 12 m e suportam o conjunto. Para compensar as variações de

flecha, os suportes dos roletes são reguláveis na altura.

61

b) Infra-estrutura a correntes: uma corrente de φ 18 mm é estendida entre 2 pontos fixos e

suspensa a intervalos regulares no teto. Esse tipo de solução requer teto suficientemente

resistente para suportar as forças dinâmicas (peso da infra-estrutura e do minério sendo

transportado).

O diâmetro e comprimento dos roletes são estabelecidos em função das cargas a transportar,

segundo as vazões e velocidades possíveis. A carga é repartida à razão de 50 – 70% no rolete

central e 15 – 25% em cada um dos roletes laterais. A inclinação dos roletes tem uma

influência importante na capacidade de transporte da CT. A vazão volumétrica expressa em

metros cúbicos/seg será igual a 288 . L2 . V (roletes a 20o) e 360 . L2 . V (roletes a 30o), onde L

= largura da correia e V = velocidade.

Uma CT bem montada e operada deve estar bem alinhada, o eixo da correia deve coincidir

com o eixo de transporte, admitindo-se apenas pequenos desvios laterais. O maior desgaste da

fita se produz nos pontos de alimentação ou carregamento. O modo de carregamento é um

fator determinante da longevidade da fita. Os pontos de carregamento devem sempre que

possível distribuir a carga (minério) na velocidade da fita e paralelamente à direção da CT,

manter a altura de queda o menor possível e equipar os pontos de carregamento com rolos de

impacto. Quando o minério não cai sobre o eixo da CT, a fita desvia. As conseqüências de um

carregamento errado são a queda de material pelos bordos, a descentralização da CT causando

atrito lateral.

Uma correia bem instalada e operada nas condições especificadas praticamente não exige

manutenção. Todo desgaste anormal provém de um defeito de instalação ou de utilização.

Não se deve submeter a CT a freqüentes liga/desliga pois geralmente a CT está carregada e

arrancar nessas condições sobrecarrega o motor podendo danificá-lo. A própria fita fica

submetida a tensões que causam a sua fadiga, reduzindo sua vida útil. Para limpar a fita pode-

se usar escovas, lavagem, ar comprimido, raspagem, etc.

Os 3 motivos principais nas interrupções na produção são:

- 50% - Pontos de transferência (alimentação): nos pontos de transferência ocorrem

transbordamentos de minério. Podem ser causados por uma vazão excessiva de minério

(pico), blocos grandes demais, ou ambos;

62

- 25% - Subdimensionamento: resulta na sobrecarga da correia, transbordamentos e

estrangulamento do sistema de transporte. Quando o silo não evacua a produção com a

necessária rapidez ou quando é excessivamente pequeno;

- 25% - Manutenção eletromecânica: representa paradas causadas por uma manutenção

inadequada da CT: emendas mal feitas, ruptura da fita, problemas elétricos,

desalinhamento, etc.

Um dos problemas que ocorrem em algumas frentes de “longwall”, principalmente em

camadas de carvão espessas, é com blocos grandes de carvão ou de pedra do teto. A solução

adotada é a instalação de um britador na frente. A colocação de britadores diminui em até

50% as paradas no escoamento de carvão.

A eficiência do sistema de transporte é condicionada por uma exigência essencial: a instalação

de silos de estocagem corretamente dispostos e dimensionados. Se os silos não aumentam a

capacidade de escoamento dos transportadores, eles aumentam a capacidade do sistema como

um todo.

Transporte sobre trilhos

Atualmente as locomotivas são empregadas principalmente no transporte de material e

pessoal. Para o transporte de minério se utilizam cada vez mais as correias transportadoras. O

transporte de minério por locomotivas é otimizado quando os volumes a transportar são

grandes e as distâncias longas (> 3 km em subsolo). O limite de rampa atual está em torno de

7% e uma velocidade máxima de 25 km/h no transporte de pessoal .

A via férrea consiste básicamente em: leito, trilhos, dormentes e meios de fixação. É uma

estrutura que recebe a pressão das rodas do trem móvel e transmite ao solo. A distância entre

os frisos internos dos trilhos é a largura da linha (bitola), normalmente entre 600 e 900 mm.

63

Em condições normais, dá-se às galerias de transporte uma leve inclinação no sentido do

movimento das vagonetas cheias, de tal modo que o esforço desenvolvido para o

deslocamento dos cheios é igual à subida dos vazios. A inclinação é definida por i = h / l

(mm/m) e deve assegurar um escoamento normal da água, por isso dá-se a ela uma rampa não

inferior a 3 ou 4 mm/m. Os dormentes são geralmente de madeira e colocados de 1,2 a 1,6 m

de distância. A via férrea deve assegurar uma circulação normal da composição com a

velocidade máxima permitida no percurso. A manutenção das linhas tem um papel importante

pois a falta de cuidado pode conduzir a descarrilamentos dos vagões e vagonetas e das

locomotivas podendo gerar acidentes graves, danificação dos equipamentos, escoramento

(caimentos) com interrupção na produção e abastecimento.

As vagonetas destinadas ao transporte de produtos compõem-se de uma caixa, de um chassis,

do rodado e de encaixes. O peso do minério transportado na vagoneta é sua carga útil ou sua

capacidade. O volume da caixa é sua capacidade geométrica. O peso próprio da vagoneta é

seu peso morto. Para o transporte de materiais empregam-se carros de mina especiais

(“tróleys”); para o pessoal, usam-se vagões apropriados com bancos e teto. As vagonetas mais

encontradas nas minas possuem capacidades entre 0,5 e 3 ton. As menores são para aquelas

que precisam ser manobradas pelos mineiros, enquanto as maiores são usadas no transporte

principal. Para grandes minas são empregados vagões de 12 até 28 ton de capacidade. As

vagonetas são especificadas pela sua capacidade em volume. A tonelagem transportada numa

vagoneta se obtém multiplicando o volume pela densidade aparente do minério ou estéril.

Uma das vantagens das vagonetas é que permitem uma lavra seletiva, separando a pedra do

minério, com extração separada. As vagonetas são descarregadas em viradores ou com

descarga lateral. O transporte se faz por vagonetas isoladas ou por comboio (trem). O número

de vagonetas num comboio depende da potência das locomotivas e da organização das

frentes.

Na tração por cabos, as vagonetas se deslocam sobre trilhos com o auxílio de um cabo

movimentado por um guincho. A tração por cabo sem fim se faz por vagonetas isoladas,

engatadas (e desengatadas) em marcha a um cabo animado com um movimento ininterrupto,

principalmente nas galerias com linha dupla, uma para os cheios e outra para os vazios. A

instalação de trações por cabo sem fim compreende um guincho com uma polia motriz, um

cabo sem fim, um tensor, polias diretoras, roletes e engastes para fixação das vagonetas no

cabo. A velocidade do cabo é relativamente baixa (< 1 m/s), sendo importante proporcionar

64

uma continuidade de funcionamento. As distâncias não devem ser muito grandes, fato que

aumenta o ciclo das vagonetas. A distância entre vagonetas isoladas não deve ser inferior a 15

m. É um mio de transporte válido para minas de pequena produção.

O sistema mais usual em galerias principais é o que emprega locomotivas sendo as elétricas as

mais apropriadas. Elas podem ser a “tróley” ou a bateria. O problema fundamental do cálculo

da tração elétrica é a determinação do peso do comboio, do número de vagões que o compõe,

da extensão do percurso, do número de viagens/turno, número de locomotivas necessárias e

do consumo de energia. A intensidade do atrito necessário para assegurar o movimento pode

produzir-se somente com um peso suficiente da locomotiva assegurando uma adesão das

rodas motrizes conta os trilhos. A força de aderência das rodas aos trilhos depende da

intensidade de aplicação das rodas motrizes aos trilhos e do coeficiente de atrito entre as rodas

e os trilhos. A duração de um ciclo da locomotiva compõem-se do tempo de seu movimento

com os vagões cheios e com os vazios mais o tempo utilizado nas manobras nos pontos

extremos (carregamento e descarga).

Anteprojeto de transportador de corrente com pá de arrasto (“panzer”):

Esse transporte consiste numa calha dentro da qual se desloca uma corrente com pás de

arrasto que arrastam o minério em baixa velocidade (0,5 à 1,5 m/s). No interior das câmaras

esse equipamento é o mais adequado, dado que os impactos do minério se dão contra a

extremidade da calha com carregamento geralmente por paleação manual. O raio de ação

dessas calhas é geralmente reduzido, em torno de 150 m, com capacidade de deslocamento de

até 270 tph. Também são empregados no transporte de 2a ordem, coletando minério de 2 até

10 pares de alargamentos, quando as condições de estabilidade o permitem. O coeficiente de

atrito no caso de minério arrastado sobre chapas metálicas é k = 0,35. Ao retornar, a corrente

trabalha arrastando a estrutura móvel sobre mecanismos com movimento dificultado pela

presença de finos, por isso adota-se k = 0,50 nesse tipo de atrito.

Elementos básicos para projeto:

Produção na mina: 2.400 ton/dia; 4 turnos de 6 h => 600 ton/turno

Produção concentrada em 4 painéis, tendo cada painél 4 câmaras em operação.

Fator de carga para o transportador: entre 0,25 e 0,50 => adotou-se 0,30.

Velocidade de catálogo: 0,60 m/s

65

Produção de cada painél de 4 câmaras por turno: 600 ton/turno / 4 painéis = 150 ton/painél

Produção de cada câmara: 150 ton/painél / 4 câmaras = 38 ton/turno

Produção horária por câmara: 38.000 kg / (6h x 0,3) = 21.000 kg/h (fator de utilização = 0,3)

Adotou-se a calha mais próxima desta capacidade: 50 tph => 50.000 kg/h

Coeficientes de atrito adotados:

Minério e calhas fixas: k1 = 0,35

Pás de arrasto, correntes e calhas (ida): k2 = 0,19

Pás de arrasto, correntes e suporte (volta): k3 = 0,50

Raio de ação do transportador = comprimento da câmara = 70 m

Peso da estrutura móvel: 6 kg/m

Determinação da capacidade máxima do transportador à plena carga:

Supor a calha totalmente carregada de minério:

Capacidade de vazão da calha (kg/s): 50.000 kg/h / 3.600 s = 14 kg/s

Tempo empregado para minério percorrer os 70 m: 70 m / 0,60 m/s = 117 s

Carga total a ser rebocada à plena carga:

Devido ao minério: 14 kg/s x 117 s = 1.638 kg

Devido à estrutura móvel (ida): 6 kg/m x 70 m = 420 kg

Devido à estrutura móvel (volta): 6 kg/m x 70 m = 420 kg

Carga total: 2.478 kg

Esforço de tração necessário para acionar o sistema:

Arrastar o minério sobre a calha: 1.638 x 0,35 = 574 kg

Arrastar a estrutura móvel na ida: 420 x 0,19 = 80 kg

Arrastar a estrutura móvel na volta: 420 x 0,50 = 210 kg

Esforço de tração total: 846 kg

Potência necessária: 846 kg x 0,60 m/s = 518 kgm/s = 6,91 cv; com rendimento de 80% nos

motores => potência: 8,63 cv

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Transportador de 2a ordem:

Capacidade por hora adotada, máxima: 180 tph

Velocidade de regime admissível: 0,70 m/s

Raio de ação do transportador: 120 m

Peso da estrutura móvel: 7 kg/m, coeficientes de atrito idem ao anterior.

Capacidade máxima de suporte do “chaim conveyor” à plena carga:

Capacidade de vazão da calha (kg/s): 180.000 kg / 3.600 s = 50 kg/s

Tempo empregado para o minério percorrer 120 m: 120 m / 0,70 m/s = 172 s

Carga total a ser rebocada à plena carga:

Devido ao minério: 50 kg/s x 172 s = 8.600 kg

Devido à estrutura móvel (ida): 120 m x 7 kg/m = 840 kg

Devido à estrutura móvel (volta): 120 m x 7 kg/m = 840 kg

Carga total: 10.280 kg

Esforço de tração necessário para acionar o sistema:

Arrastar o minério sobre a calha: 8.600 x 0,35 = 3.010 kg

Arrastar a estrutura móvel na ida: 840 x 0,19 = 160 kg

Arrastar a estrutura móvel na volta: 840 x 0,50 = 420 kg

Esforço de tração total: 3.590 kg

Potência necessária: 3.590 kg x 0,70 m/s = 2.513 kgm/s = 33,51 cv; com rendimento de 80%

nos motores => potência: 41,88 cv

EXTRAÇÃO NOS POÇOS

Os minérios desmontados nas frentes e transportados até a recebedoria do subsolo (silos ou

estações de estocagem de vagonetas) precisam ser extraídos pelos poços até a superfície. Para

essa finalidade e também para subida e descida de pessoal, materiais, ferramentas e peças,

utilizam-se dispositivos especiais de extração.

A extração de minério por poços verticais pode ser efetuada por vagonetas ou por “skips” que

recebem a carga dos silos dosadores na recebedoria em subsolo.

67

No primeiro caso as vagonetas são colocadas em gaiolas (“elevadores”) que se deslocam

dentro do poço e que podem ser de 1 ou mais andares (“decks”). Na superfície, nas

plataformas de descarga, as vagonetas são conduzidas para os viradores onde são

descarregadas. Essas manobras podem ser manuais ou, nas minas modernas mecanizadas, a

entrada de vazios nas gaiolas e saída dos cheios se dá de forma automática através de

dispositivos mecânicos especiais. A altura dos andares não deve ser inferior a 1,80 m. As

gaiolas devem possuir dispositivos que evitem a saída espontânea das vagonetas durante a

subida ou descida no poço. Na caso de movimentação de pessoal as laterais são guarnecidas

por portas que protegem os homens contra uma queda fora da gaiola. Pode-se prever para

cada andar da gaiola 5 homens/m2 de área útil do piso.

Os “skips” para a extração de minério nos poços são de dois tipos:

a) de basculamento;

b) com descarga pelo fundo ou parede lateral.

As gaiolas são fixadas com cabos de aço que passam sobre as polias fixadas no alto da torre

sobre o poço e se enrolam num tambor do guincho de extração. Normalmente há

simultâneamente duas gaiolas (ou “skips”) em movimento: uma que sobe com a carga no

sentido da superfície e outra vazia que desce no sentido da recebedoria. As gaiolas e “skips”

se deslocam no poço e na torre de extração ao longo de guiadeiras. Os cabos podem ser

redondos e mais raramente chatos. O cabo deve ter uma reserva de resistência que não deve

ser inferior a 9 vezes nas instalações para transporte de pessoal; 8,5 vezes a de cordões mistos;

6,5 vezes se servindo exclusivamente ao transporte de cargas e 8 vezes no sistema Koepe.

Uma vez por semana deve-se fazer uma revisão detalhada do cabo, com boa iluminação. Os

cabos devem ser trocados periódicamente.

A velocidade de movimento dos recipientes carregados é estabelecida de acordo com o

diâmetro, número de voltas do tambor do guincho de extração e com o estado da instalação e

do poço, mas não deve ultrapassar em poços verticais o valor de: v = 0,8 . √H (m/s), onde H =

altura da elevação (m). para o transporte de pessoal através de gaiolas nos poços verticais, a

velocidade de movimento não deve ser maior que 5,6 m/s para profundidades de 50 m e 12

m/s para profundidades de 400 m em diante.

68

Ultimamente se começou a utilizar cada vez mais as máquinas de extração multicabos. Nesse

sistema , os recipientes de extração são suspensos por vários cabos. Cada um deles é alojado

no tambor cilíndrico. No sistema multicabo, o emprego do sistema Koepe é obrigatório. As

vantagens dessas instalações são as seguintes:

1. Diminuição do diâmetro dos cabos separados o que simplifica sua fabricação e facilita a

operação;

2. Diminuição do diâmetro do tambor da máquina, reduzindo seu preço;

3. Simplificação das instalações na superfície em razão da montagem do guincho de extração

sobre a torre e da dispensa de construção de prédio para o guincho.

A recebedoria no subsolo é o ponto de convergência e também de irradiação de uma rede

tentacular de galerias, vias de acesso e escoamento de minério e estéril. Nos poços verticais de

extração, as caçambas trabalham aos pares. Antigamente cada caçamba compensava o peso da

outra. Nos poços modernos cada caçamba tem seu próprio contrapeso, o que permite maior

estabilidade ao sistema.

Poço vertical x inclinado:

O poço inclinado (plano inclinado), mesmo usando transporte com cabo sem fim, não

costuma ser adotado em inclinações muito acima de 30%. O cabo sem fim é por si um sistema

de transporte lento, e aumentando a inclinação, diminuindo a estabilidade do trem, agrava o

problema da lentidão. O fator mais importante, na opção do tipo de poço, é a profundidade a

alcançar na recebedoria em subsolo. O poço inclinado oferece muito mais facilidade de

perfuração e para revestimento. A medida que a profundidade da recebedoria aumenta, o

plano inclinado vai tornando-se antieconômico, impondo-se um poço vertical. O comprimento

do plano inclinado é quase 3 vezes superior ao comprimento do poço vertical, em caso de

ângulo favorável de 20º. Como medida de segurança, fica um pilar ao redor do poço vertical,

de modo que evita-se minerar em raio igual ao comprimento do poço. No caso de plano

inclinado o pilar seria bem maior.

O mais importante fator no dimensionamento é o gabarito do veículo que vai elevar o

minério. Sua capacidade volumétrica deve ser tal que um certo número de viagens ou ciclos

por dia de trabalho permitam transportar a produção planejada.

69

Nas minas de carvão antigas do RS (1930) se utilizavam os elevadores com capacidade de

conter um carro de mina (carga útil de 500 a 700 kg de carvão). Estes carros, ao chegarem da

recebedoria no subsolo, embarcavam no elevador e eram descarregados no trapiche da boca

do poço. Modernamente os poços verticais usam elevadores com caçamba-“skips”. O “skip” é

uma grande caçamba, um verdadeiro silo móvel, que tem capacidade entre 1,25 até 20 m3,

trazendo à superfície entre 1.000 e 10.000 kg/viagem. A grande vantagem do “skip” sobre o

antigo sistema é que, ao chegar à recebedoria no subsolo, o carro de mina retorna ao tráfego,

logo depois de descarregado, deixando sua carga útil no “skip”. A rapidez de descarga um

“skip” de 3.500 até 16.000 kg de capacidade varia entre 5 à 20 segundos. Os serviços de carga

e descarga à boca do poço devem ser automáticos para que os carros de mina retornem

imediatamente à circulação no subsolo.

Anteprojeto das instalações e “skips”:

Produção diária de minério: 2.400 ton; 4 turnos de 6 h; profundidade no subsolo: 280 m

Altura instalações na superfície: 18 m; profundidade abaixo da recebedoria: 10 m

Fator de utilização: 0,7 (máximo admissível)

Individualização:

Produção/turno: 2.400 / 4 = 600 ton/turno = 600.000 kg

Tarefa de cada “skip”: 600.000 / 2 = 300.000 kg

Tempo efetivo de trabalho: 0,7 x 6 h x 3.600” = 15.120 s

Tempo para carga/descarga: 6 s carga (subsolo) + 6 s descarga (superfície) = 12 s

Velocidades admissíveis: 3 até 25 m/s (carga); 16 m/s (pessoal);

Admitir caçamba com 3.500 kg de capacidade de carga

Potência = peso (kg) x velocidade (m/s)

Percurso total de cada viagem: prof. abaixo recebedoria: 10 m

prof. do poço: 280 m

altura instal. superfície: 18 m

Total: 308 m

Trajeto ida e volta: 2 x 308 m = 616 m

70

Número de viagens necessárias/”skip”, 3.500 kg/viagem: 300.000 / 3.500 = 86 viagens

Tempo bruto disponível nas viagens completas (ida e volta): 15.120 s / 86 = 176 s

Para determinar a velocidade de longo curso temos que considerar o comprimento do poço

reservado para a caçamba acelerar e desacelerar. As normas de fabricação aconselham que a

caçamba, a partir do repouso no subsolo, seja acelerada por um tempo entre 5 a 10 segundos.

Na chegada à superfície, o tempo reservado à desaceleração deve ser um pouco mais longo,

entre 5 e 10 segundos.

Conferência:

Aceleração na subida: 7 s Comprimento a acelerar (d1):

Retardamento na chegada: 9 s Total: 32 s a1 = v/t = 6 / 7 = 0,857 m/s2 (aceleração)

Aceleração na descida: 7 s d1 = ½.at2 = ½ . 0,857 . 72 = 21 m

Desaceleração na descida: 9 s Comprimento a desacelerar (d2):

a2 = v/t = 6 / 9 = 0,67 m/s2 (desaceleração)

d2 = ½.at2 = ½ . 0,67 . 92 = 27 m

Verificação ciclo completo de ida e volta (131 s):

Carregamento subsolo: 6 s -

Aceleração subida: 7 s 21 m

Desaceleração superfície: 9 s 27 m Subida da caçamba

Descarga caçamba: 6 s -

Aceleração descida: 7 s 21 m

Desaceleração recebedoria subsolo: 6 s 27 m Descida da caçamba

44 s 96 m

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Movimento de longo curso (uniforme):

Velocidade: 6 m/s

dt = (308 – 48) m x 2 = 520 m Deslocamento total = 520 + 96 = 616 m

t = dt / v = 520 / 6 = 87 s Tempo total = 87 + 44 = 131 s

Esse regime corresponde à 131 s/viagem x 86 viagens = 11.266 s

Fator de utilização = 11.266 / 21.600 = 0,52 => 52%

Quanto maior for a responsabilidade do meio de transporte, maior deve ser sua capacidade de

modo que, com a utilização de apenas 52% da disponibilidade do equipamento, o poço jamais

venha a ser o gargalo do escoamento.

Nas bases práticas de peso específico a granel acusado pelo minério, determina-se o volume

das caçambas. Considerando carvão, com peso específico γ = 1,7 ton/m3, tem-se:

Volume da caçamba = 3,5 ton / 1,7 ton/m3 = 2,06 m3

O guincho do poço trabalha com contra-peso nas caçambas. A potência básica será:

N = P (kg) . v (m/s) = 3.500 x 6 = 21.000 kgm/s = 280 cv

Com um rendimento nos motores de 80%, a potência necessária real seria:

Nr = 280 / 0,8 = 350 cv ou 257 kW

As caçambas de velocidades menores teriam de comportar carga maior. Em caso de se adotar

a velocidade de 5 m/s com a mesma caçamba, teríamos um ciclo completo de 153 s, ou uma

utilização real de 0,61. Caçambas com velocidade abaixo de 4,5 m/s e com a mesma

capacidade de minério, 3.500 kg, não seriam suficientes para escoar a produção.

Anteprojeto de instalação de gaiolas e carros de mina:

72

a) Gabarito básico: dimensão do carro de mina a adotar

b) Dimensionamento do veículo a adotar:

1o Produção industrial da mina (ano, dia, turno => individualização)

2o Profundidade da mina (percurso)

3o Regime (fator de trabalho): ϕ (fator de carga . número de horas)

4o Tempo de ciclo completo (carga, longo curso ida e volta, descarga)

5o Volume teórico da cada carro de mina (peso específico a granel do minério)

Exemplo:

Produção de 900 ton/dia; 3 turnos de 6 horas; 2 gaiolas (compensadoras); profundidade da

mina: 90 m; velocidade de extração média: 3 m/s

Individualização:

900 ton / 3 turnos = 300 ton/turno => 150 ton/gaiola/turno

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Tempo de ciclo completo:

Carga: 5 s

Longo curso de ida: 30 s Tempo viagem da gaiola: 70 s = 1,17 min

Descarga: 5 s

Longo curso de volta: 30 s

Total: 70 s

Regime:

Tempo bruto para trabalho/turno: 60 min/h x 6 h = 360 min

Tempo útil de trabalho: 360 min x 0,70 = 252 min

Número de viagens /gaiola: tempo útil de trabalho = 252 = 215 viagens

tempo ciclo completo 1,17

Produção / carro / viagem = produção por gaiola = 150 ton/gaiola = 0,70 ton = 700 kg

Número de viagens 215 viagens

Precisa-se dispor portanto de gaiolas de 700 kg da capacidade por viagem.

Considerando um peso específico (para carvão) γ = 1,7 ton/m3, o volume da gaiola será:

V = 7.000 kg / 1.700 kg/m3 = 0,412 m3 => 500 lt (volume transportado por carro de mina)

Anteprojeto de cabo sem fim horizontal:

Meio de transporte de baixa velocidade mas com continuidade no movimento. Velocidade

entre 0,5 e 1,5 m/s. O esforço de tração Et depende do número de vagonetas que são engatados

simultâneamente no cabo sem fim.

Elementos de projeto:

Produção diária: 1.200 ton/dia; 4 turnos de 6 horas => 300.000 kg/turno

Distância de transporte: 1.000 m; velocidade: 0,75 m/s; fator de utilização: 0,60

Diâmetro do cabo: 1”; peso: 2,20 kg/m

74

Carro de mina ou vagoneta (1a tentativa): tara: 350 kg; minério: 650 kg; total: 1.000 kg

Intervalo entre 2 carros consecutivos, mínimo: 27 s; espaço entre carros: 0,75 x 27 = 20,3 m

Tempo efetivo de trabalho: 6 h x 0,6 x 3.600 s/h = 12.960 s

Capacidade do cabo (kg/s): 300.000 kg/turno / 12.960 s/turno = 23,2 kg/s

Capacidade mínima da carro de mina: 23,2 kg/s x 27 s = 627 kg (capacidade de 650 kg atende

o projeto)

Número de vagões engatados simultâneamente ao cabo em plena carga: 1.000 m / 20,3

m/carro = 50 vagões

Capacidade de suporte do cabo À plena carga:

Ramo carregado:

Peso devido ao minério: 50 x 650 kg = 32.500 kg

Tara dos carros de mina: 50 x 350 kg = 17.500 kg

Peso do cabo: 1.000 m x 2,20 kg/m = 2.200 kg

Total da carga suportada pelo cabo: 52.000 kg

75

Ramo descarregado:

Tara dos carros de mina: 50 x 350 kg = 17.500 kg

Peso do cabo: 1.000 m x 2,20 kg/m = 2.200 kg

Total da carga suportada pelo cabo: 19.200 kg

Caga total nos 2 ramos do cabo: 52.000 + 19.200 = 71.500 kg

Para deslocar o peso P de um corpo sobre um plano horizontal é necessário exercer uma força

R. Ao coeficiente R/P dá-se o nome de coeficiente de atrito: k = R/P

Coeficiente de atrito para carro de mina: k = 0,0255

Esforço de tração necessário Et ≥ P . k = 71.500 x 0,0255 = 1.609 kg

Potência do motor: Et . v = 1.609 x 0,75 = 1.207 kgm/s = 16,09 cv

Considerando um rendimento do motor de 80% = 16,09 / 0,8 = 20,11 cv

SERVIÇOS AUXILIAES E INFRA-ESTRUTURA

Os serviços de infra-estrutura são os seguintes: eletrificação ou suprimento de energia elétrica;

comunicação (interna e externa); iluminação, sinalização, manutenção eletromecânica e

suprimento de materiais.

Com a mecanização das minas o uso de eletricidade é cada vez mais intenso, para atender as

MAG’s, frentes de “longwall”, correias transportadoras, “panzers”, carregadeiras tipo “Bob

Cat”, jumbos, sistema de extração, etc. As carregadeiras tipo “Bob Cat” se tornaram viáveis

graças à sua eletrificação. Nos EUA o consumo de energia elétrica por tonelada de carvão

extraído é da ordem de 12 kWh. Os custos de energia tendem a aumentar numa mina

mecanizada. É preciso ter em conta os seguintes aspectos num projeto elétrico de mina:

- Segurança;

- Confiabilidade;

- Custo;

- Qualidade da voltagem;

- Facilidade de manutenção.

A segurança se refere à proteção do pessoal e do equipamento, além de minimizar as

interrupções que resultam em perdas de produção. É preciso usar componentes elétricos de

76

qualidade (cabos elétricos, transformadores, etc), aterramento efetivo, boa instalação e

adequada manutenção. Do ponto de vista econômico, comprar material barato e de qualidade

inferior pode custar mais caro. A mineração moderna exige confiabilidade porque o tamanho

dos equipamentos tem crescido, exigindo maior produtividade por unidade para tornar o

produto rentável. A estabilidade da voltagem é uma medida da qualidade da energia. É preciso

verificar no projeto a distância máxima de alimentação das frentes de produção, pois essas se

deslocam freqüentemente. Caso a voltagem usada seja 380 V (baixa) numa distância muito

longa, a queda de tensão será de tal ordem que afetará o funcionamento das máquinas. A

tendência é usar voltagens mais altas nas frentes, 1.100 |V ou mais. Voltagens mais altas

permitem o uso de cabos mais finos e mais baratos para transportar a mesma energia a mesma

distância.

A comunicação numa mina pode ser interna ou externa. A interna se refere ao sistema

existente dentro da mina e a externa a ligação com órgãos fora da mina. Existem vários

aparelhos de comunicação: telefone, alto-falantes, intercomunicadores, telecontrole, etc. É

preciso ter disponíveis meios de comunicação, de supervisão e de manutenção tais que a pane

de uma corrente de shearer por exemplo, queda de blocos grandes sobre um panzer, etc,

representem um tempo de parada mínimo, quer dizer, uma perda de produção também

minimizada.

A iluminação e sinalização adequada em subsolo é fator essencial que contribui para

segurança do pessoal e, além disso, conduz a uma melhoria nas condições de trabalho, maior

produtividade e estimula os mineiros a manter limpo o local de trabalho. Nas galerias

principais, a iluminação com lâmpadas fluorescentes pode ser instalada, enquanto nas frentes

de produção é encontrada iluminação pontual com lâmpadas incandescentes especiais,

protegidas por grade metálica. Nas minas à céu aberto, as entradas e locais de trabalho

precisam estar bem iluminados quando existe trabalho noturno. Nas torres de extração uma

boa iluminação e sinalização é absolutamente necessária.

77

Na medida que aumentam o tamanho, os custos e a complexidade do equipamento na

mineração moderna, o pessoal de operação ou produção fica mais dependente da manutenção

para obter os resultados almejados na mina. Fala-se geralmente de 2 tipos de manutenção:

preventiva e corretiva. A manutenção preventiva é definida como uma programação de

inspeções periódicas para prevenir panes antes que elas aconteçam. É aplicável aos

equipamentos ou processos onde o custo da pane é alto, o custo de substituição por uma

unidade reserva é alto ou o tempo necessário para substituí-lo é demorado. A manutenção

corretiva se define por consertar o equipamento depois que ele “quebrou” e deixou de

funcionar. É aplicável aos equipamentos ou processos que podem ser substituídos

rapidamente por unidades reserva.

Fator disponibilidade mecânica: D = NHP – HIM . 100 = NHD . 100

NHP NHP

Fator de utilização: U = NHD – HNU . 100 = NRO . 100

NHD NHD

Eficiência operacional: E = U . D = NHD . HRO = HRO

NHP NHD NHP

NHP – número de horas programadas

HIM – horas imobilizadas em manutenção

NHD – número de horas disponíveis

HNU – número de horas não utilizadas

HRO – número de horas realmente ocupadas

A tendência é que cada equipamento apresente menores fatores de disponibilidade mecânica

no decorrer do tempo, até chegar um momento em que os valores de D serão tão baixos e os

custos de manutenção tão altos que será preciso adquirir um equipamento novo. Alguns

equipamentos se tornam obsoletos, outros passam a ter disponibilidade mecânica

excessivamente baixa a ponto de comprometer toda a sua confiabilidade para a produção. Será

preciso definir com antecedência porque a aquisição de alguns equipamentos pode demorar

anos. Os fundos de depreciação são destinados a renovar equipamentos, mas geralmente não

78

são suficientes para cobrir o preço de aquisição, daí a necessidade de financiar a compra

através de empréstimos ou autofinanciamento.

Outros serviços de infra-estrutura tais como captação e abastecimento de água; drenagem da

mina; urbanização; redes de alta tensão e iluminação pública; rodovias; colégios;

ambulatórios e escritórios representam um investimento paralelo à mineração. Há ainda que

considerar o ônus da manutenção desses serviços infra-estruturais.

O suprimento e materiais compreende as funções de administrar os estoques, compras e

abastecer a mina com materiais e equipamentos necessários ao funcionamento normal dos

trabalhos. É preciso conhecer o consumo de material de cada área não só por causa do

controle de custos, mas também para saber com que antecedência ele deve solicitar a compra

e que quantidade. Para os materiais de estoque, a gestão pode ser controlada por computador

com técnicas de controle e pesquisa operacional. No Brasil deve ser dada uma atenção

especial à reposição de peças de equipamentos importados, sem similar nacional e de alto

investimento.

79

DIVISÃO DO JAZIMENTO

A explotação do mineral útil deve seguir um planejamento prévio, definido de modo a

possibilitar o arranque da produção diária prevista e tornar da jazida acessível e dividida em

seções apropriadas (setores, níveis, blocos) que permitam arrancar, de maneira progressiva e

sistemáticamente, os minerais desejados.

A divisão do jazimento deve formar setores de explotação que possuam as seguintes

características:

- fácil acesso;

- permitam transportar com facilidade todos os materiais necessários (madeira, ferramentas,

materiais de construção, máquinas, etc);

- permitam o arranque independente das frentes de explotação;

- permitam a extração fácil de minério;

- tenham ventilação independente;

- permitam introduzir-se fácilmente os materiais de reenchimento.

Cada um desses setores de explotação fornece uma quantidade determinada de minério,

constituindo uma parcela da produção total da mina.

Regras fundamentais para divisão de jazimentos em campos de explotação (setores, blocos):

1a regra) Os jazimentos verticais ou muito inclinados se dividem em pisos e níveis segundo a

vertical. Uma vez abertas as galerias transversais a partir do poço, e dentro do jazimento as

galerias de direção, se explota um nível atrás do outro em sentido descendente (em função da

economia nas operações).

2a regra) O jazimento se divide em vários campos de explotação mediante galerias de direção

e em jazimentos inclinados e planos em fatias horizontais superpostas. O arranque se realiza

em direção, em sentido ascendente ou descendente, sempre em sentido horizontal.

80

3a regra) A extração do minério precedente dos distintos campos de explotação, níveis ou

pisos, se realiza pela galeria de direção inferior (galeria principal), que limita a profundidade

do setor. Quando a inclinação do jazimento é grande pode-se simplesmente deixar cair o

minério por gravidade. Em continuação se transporta o minério em sentido horizontal pela

galeria de direção até a transversal e através dessa até o poço de extração. Se possível procura-

se não elevar o minério nos setores de explotação a não ser em casos excepcionais.

4a regra) O arranque nos distintos setores de explotação deve ser realizado, se possível,

progredindo desde o limite do campo até o poço em sentido horizontal (lavra em retirada). O

arranque começa no limite do campo com a finalidade de que tanto o poço como as

instalações exteriores permaneçam o maior tempo possível em uma zona sem transtornos e

fiquem livres dos efeitos da explotação. O mesmo é válido para as galerias que conduzem ao

limite do campo, transporte de minério, etc. Por outro lado, nas partes do campo já explotadas

não se precisa de galerias e, portanto, não é necessário conservá-las. Se é empregada a lavra

em avanço deve-se circular e realizar o transporte através de partes do campo já explotadas e

manter uma rede de galerias em terreno transtornado.

5a regra) Em jazimentos muito inclinados o pessoal entra nos setores de explotação pela sua

parte superior e sai pela galeria de direção do piso inferior. Em jazimentos fechados,

preenchidos, o pessoal transita pela galeria inferior, planos inclinados, etc, até penetrar nas

frentes de explotação já que, na maioria dos casos, é mais fácil a comunicação por esse

caminho.

6a regra) A madeira necessária a mina, materiais, ferramentas e máquinas, são transportados

pela galeria superior e introduzidos nas frentes de explotação em sentido descendente. Se o

nível inferior possui instalações completas então também pode-se introduzir os materiais, etc

nas frentes de explotação em sentido ascendente, passando pela galeria de direção inferior.

7a regra) O material de reenchimento é introduzido nas frentes de explotação de maneira

análoga. Em geral são transportados através das galerias de direção superiores.

8a regra) Contráriamente, a corrente de ventilação entrante penetra sempre nas frentes de

explotação passando pela galeria de nível inferior, atravessando-a em sentido ascendente e

retornando pela galeria de nível superior.

81

Nos últimos tempos se introduziu a ventilação descendente em minas profundas e quentes

pelas seguintes razões:

- o ar que penetra nas frentes de explotação desde os níveis superiores se esquenta menos

por autocompressão;

- a influência do calor próprio do terreno também é menor já que penetra de níveis

superiores que possuem temperaturas menores (grau geotérmico ≈ 1o / 25m);

- o ar passa por galerias já refrigeradas que são também mais secas;

- o ar circula pela galeria de nível superior com uma velocidade maior e se esquenta menos

do que nas galerias de nível inferior com uma velocidade menor;

- a contaminação do ar é menor já que o ar que penetra nas frentes de explotação passa

através de galerias que não realizam transporte algum.

Inconvenientes da ventilação descendente:

- os operários ocupados com transporte se encontram na corrente de ventilação de retorno,

mais quente e contaminada com poeiras e pós;

- as galerias de acesso e desenvolvimento mais profundas e certos trabalhos com ventilação

forçada em níveis mais baixos recebem na maioria dos casos ar mais quente e impuro.

Divisão do jazimento em pisos ou níveis:

Os jazimentos horizontais e os de pouca extensão e mergulho moderado não são divididos em

níveis, sendo lavrados em apenas um nível. Os jazimentos de forte mergulho devem sempre

ser divididos em pisos ou níveis, que vão sendo explotados um após o outro.

Normalmente procede-se como segue: enquanto se conclui a explotação e um nível, o inferior

se encontra em plena explotação, realizando-se simultâneamente a abertura e preparação de

um ou mais níveis. Sempre que possível se explotam ao mesmo tempo alguns níveis

simultâneamente para ter-se um maior rendimento na extração. Normalmente a explotação se

faz de maneira que as frentes de explotação situadas em níveis próximos estejam escalonadas

e com certa defasagem entre elas.

82

Separação entre níveis:

A separação entre níveis é a distância vertical entre eles para jazimentos de forte mergulho.

Para jazimentos de mergulho moderado, além da distância vertical deve-se considerar também

a separação medida segundo a inclinação.

A separação entre níveis varia normalmente entre 15 e 150 m, podendo-se chegar em casos

excepcionais, até a 200 m.

Em um nível devem existir reservas que permitam a amortização da abertura, acesso e

preparação das frentes de explotação (aprofundamento do poço, fortificação das galerias

principais, execução das galerias transversais, etc.)

Se o jazimento é potente (largo) a separação entre níveis pode ser menor. Ao contrário, se o

jazimento é pouco potente (estreito), deve-se utilizar uma separação entre níveis grande.

Quando o mergulho é moderado pode-se usar uma separação entre níveis pequena; quando o

mergulho é forte deve-se escolher uma separação entre níveis maior.

Quando a velocidade de avanço da explotação é grande deve-se escolher uma separação

maior; quando é mais lenta deve ser menor. Quando o avanço da explotação é lento e a

distância entre níveis grande, deve-se renovar as passagens de minério dentro do

reenchimento, o que é caro complicado (madeira apodrece).

Quando a separação entre níveis é grande, o trânsito de pessoal, ferramentas e materiais de

fortificação até às frentes de explotação é longo, fadigoso e demorado. Em caso de perigo a

saída será complicada.

Vantagens e inconvenientes de uma separação entre pisos grandes:

Vantagens:

1. O custo dos serviços de abertura; acesso e preparação; travessões e galerias transversais;

galerias de transporte e ventilação são reduzidos. Reservas minerais em um nível

83

aumentam proporcionalmente à sua separação e os custos são inversamente proporcionais

à separação entre pisos.

2. Com a redução do número de níveis e como a explotação de um nível mais potente dura

mais tempo, se reduzem também os serviços de desenvolvimento de novos níveis.

3. No trabalho com métodos utilizando perfuração e detonação, uma separação maior entre

níveis diminui a percentagem de mineral arrancado durante o acesso aos blocos

diminuindo os custos totais de explotação. O acesso ao jazimento é custoso pois só existe

uma face livre para trabalho.

4. No trabalho com armazenamento de minério e nas explotações com câmaras abertas desde

as galerias dos subníveis, na parte inferior dos blocos se abrem silos e passagens de

minério (“chutes”) e as vezes se traça também um nível de rejeito com silos e passagens.

Quando as separações são grandes se reduz o custo de todas estas instalações que

encarecem o custo de explotação.

84

5. A quantidade de mineral deixada nos pilares nos distintos níveis é menor quanto maior for

a separação. Isso é importante pois a explotação posterior dos pilares é difícil e perigosa.

É um trabalho caro com grandes perdas na explotação e a impureza do minério

normalmente é grande.

“A altura e largura dos pilares deixados entre câmaras dependem da potência do jazimento,

firmeza e composição mineral, pressão do teto e mergulho do jazimento. A espessura dos

pilares depende básicamente da velocidade com que se explota o setor ou bloco.”

Inconvenientes:

1. O trânsito até as frentes de explotação requer muito tempo e cansa o pessoal, reduzindo

sua produtividade, especialmente subida de escadas e introdução de materiais e

ferramentas de trabalho.

2. Em alguns métodos (trabalho por furos horizontais ou subníveis com abatimento) a

ventilação é mais complicada quando a separação entre níveis é grande já que a corrente

de ar deve voltar à galeria inferior. Reduz-se esse inconveniente com o uso de ventiladores

auxiliares.

3. Devido aos inconvenientes de passagem de minérios compridas quando a separação entre

níveis é grande, freqüentemente se subdivide os níveis em subníveis e, a partir desses, se

transportam o minério e o rejeito até os níveis principais de extração e transporte.

Observações:

• “As vantagens de uma separação grande entre níveis é maior que seus inconvenientes e,

por essa razão, se escolhem atualmente separações grandes, sempre que possível”.

• “Quando a separação é grande se reduzem o comprimento total das galerias de mina”.

• “Em jazimentos de potência reduzida e onde o mineral está distribuído irregularmente, são

vantajosas as separações médias”.

85

• “Quando o arranque se realiza em sentido ascendente, ou por realces fortificados com

emadeiramento ou por níveis intermediários em jazimentos com mergulho menor que 45o

não é conveniente utilizar uma separação maior que 30 m. Com uma separação maior o

rendimento do “scrapper” ou caçamba de arraste é menor e existe o perigo de caimento

prematuro do teto”.

• Quando se emprega reenchimento, em geral se escolhe separações entre 35 e 45 m já que

as passagens de minério se desgastam muito antes de terminar a explotação do nível e a

madeira das mesmas apodrece”.

86

Comprimento e largura das setores de explotação, blocos e pilares:

Um setor de explotação deve ser tão grande que o arranque do mineral útil presente nele

reembolse todas as inversões efetuadas, incluídas aí as que são gastas na sua abertura, acesso

e preparação, antes de se proceder sua explotação propriamente dita.

Por outro lado não deve ser maior que o necessário afim de que o transporte não resulte

demasiado difícil e o acesso de pessoal às frentes de explotação não seja excessivamente

fadigoso nem requeira tempo demasiado.

Se são utilizados setores demasiado grandes reduz-se o número de blocos ou painéis de

explotação e também a intensidade de explotação pois dessa forma tem-se menor número de

pontos de ataque.

O transporte das frentes de explotação se realiza normalmente por meio de “chutes”, os quais

sofrem pela passagem de mineral quando ficam muito tempo em serviço.

A utilização de correias transportadoras, “scrappers” ou “panzers” são menos vantajosas para

comprimentos longos.

Uma frente demasiadamente grande também não é vantajosa pois o corte completo exige

muito tempo, devendo-se implantar ciclos de trabalho de longa duração.

Também não é conveniente que a frente de arranque seja muito grande em lugares onde o teto

exerce pressão sobre os escombros acumulados na frente de explotação (trabalhos com

armazenamento de minério) ou onde o escoramento de madeira resulta comprimido. A

pressão do teto depende da superfície ou seja, do comprimento e da altura de um bloco e

também da firmeza, do mergulho e do tempo de atuação das pressões.

Por essas razões deve-se escolher um bloco menor com o fim de que se possa explotá-lo mais

rapidamente e a pressão não possa atuar antes do tempo previsto. Se evita uma pressão

excessiva na frente quando se deixam pilares de minério dentro do setor de explotação.

Também exercem uma ação favorável a extração rápida do bloco e uma boa fortificação.

87

Obs.

“É necessário escolher um método de explotação que requeira poucas galerias de entrada,

acesso e preparação já que o avanço em galerias é um trabalho caro, demorado e penoso. O

consumo de explosivos por m3 de rocha é muito maior em galerias do que em realces devido a

menor superfície. Também são necessários mais furos para poder arrancar quantidade

suficiente de rochas”.

“ Deve-se escolher aqueles métodos de explotação em que a proporção de galerias/m3 de

escombro seja pequena e que possibilitem o traçado das galerias de acesso e preparação no

mineral útil. Deve-se abrir o menor número possível de “ore passes”, poços interiores,

“chutes”, chaminés (“raises”) e outros trabalhos verticais ou inclinados (avanço menor,

transporte mais difícil => custo maior)”.

LAVRA EM AVANÇO E LAVRA EM RETIRADA

Na lavra em retirada se avançam as galerias de acesso até o limite do jazimento e se começa o

arranque a partir dele. Na lavra em avanço se procede de maneira inversa. No momento em

que as galerias transversais encontram o jazimento já se começa o arranque, progredindo até

os limites do mesmo.

Vantagens e Inconvenientes:

A lavra em avanço possui grandes inconvenientes em comparação com a lavra em retirada.

Na lavra em retirada se abrem galerias na capa intacta, sua estabilidade é melhor e os custos

de conservação são mais baixos. Na lavra em avanço a galeria de transporte (inferior) do nível

atravessa o campo já explotado em um lado e sofre muito mais que uma galeria traçada na

capa virgem. O mesmo ocorre com a galeria de direção traçada no nível superior que é traçada

na capa virgem quando se explota em retirada o primeiro nível e, na explotação de níveis

inferiores, está sempre protegida em um de seus lados por uma parte intacta de rocha sã.

Na lavra em avanço esta galeria se encontra dentro do campo já explotado sendo necessário

protegê-la por meio de reenchimentos e uma fortificação sólida, que leva a grandes gastos. As

88

galerias dos níveis intermediários também são traçadas dentro de zonas já explotadas e

preenchidas e sofrem muitíssimo por essa razão.

Ventilação: na lavra em retirada a corrente de ventilação entrante passa pelas galerias traçadas

na rocha virgem impedindo o ar de escapar pelos lados formando curto-circuitos. Na lavra em

avanço a corrente de ventilação passa através da parte já explotada do campo, escapa para

outras galerias formando curto-circuitos e se perdem grandes quantidades de ar. Além disso a

corrente entrante se contamina com gases que se originam e acumulam nos setores antigos já

explotados.

Quando se emprega a lavra em avanço deve-se preencher quase sem exceção, o vazio deixado

pela explotação para conservar as galerias e levar até as frentes de trabalho o ar fresco. O

mesmo não ocorre na lavra em retirada pois é possível empregar uma explotação com

abatimento abandonando as zonas já explotadas do setor. => Como conseqüência, quando se

emprega a lavra em retirada pode-se explotar uma camada de até 4 m de potência enquanto

que na lavra em avanço só pode-se explotar uma potência até 2 m. O preenchimento dos

espaços demasiados altos origina dificuldades e grandes gastos, é impossível traçar galerias de

transporte e ventilação e as correntes entrantes de ventilação formariam curto-circuitos

através do reenchimento.

A lavra em avanço requer uma rocha encaixante boa e não quebradiça e sobretudo um bom

teto. Na lavra em retirada essas exigências não são tão estritas já que as galerias se encontram

em terreno virgem.

Nas minas metálicas as observações citadas são válidas com certa limitação já que a perda de

ventilação não é tão decisiva como nas minas de carvão. Tampouco existe o perigo de grandes

incêndios ou explosão de metano ou grisu, e as galerias sofrem menos os efeitos da pressão do

que as minas de carvão.

Também o avanço de galerias em minas metálicas é mais caro já que os limites da jazimento

são menos exatos. Por essa razão se utiliza em geral lavra em avanço em minas metálicas.

Além disso, em minas metálicas se ventila com poços auxiliares que são aprofundados até os

limites do campo de explotação. Quando se emprega a lavra em retirada a condução da

ventilação de retorno a esses poços é mais difícil. Em alguns casos se introduzem materiais de

89

reenchimento pelos poços auxiliares o eu pode levar a vantagem na lavra em avanço pois,

quando se utiliza a lavra em retirada, a introdução de reenchimento pode ocasionar

dificuldades por ser difícil o transporte do mesmo através das galerias.

GEOMETRIA E SISTEMAS DO MÉTODO DE EXPLOTAÇÃO

Geometria do método de explotação => disposição dos diferentes trabalhos necessários ao

arranque do mineral da jazida.

Os trabalhos são os mesmos em qualquer método subterrâneo mas variam em sua posição,

tamanho e número. Em todos os tipos de jazida existe uma altura de explotação determinada

pela divisão da mina em níveis.

Em cada nível existe um sistema de galerias em planta.

Entre as plantas horizontais se estabelecem comunicações verticais ou inclinadas (chaminés,

“raises”, planos inclinados) para passagem de pessoal, ar e serviços diversos. O número,

distância, etc são elementos característicos da geometria de cada método.

São variadas e características de cada método os trabalhos de arranque, carregamento,

detonação, reenchimento, etc dentro de cada bloco criado entre níveis. Esses blocos

também possuem geometria variada, sentido de arranque, etc.

Sistemas de Explotação:

São os aspectos tecnológicos do método de explotação ou seja, as tecnologias aplicadas nas

diferentes fases de trabalho e nos serviços auxiliares.

Distinguem-se os seguintes sistemas em cada um dos métodos:

1. Perfuração e detonação (máquinas, esquemas, tipo de explosivos, etc)

2. Suporte (tipo de escoramento, controle de vazios, etc)

3. Transporte (variantes do mesmo para explotação e transporte geral)

4. Elementos auxiliares (ventilação, drenagem, segurança, iluminação, eletrificação, etc)

90

5. Avanço dos trabalhos (mineradores e máquinas similares)

6. Arranque (mecanização do mesmo)

Jazida => escolher o método de explotação => eleger sistemas mais convenientes

CLASSIFICAÇÃO DOS MÉTODOS DE EXPLOTAÇÃO SUBTERRÂNEA

Segundo a direção de arranque - ascendentes

- descendentes

- na direção da corrida do jazimento

- em retirada ou em avanço

Levando em consideração as características geomecânicas do maciço rochoso, a jazida pode

ser favorável ou não para o controle do terreno e a estabilidade dos vazios.

Em todo trabalho mineiro que abre um vazio, as rochas circunvizinhas avançam pouco a

pouco até atingir o limite de ruptura; ao chegar a esse limite deve-se adaptar o método e com

freqüência o método evolui para outra alternativa.

O controle de vazios abertos pode variar desde a aplicação de escoramento firme, com pilares

ou maciços rígidos, passando pelo caimento controlado do teto, com convergência gradual do

vazio até o abatimento total do teto e do terreno superior.

3 princípios são fundamentais para controle do teto em mineração subterrânea:

1. Sustentação firme com pilares rígidos;

2. Sustentação flexível ou reenchimento, que controla e melhora o caimento;

3. Caimento total do teto.

* A potência e inclinação determinam as subdivisões dentro de cada grupo.

Comportamento do campo de tensões no entorno de uma abertura subterrânea:

91

1o Grupo: a acumulação de energia tensional se controla e se vigia através do

dimensionamento de pilares e aberturas utilizando de métodos empíricos

2o Grupo / 3o grupo: o caimento progride constantemente, em função dos próprios métodos de

explotação e, se segue o curso normal previsto, a energia tensional acumulada se descarga

com o mesmo e não passa de um certo limite.

Classificação dos métodos de explotação com ênfase na ordenação dos métodos em relação a

resistência das massas de rochas e minerais, sua estabilidade e demais características

geométricas:

Sistemática Européia (Espanha – ETS-IM de Madrid)

1. Explotações com sustentação natural:

Métodos baratos, aplicados no caso de maciços firmes e pequena profundidade. Relação

tensão/resistência tem bom coeficiente de segurança. A variável que mais influencia essa

relação é a profundidade. Com o crescimento da profundidade cresce a tensão e a seção dos

pilares até o momento em que se passa para métodos de transição entre o 1o e 2o grupo e após

para os métodos do 3o grupo.

Ao final se decide pela recuperação total ou parcial dos pilares ou maciços deixados.

Câmaras e Pilares Pilares ocasionais (“random pillars”)

(“room and pillars”) Pilares sistemáticos (“regular pillars”)

Métodos

Câmaras Vazias Simples

(“open stopes”) Detonação por subníveis (“sublevel stoping”)

Furos Compridos (“blast hole”)

2. Explotações com sustentação artificial:

Métodos que utilizam o segundo tipo de controle de vazios, possibilitando caimento mas

atenuando-o, suavizando-o e levando-o vigiado por todo tempo.

92

Isso é conseguido pelo caimento induzido e progressivo, atenuando-o com o reenchimento do

vazio. É preciso sustentar a rocha que rodeia a abertura abaixo do seu limite de ruptura o

tempo suficiente para garantir o trabalho dos mineiros nas frentes de arranque.

Em uma primeira fase se rebaixam ou diminuem-se os pilares, que são substituídos por

escoramento e reenchimento ou reenchimento completo.

Câmaras Armazém Com pilares

(“shrinkage stopes”) Sem pilares

Com reenchimento posterior

Métodos

Cortes Ascendentes com Reenchimento (“cut and fill stopes”)

Cortes Descendentes com Reenchimento (“undercut and fill stopes”)

Explotações com Emadeiramento (“timber supported stopes”)

3. Explotações com abatimento do teto:

Existem duas variantes: a primeira compreende métodos em que o abatimento se produz em

etapas controladas para atenuar as alterações superficiais de modo que as zonas de fratura,

compressão e descida se compensem mutuamente e a Segunda agrupa os métodos que, pelo

tamanho dos vazios ou características da jazida, o abatimento não é controlado em superfície

e destrói o equilíbrio original do maciço rochoso. Nesse último caso, ao terminar a carga do

mineral, se apresentam nos pontos de carregamento as rochas estéreis da cobertura ou das

laterais.

Abatimento em Câmaras e Pilares

Métodos Abatimento em blocos (“block caving”)

Abatimento em Subníveis (“sublevel caving”)

Abatimento em Cortes Uniascendentes (“top slicing”)

4. Explotações especiais:

93

São métodos empregados para a recuperação de maciços e pilares abandonados nos métodos

anteriores.

CRITÉRIOS E ORIENTAÇÕES PARA SELEÇÃO DO MÉTODO

Começa-se a seleção eliminando em primeiro lugar, em função dos parâmetros principais,

aqueles métodos que claramente não sejam apropriados ao caso em estudo, limitando os

métodos a considerar em poucas opções. Nesse ponto faz-se uma análise comparativa para

seleção do método definitivo que poderá ser uma variante de um método clássico ou uma

combinação de vários desses.

Classificação de critérios:

Os critérios de seleção devem basear-se em uma série de parâmetros fundamentais que podem

ser classificados nos seguintes grupos:

a) Parâmetros dependentes da natureza da jazida:

- posição espacial da jazida, forma e dimensões;

- valo e distribuição de teores do mineral;

- propriedades geomecânicas e química do mineral e encaixantes.

b) Parâmetros relativos à segurança, higiene, bem-estar no trabalho e legislação oficial.

c) Capacidade financeira para iniciar e desenvolver a jazida.

d) Trabalhos e serviços complementares.

Posição espacial, forma e tamanho do jazimento:

A profundidade e situação da jazida em relação à superfície é um parâmetro que faz aumentar

as tensões na mesma.

94

A potência varia amplamente, desde centímetros (metais preciosos) até dezenas ou centenas

de metros. A corrida e inclinação apresentam também grandes variações. É evidente que os

métodos de trabalho serão muito diferentes segundo se trate de jazidas em grandes massas ou

de filões delgados segundo a inclinação.

Valor e distribuição dos teores de mineral:

Se o mineral é rico tende-se a selecionar um método de explotação que permita a máxima

recuperação do minério, mesmo que isso resulte mais caro. Quando o mineral é de baixo teor

é preciso selecionar um método de explotação de baixo custo, ainda que se produzam grandes

perdas de mineral. Em resumo uma análise econômica comparativa entre dois métodos indica

que se pode sacrificar mais mineral se o jazimento for de baixo teor do que se for de alto teor.

Uma mineralização errática, em forma de bolsões, lentes ou filões delgados em rocha estéril

exige um trabalho seletivo nas zonas ricas para evitar ao máximo a diluição de teores. Se os

minerais e seus teores se distribuem uniformemente sobre a maior parte da jazida não é

necessário usar um método seletivo.

As jazidas com contornos mal definidos, cujos teores variam muito dentro da encaixante,

requerem um método de trabalho seletivo associado com rigorosa amostragem de controle

para definir os contornos da jazida. Se uma zona de mineral de baixo teor se encontra próxima

a outra de teor mais alto deve-se estudar a possibilidade de aplicação de um método que

permita a recuperação do mineral de teor mais baixo. Como o preço do mineral varia com o

tempo é necessária uma revisão periódica da explotabilidade das zonas de baixo teor.

Propriedades geomecânicas e químicas do mineral e encaixante:

Quando se abre um vazio na crosta terrestre se produz um desequilíbrio na mesma, que dá

lugar a uma alteração nas condições de equilíbrio. Em sentido mais amplo pode-se considerar

que, ao aumentar o tamanho dos vazios (aberturas subterrâneas) se produz inevitavelmente o

caimento por abatimento da massa rochosa que o rodeia. Esse fenômeno pode ser uma

propriedade desejável para aplicação de certos métodos de explotação. Em outros casos tem-

se que tomar medidas necessárias a proporcionar um suporte adequado ao maciço rochoso

para sua estabilidade.

95

A possibilidade de aplicação de determinado método depende da capacidade das encaixantes e

do mineral de resistirem sem apoio e da possibilidade dos métodos de fazerem frente ao

sustentamento final das aberturas escavadas.

A mecânica de rochas estuda a relação entre os fenômenos de pressão no interior das minas e

os requisitos mínimos dos sistemas de sustentação

A resistência da massa mineral e do maciço rochoso são características físicas para:

- selecionar o sistema de arranque,

- dimensionamento dos trabalhos,

- determinar o tempo que as aberturas permanecem estáveis,

- determinar o escoramento necessário.

A resistência da rocha depende da resistência da rocha intacta (laboratório); efeito das

fraturas, juntas e planos de fraqueza do maciço; disposição geométrica e espaçamento;

comportamento no tempo e anisotropia da rocha. O terreno pode ser muito fraco perto de

zonas falhadas e ter resistência distante das mesmas.

Os componentes químicos do mineral e da encaixante podem influir nas características de

resistência em função do intemperismo provocado pelos agentes erosivos gerando uma rocha

chamada de meteorizada.

Seleção do método – fases:

Partindo do pressuposto que a jazida está bem definida, com reservas suficientes para iniciar

os trabalhos de mineração, os parâmetros que deve-se considerar em primeiro lugar são:

- geometria do jazimento,

- distribuição de teores,

- resistência da massa mineral e dos maciços rochosos do piso e do teto,

- custos operacionais e investimentos de capital necessários,

- produtividade ótima,

- tipo e disponibilidade de mão-de-obra

96

- considerações ambientais,

- outras particularidades locais

Os quatro primeiros fatores são os que mais influem na seleção do método de explotação.

1o passo: ordenação dos métodos possíveis segundo:

- custo de mineração,

- condições ambientais,

- produção necessária,

- exigências de mercado, etc

2o passo: execução de anteprojetos dos métodos que aparecem como melhores calculando seus

custos operacionais e custo de investimento para fixar o teor limite e calcular as reservas

explotáveis de mineral.

Etapas para execução de anteprojetos:

1. Compilamento dos dados geológicos:

Nessa etapa necessita-se: - planos e cortes geológicos,

- distribuição de teores no jazimento,

- características mecânicas do jazimento e rochas do teto e piso

* Pode-se usar os dados obtidos em testemunhos de sondagem nessa etapa.

2. Estudo de mecânica de rochas:

Estudos geotécnicos a partir de amostras de sondagem. Poucos dados disponíveis devendo-se

suprir a falta de informação com a experiência e a prática. Mesmos estudos realizados para

projetar a mina.

3. Custo operacional e capital necessário

97

Selecionar o método que consiga o menor custo/ton extraída, com o maior lucro e o mais

rápido possível. Terminada a primeira fase de seleção, em que se eliminam os métodos que

não são possíveis de serem aplicados tecnicamente, os restantes se ordenam em função de

seus preços de custo:

Classificação dos métodos de explotação em função do custo (crescente):

Block caving

Open stoping

Sublevel caving

Room and pillar

Shrinkage stopes

Cut and fill stopes

Top slicing

Timber supported stopes

Outras considerações (com custo e impactos econômicos):

- intensidade de explotação

- disponibilidade de mão-de-obra

- considerações ambientais

- influência do financiamento externo (empréstimos).

Interpretação geológica (mapas e seções geológicas):

- principais tipos de rochas

- zonas alteradas

- estruturas geológicas (falhas, estratos, água subterrânea, etc)

A área a ser estudada deve ser igual a duas vezes a profundidade do jazimento, dependendo

dos dados disponíveis. Os mapas e seções geológicos são utilizados básicamente para:

- definir a distribuição de teores do mineral,

- definir a distribuição das propriedades mecânicas.

1a etapa do estudo de viabilidade:

98

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Definir a geometria e distribuição de teores do mineral na jazida:

Profundidade em relação à superfície: - pequena (< 150 m)

- mediana (150 – 600 m)

- profunda (> 600 m)

Potência: - estreita (< 10 m)

- média (10 – 30 m)

- grande (30 – 100 m)

- muito potente (> 100 m)

Inclinação da jazida: - fechada (< 20o)

- média (20 - 55o)

- vertical (> 55o)

Forma geral: - tabulares (potência << outras duas dimensões => filonar)

- maciços (potência = outras duas dimensões)

Distribuição de teores: - uniforme (constante)

- gradualmente variável (diferença por zonas)

- errática (distribuição aleatória)

2a etapa do estudo de viabilidade:

Determinação das reservas explotáveis. Elabora-se um modelo que utiliza a geometria e

distribuição de teores (Ex: DATAMINE, VULCAN, etc). Também se utilizam técnicas de

geoestatística para avaliação (quando se dispõe de boa geologia e dados de sondagem

suficientes) ou método tradicional de considerar pesos de influência inversamente

proporcionais às distâncias.

Modelo geológico => plantas ou seções => estruturas geológicas

da jazida => blocos com cores diferentes segundo os teores

=> distribuição espacial (superposição de seções)

99

Seleção do método de planificação da mina:

O estudo da possibilidade de aplicação do método de explotação compreende duas fases:

1a) Descrição da geometria do jazimento, da distribuição de teores do mineral e das

propriedades geomecânicas das rochas. Após se eliminam aqueles métodos que não se

adaptam aos parâmetros definidos pelo jazimento. Os métodos remanescentes são ordenados

segundo seus custos de explotação, produções convenientes, possibilidades e qualidade da

mão-de-obra, considerações ambientais e outras de caráter específico.

2a) Determinação da explotabilidade do jazimento em primeiro lugar pelo preço do mineral,

possibilidades de produção e teor do jazimento. O preço do mineral não é controlado mas a

produção e teor são fixados pelo teor de corte (“cut-off”) que por sua vez é resultado do

planejamento da mina e custo previsto para explotação.

Teor limite = valor onde o custo total é igual ao preço de venda do mineral

Custo total = custo direto + indireto + beneficiamento + fundição (+ capitalização)

- Custo direto: obtido nos trabalhos preliminares de planejamento (mão-de-obra, materiais,

manutenção, reposições, vigilância, etc)

- Custo indireto: administração, deposição rejeitos, etc

- Custo de capital: investimento em equipamentos, instalações, desenvolvimento da jazida,

amortização, pagamento de juros, etc.

Com o teor de corte e o plano de explotação resultante, pode-se estimar as reservas

explotáveis, definir o fluxo de caixa anual e assim calcular se existe lucro suficiente para fazer

frente as despesas em amortizações e pagamento de juros sobre o capital investido.

100

FORMAS DE TRABALHO (ARRANQUE)

São as seguintes as formas de trabalho para realização do arranque de mineral dentro das

frentes de explotação:

1. Trabalho por pilares

O trabalho por pilares se caracteriza pelo forma e disposição irregulares, segundo as

condições do jazimento, dos espaços vazios abertos pela explotação, entre os quais se deixam

pilares de rocha ou mineral de diversas configurações, com a finalidade de sustentação do teto

(câmaras irregulares).

O trabalho por pilares só pode incluir-se nos métodos do grupo A.

É aplicável a jazimentos de mineral e encaixantes firmes, de qualquer potência.

2. Trabalho por vãos e pilares extensos

Essa forma de trabalho se caracteriza pela abertura de vãos. Esses são recortes alargados de

dimensões análogas às galerias. A largura dos vãos é determinada pela firmeza do terreno,

podendo alcançar até 10 m e ter altura de até 3 m.

Os diferentes vãos são paralelos entre si ou se cruzam perpendicularmente ou diagonalmente.

Entre eles se deixam pilares para sustentação do teto.

Aparece unicamente dentro dos métodos do grupo A.

Á aplicável a jazimentos de pequeno mergulho e com mineral e encaixantes firmes.

3. Trabalho por câmaras

Essa forma de trabalho se caracteriza pela abertura de câmaras. As câmaras são espaços de

forma regular, em sua maioria retangulares, que em geral devem ser maiores que os vãos

(método anterior) e de dimensões determinadas de antemão.

101

Entre as câmaras podem ser deixados pilares ou “fogueiras”.

A abertura das câmaras pode ser realizada de muitas maneiras como arranque total ou parcial

através de realces (“testeros”) ou em bancos, com ou sem armazenamento de minério.

Essa forma de trabalho pode aparecer nos métodos dos grupos A, B e C.

É aplicável a jazimentos potentes e extensos de mineral e encaixantes firmes, com qualquer

mergulho.

4. Trabalho por câmaras irregulares

Esse tipo de trabalho se distingue pela irregularidade na distribuição das câmaras. Se

caracteriza pela execução de espaços de magnitude variável cujas dimensões dependem da

estrutura e firmeza do jazimento e das encaixantes e que, por essa razão, não pode ser

determinado antecipadamente antes do início da explotação. Uma dessas câmaras deve estar

disposta de tal forma que o mineral arrancado possa sair dela por gravidade.

O arranque não se realiza no interior da câmara por razões de segurança e é realizado através

de galerias horizontais traçadas nas margens da câmara ou por meio de furos de grande

comprimento.

O trabalho por câmaras irregulares aparece principalmente nos métodos do grupo C e, mais

raramente, do grupo B.

É aplicável em jazimentos com mergulho muito forte, de potência escassa a grande e, quando

a inclinação é baixa, com uma potência tal que a altura média das câmaras não exceda 15 m

É necessária uma firmeza suficiente do terreno já que as câmaras só podem manter-se em

explotação o tempo que permanecem abertas.

5. Trabalho por pilares

102

Essa forma de trabalho se caracteriza pela divisão do setor em pilares regularmente dispostos.

Os pilares são partes do setor, em sua maioria de forma retangular, originados ao traçar-se

uma série de galerias preparatórias ou de exploração. Entre elas se arrancam os pilares

formados por cortes sucessivos ou por franjas.

Por pilares se designa a parte do setor de explotação prevista para arranque.

O trabalho por pilares pode ser realizado com reenchimento ou por abatimento do teto, sendo

utilizado nos grupos B e C dos métodos de explotação.

É aplicado em jazimentos não muito potentes, de escassa inclinação, como as camadas de

carvão e potássio.

6. Trabalho por câmaras e pilares

Essa forma de trabalho é uma combinação do trabalho por câmaras e por pilares. No trabalho

por câmaras e pilares se formam pilares que, ao invés de estarem limitados por galerias

normais, estão limitados por câmaras. Os pilares deixados entre as câmaras tem dimensões

análogas a essas últimas pelo que a largura dos mesmos pode chegar a ser quase o dobro do

que as câmaras.

O arranque dos pilares entre as câmaras pode ser realizado por franjas ou por cortes. Pode

seguir a explotação das câmaras ou ser realizado posteriormente. Muitas vezes se concentra

um grupo de câmaras e pilares até formar uma unidade de explotação maior por razões de

ventilação e transporte, rodeando-a por meio de galerias, sendo suas dimensões de até 10.000

m2 ou mais.

Na classificação dos métodos de explotação pertence aos grupos B e C e é aplicável às

mesmas condições do trabalho por pilares.

7. “Stossbau”

Esse tipo de trabalho caracteriza-se pelo arranque de largas fatias (“stoss”) adjacentes, que

após são reenchidas. Tais fatias são faixas delgadas do jazimento e tem em geral larguras

103

compreendidas entre 1 e 3 vezes a largura de uma galeria. Ao contrário do trabalho por pilares

largos ou por câmaras, as faixas são arrancadas sucessivamente sem deixar pilares ou maciços

intermediários de modo que o costado da frente está limitado pelo reenchimento ou pelo vazio

ainda não reenchido deixado pela fatia anterior.

Na classificação dos métodos de explotação, o “Stossbau” aparece unicamente dentro do

grupo B.

Pode empregar-se o “stossbau” ascendente ou em direção em jazimentos fechados ou de

inclinação média. Quando a inclinação é pequena, a forma de trabalho indicada é uma

transição para a explotação em grandes faixas. Se a inclinação é muito forte e o arranque se

realiza em direção e o piso é constituído pelo reenchimento, se passa para o “stossbau”

ascendente. È pouco utilizado atualmente pois os pontos de arranque tem um rendimento

pequeno em relação às necessidades de preparação.

8. “Stossbau” ascendente

Para definição desse tipo de trabalho é decisivo o modo de efetuar o arranque. O “stossbau”

ascendente se caracteriza por empregar a faixa já arrancada como fatia para atacar o teto da

frente. Como piso se utiliza o reenchimento introduzido ou, em casos mais raros,

emadeiramento quadrado.

O “stossbau” ascendente pertence sempre ao grupo B da classificação dos métodos de

explotação.

Se aplica em jazimentos firmes e muito inclinados com rocha encaixante consistente. As

variantes são o trabalho por fatias em “V” ascendentes, a explotação em funil (“tolvas”) e o

trabalho por fatias em diagonal ascendentes.

Uma característica essencial do “stossbau” ascendente é a utilização de reenchimento do vazio

deixado pela explotação para sustentar o terreno e servir como plataforma de trabalho para

continuar a explotação a medida que progride a lavra.

9. Trabalho por bancos

104

A forma de trabalho por bancos é exatamente a inversa do “stossbau” ascendente. Nesse caso

é também o tipo de arranque e não a forma do vazio deixado pela explotação que é o

essencial. A explotação escalonada se conduz de forma que cada banco constitui o piso do

banco anteriormente atacado. O trabalho por bancos com reenchimento constitui método

pouco utilizado atualmente, pertencendo ao grupo B.

Quando as potências são maiores, se emprega também como explotação sem reenchimento na

forma de “trabalho subterrâneo por funis”, classificado então dentro do grupo A.

É aplicável com potências escassas e inclinações fortes. Quando se utiliza a variante de “funis

subterrâneos” se pode empregar também com potências grandes.

10. Trabalho por faixas horizontais ou de flanco

Essa forma de trabalho caracteriza-se pelo arranque em faixas. Essa são espaços horizontais

em largura e comprimento que são abertas umas ao lado das outras sem deixar pilares

intermediários, em sentido transversal à direção do jazimento. A explotação pode ser

conduzida de forma ascendente ou descendente. Quando as explotações são preenchidas, o

trabalho em faixas horizontais pertence ao grupo B dos métodos de explotação.

Se, ao contrário, as faixas são explotadas descendentemente e se deixa o teto cair, pertence ao

grupo C e recebe o nome de “trabalho por faixas horizontais com caimento”, correspondendo

ao método americano “top slicing”.

O trabalho em faixas horizontais é empregado preferencialmente em jazimentos potentes

verticais, pouco firmes, ou em jazimentos fechados e potentes que podem ser tratados como

verticais dividindo-os previamente em setores.

11. Trabalho em grandes cortes (frentes largas)

Por corte (frente) se entende um local de explotação comprido e estreito, limitado em um dos

seus lados pelo mineral e no outro pelos locais minerados ou reenchidos. O trabalho em

frentes largas se caracteriza por um deslocamento contínuo da frente de explotação devido ao

105

arranque ininterrupto de mineral no comprimento do corte, que se mantém, aproximadamente

invariável. Os comprimentos dos cortes variam entre 30 e 300 m.

O trabalho em frentes largas é o método de explotação mais empregado na mineração de

carvão alemã. As variações existentes baseiam-se no sentido de avanço da explotação e de

arranque assim como o seu emprego com reenchimento ao abatimento do teto.

Na classificação dos métodos de explotação pertence aos grupos B e C.

É utilizado principalmente em jazimentos fechados ou de inclinação média como as camadas

de carvão. Em jazimentos potentes pode-se conduzir a explotação em várias bancadas as quais

são arrancadas sucessivamente ascendentemente ou descendentemente.

12. Trabalhos por cortes em diagonal

O trabalho por cortes em diagonal se diferencia do trabalho em grandes cortes unicamente

pela disposição oblíqua da frente, que resulta em diagonal quando se aplica essa forma de

explotação a jazimentos inclinados, sendo uma variante do trabalho em frentes largas.

É uma forma especial de trabalho devido a sua grande importância para explotação de

camadas de carvão muito inclinadas. Nessas é a única forma de trabalho usual e requer, em

comparação com a explotação de jazimentos fechados com frente de arranque diagonal, tomar

medidas especiais de maior extensão para justificar sua manutenção como forma de trabalho

própria.

Entre os métodos de explotação pertence ao grupo B.

Só é empregado em jazimentos de pequena potência, em forma de camadas e muito

inclinados.

13. Trabalho por níveis de caimento

106

Essa forma de trabalho caracteriza-se pela explotação do jazimento através de níveis ou pisos

superpostos, que tem uma altura vertical igual a três vezes a altura das galerias. A explotação

se realiza por caimento e unicamente no sentido descendente, de forma que os espaços

minerados antigos descem automaticamente de nível em nível.

O mineral é arrancado em cada nível mediante uma espécie de trabalho por pequenas câmaras

em dois cortes, da seguinte maneira:

Em avanço, abrindo alguns vazios adjacentes de altura e comprimento análogos ao das

galerias e após em retirada, arrancando os minerais que caem no piso e enfraquecendo os

pilares deixados entre as galerias.

A explotação pode ser realizada em um nível após o outro ou, quando existe potência

suficiente, simultâneamente em vários níveis escalonados.

O trabalho por níveis de caimento está classificado dentro do grupo C dos métodos de

explotação.

É empregado quase sempre em jazimentos muito inclinados de potência grande ou média ou,

em poucos casos, em jazimentos potentes fechados.

14. Trabalho por caimento de blocos

Essa forma de trabalho caracteriza-se pela explotação de blocos isolados do jazimento, de

forma regular, em sua maioria retangulares, de base e altura grandes, cujo conteúdo chega a

100.000 m3 ou mais.

O bloco é separado do resto do jazimento segundo superfícies verticais e se recorta a sua base.

Mediante uma extração adequada e regular do mineral recortado e do que se desprende por si

só se arranca todo o conteúdo do bloco. O caimento consecutivo das camadas do teto faz com

que o material minerado desça por si só a medida que se faz o nível superior de mineral.

A fragmentação do mineral é função de sua fragilidade e do tamanho da base do bloco. A

dureza do mineral desempenha aqui um papel secundário.

107

O trabalho por caimento de blocos pertence ao grupo C dos métodos de explotação.

É aplicável a jazimentos potentes muito inclinados, potentes fechados e a grandes massas.

GRUPO I: EXPLOTAÇÕES COM SUSTENTAÇÃO NATURAL

Se incluem nesse grupo aqueles métodos em que, pela natureza do maciço rochoso (rochas

das encaixantes e mineral), o arranque se realiza abrindo vazios que, devidamente

dimensionados, se sustentam por si mesmos, sem fazer-se o uso de meios artificiais de

fortificação ou reenchimento.

Câmaras e pilares (“room and pillar”)

2 Grupos de métodos de explotação

Câmaras vazias (“open stopes”)

Câmaras e pilares ocasionais (“random pillars”)

Câmaras e pilares

Câmaras com pilares sistemáticos (“regular pillars”)

Furos paralelos

Arranque desde subníveis (“sublevel stoping”) Furos em ábaco

Câmaras vazias Câmaras vazias com grandes furos (“blast hole”)

Grandes furos com detonação em cratera (“vertical creater retraet”)

“Stossbau” ascendente sem reenchimento

Arranque por bancos sem reenchimento

Outros métodos Combinação “stossbau” ascendente e bancos sem reenchimento

Arranque subterrâneo por funis (poços tolva)

CÂMARAS E PILARES (“ROOM AND PILLARS”)

Realiza o arranque de mineral de maneira parcial, deixando abandonadas partes do mesmo na

forma de pilares ou colunas que servem para sustentar o teto. Deve-se arrancar a maior

108

quantidade possível de mineral, ajustando as seções das câmaras e dos pilares às cargas que

devem resistir.

A distribuição das câmaras e dos pilares pode ser uniforme (“regular pillars”) ou de forma

aleatória (“random pillars” => depósitos pequenos).

A dimensão dos pilares é determinada comparando-se sua resistência com a pressão vertical

média que atua sobre eles.

A resistência a compressão simples dos pilares é determinada pelos seguintes parâmetros:

- material que o constitui (rocha ou mineral);

- descontinuidades geológicas (falhas, estratificação, juntas, etc): orientação e resistência ao

corte (cizalhamento);

- forma geométrica e tamanho do pilar.

O cálculo da pressão vertical média atuante sobre os pilares é realizado através das seguintes

metodologias:

- método matemático;

- modelos tradicionais (área atribuída, cavidade em meio infinito);

- métodos numéricos (elementos finitos, diferenciais finitas, deslocamento descontínuo).

A determinação da distância entre pilares normalmente é realizada por métodos empíricos.

Existem duas variantes básicas do método:

- distribuição aleatória dos pilares, só quando o mesmo é necessário;

- distribuição sistemática dos pilares segundo um padrão geométrico prédefinido.

Aplicável em jazimentos fechados ou com pouca inclinação (< 30o).

Como requisito básico deve-se ter uma rocha do teto e mineral resistentes (que seja estável

apenas com aparafusamento eventual do teto).

109

Os principais depósitos explotados através do método de câmaras e pilares são jazimentos

tabulares sedimentares como ardósias cupríferas, jazimentos de ferro, carvão e potássio).

Existem 3 sistemas para aplicação do método, de acordo com o mergulho do depósito:

- inclinação horizontal;

- inclinação entre 20 e 30º;

- inclinação de 30o ou mais.

Câmaras com pilares ocasionais

A característica principal é deixar pilares em zonas estéreis ou de menor teor no depósito ou

em zonas com problemas de estabilidade de teto, com distribuição aleatória e ocasional. Essa

irregularidade na geometria do método impede a normalização do sistema de explotação e

com isso sobe o custo de explotação.

Em minas profundas os pilares ocasionais são causa de forte concentração de tensões dando

lugar a transtornos como caimentos súbitos, fenômenos de “estalo” de rochas, etc.

É um método antiquado e só é aplicável em condições muito favoráveis

Câmaras com pilares sistemáticos

È um método mais generalizado com os pilares dispostos segundo um esquema geométrico

regular. Os mesmos podem ser de seção quadrada, circular ou retangular, e constituir-se como

colunas ou como muros contínuos que separam as câmaras de explotação.

A função básica do pilar é suportar o teto da câmara.

Diferencia do método de câmaras vazias (“open stopes”) pelo tamanho das câmaras e porque

durante o arranque se vão elaborando os pilares e abandonando as câmaras em ciclo contínuo.

Aplicação indicada em jazimentos fechados com inclinação entre 0 e 30º.

110

Se o teto não é muito resistente deve-se condicionar as dimensões das câmaras e pilares a essa

circunstância aumentando as perdas de mineral.

A preparação para explotação é somente a perfuração das galerias e cabeça (superior) e de

base (inferior) e entre elas galerias de penetração no maciço assim delimitado, umas paralelas,

outras perpendiculares, entre elas se deixando os pilares. Outra alternativa é abrir-se câmaras

separadas por pilares compridos na forma de muros.

Sistemas de mineração por câmaras e pilares:

- horizontal (mergulho < 5o)

- inclinada (mergulho entre 10 – 20o)

- vertical (mergulho entre 20 – 45o)

Mineração horizontal:

O desenvolvimento está incorporado no processo de explotação e existe um rápido retorno do

investimento.

. Produção - permite a utilização de grandes máquinas (conjuntos mecanizados).

- utilização de jumbos para altas taxas de produtividade.

- uso de bancadas para corpos de minério potentes.

. Manuseio de minério - carregado diretamente na face de trabalho.

- utilização de equipamentos de alta mobilidade (LHD’s).

Mineração inclinada:

O desenvolvimento é realizado com a construção de galerias de transporte em intervalos

verticais.

. Produção - mineração ascendente ou descendente entre galerias de transporte.

- perfuração com uso de marteletes manuais (“jacklegs”).

111

- superfícies acidentadas impedem equipamentos mecanizados.

- mais intensivo em mão-de-obra.

. Manuseio de minério - minério é movido por “sluchers” até nível de extração.

- utilização de carros de mina para transporte até o poço.

Mineração vertical:

O acesso é feito por galerias inclinadas no corpo de minério. As inclinações exigem

equipamentos com capacidade de ascensão.

. Produção - galerias horizontais ramificam a partir das galerias de acesso inclinadas.

- extração de minério de cima para baixo (descendente).

. Manuseio de minério - minério é carregado na face e transportado até o poço.

Especificações:

- Potência do corpo de minério < 60 m;

- Forma do corpo de minério tabular;

- Mergulho do corpo de minério menor que 45º;

- Vão das câmaras baseado na segurança do suporte;

- Tamanho do pilar baseado no RMR e carregamento suportado;

- Rocha competente ou RMR > 70%;

- Seletivo dentro dos limites de perfuração e “lay-out” aplicado.

Vantagens:

- Boa produtividade;

- Custo moderado;

- Método flexível, passível de mecanização;

- Seletivo e com mínimo desenvolvimento preparatório.

112

Desvantagens:

- Ocorrência de problemas de controle do terreno;

- Perda de minério nos pilares.

Aplicação:

- Corpos de minério relativamente horizontais;

- Potência limitada;

- Encaixante e minério competentes.

CÂMARAS VAZIAS (“OPEN STOPES”)

Diferenciam das câmaras e pilares pelo tamanho maior e também porque os pilares vão sendo

modelados mais lentamente conforme o arranque nas câmaras.

Emprega-se em corpos de minério com minerais e encaixantes firmes. O mineral é arrancado

e o vazio é deixado sem sustentação. O comprimento das câmaras é limitado pela resistência

do mineral. A largura pode ser a do depósito (se o mesmo não for muito largo) ou divide-se a

largura do depósito. Em depósitos pequenos (lentes ou bolsões), a câmara pode ter suas

mesmas dimensões.

Pode-se traçar as câmaras paralelamente às encaixantes

perpendiculares às encaixantes, dependendo da potência

Arranque por subníveis (“sublevel stoping”)

É uma variante do método de câmaras vazias de grande produção, empregado em depósitos

regulares onde o mineral e as encaixantes são resistentes. Grande produtividade é obtida pois

os serviços de preparação são realizados na maior parte dentro do mineral. Mais indicado em

depósitos de mergulho alto onde o minério pode cair por gravidade no vazio aberto.

113

Aplicados principalmente em depósitos de forte mergulho que permitem a perfuração de furos

compridos em linhas ou em leque.

Necessitam grande preparação e que o depósito seja potente.

A distância ótima entre níveis depende do custo e da diluição. Em geral o custo diminui ao

aumentar a altura e a diluição aumenta.

As câmaras longitudinais causam maior diluição do que as transversais pois descobrem maior

superfície nas encaixantes. Em compensação os pilares deixados são em menor quantidade do

que nas câmaras transversais, que podem chegar a 50% do mineral.

A distância entre níveis varia entre 60 e 100 m, e entre subníveis entre 15 e 30 m.

A potência mínima econômica do depósito situa-se em torno e 7 m (com níveis paralelos às

encaixantes). Em depósitos potentes pode-se traçar câmaras perpendiculares às encaixantes.

Devido a grande preparação prévia que necessita exige uma alta inversão, mas em

compensação é um dos métodos de menor custo e de maior segurança.

É desejável uma configuração regular do depósito pois a perfuração com furos compridos é

pouco compatível com o seguimento de contornos irregulares.

Características básicas:

- corpos de minério verticais ou fortemente inclinados,

- mineração a partir de subníveis pré-determinados em intervalos verticais,

- perfuração e detonação a partir de subníveis,

- recuperação de minério no fundo da câmara,

- pilares de minério entre câmaras para sustentação devem ser recuperados mais tarde.

Especificações:

114

- largura mínima do corpo de minério: 3 a 6 m

- depósitos com forma tabular

- mergulho > 50o

- câmaras largas (sem entradas)

- minério e encaixantes resistentes

- diluição é um problema potencial

- seletividade limitada (corpo de minério deve ser regular)

Desenvolvimento:

- galeria de transporte num nível principal abaixo da câmara,

- raise para permitir acesso aos subníveis

- galerias de perfuração através do minério nos subníveis

- corte horizontal no fundo da câmara

- galerias transversais para recuperação do minério abaixo da câmara

Geometria do método:

Direção das câmaras:

- Longitudinal (potência do depósito ≤ largura possível da câmara)

- Transversal (potência do depósito ≥ dimensões estáveis da câmara ≅ 20 m)

Comprimento em direção depende da resistência das encaixantes. Com 100 m de altura pode-

se fixar empiricamente um comprimento de 50 m. Na disposição transversal o comprimento

será igual à potência do depósito e limita-se a cerca de 80 m. Se a potência for maior deve-se

utilizar um pilar longitudinal cortando a câmara.

Se inicia a preparação da câmara executando-se os “chutes” no fundo da mesma. Os trabalhos

se iniciam com a execução de uma galeria de cabeça (superior) e outra galeria na base

(inferior), seguida de níveis a intervalos regulares segundo a altura da câmara. No extremo

previsto da câmara se abre uma chaminé (“raise”) e desde esta se abre um espaço de uns 4 m

de largura. Simultâneamente se preparam os serviços inferiores desde a galeria de base para

formar os “chutes”.

115

O arranque se realiza desde os subníveis com detonações adequadas que desprendem fatias

verticais, com arranque inicial até o espaço vazio préviamente executado, despejando-se o

material sobe os silos ou funis do fundo.

A disposição dos furos caracteriza duas variantes para o método:

- Arranque através de furos paralelos;

- Arranque com furos em leque.

Arranque com furos paralelos:

Em depósitos verticais tem a vantagem de poder-se dar um espaçamento uniforme entre os

furos com condições ideais de distribuição de energia e ruptura (fragmentação).

A preparação da câmara é como descrito anteriormente. Uma vez aberto o espaço frontal, para

iniciar o arranque pelo nível mais baixo, se prepara um realce em cada nível em toda a largura

da frente de arranque.

Desde os realces se perfuram furos paralelos descendentes. A detonação começa por baixo e

se faz em ordem ascendente. A distância entre níveis varia de 6 a 20 m e o pessoal deve

trabalhar com cintos de segurança.

Arranque com furos em leque:

Nesse sistema se pode perfurar os furos, segundo um esquema de leque, com a segurança do

trabalho dentro de uma galeria de nível. Assim pode-se levar a furação tão avançada como se

queira.

A distância entre níveis depende, entre outros fatores, da possibilidade de controlar a direção

dos furos para assegurar um espaçamento correto no fundo dos mesmos.

Normalmente se começa a detonação pelos níveis mais baixos, após o carregamento de todos

os níveis. Se pode perfurar até 6 leques em cada nível detonando-se apenas os primeiros 3 de

uma vez ou separadamente para comparar os efeitos obtidos.

116

O desenho do leque é de grande importância para conseguir uma boa fragmentação e a

máxima recuperação. Os parâmetros básicos são:

- comprimento de perfuração ótimo: 20 a 24 m (evitar desvío dos furos),

- fragmentação: pode ser melhorada reduzindo a distância entre furos,

- distância entre níveis e largura das câmaras influenciam na disposição do leque e no

número dos furos. Os furos compridos de um leque podem cruzar-se com os do seguinte

para melhorar a fragmentação,

- presença de estratos, juntas e falhas podem ajudar ou atrapalhar, dependendo de sua

orientação,

- é indispensável o uso de retardos na detonação. Inicia-se a detonação do leque pelo furo

vertical. Em câmaras estreitas se consumo mais explosivo por tonelada para uma mesma

fragmentação.

Vantagens:

- Trabalho contínuo sem interrupção para reenchimento dos vazios,

- Boa produtividade,

- Custo por tonelada baixo e exige pouca mão-de-obra,

- Relação produção/preparação alta,

- Passível de mecanização,

- Condições de operação seguras para o pessoal,

- Ventilação é boa,

- Conservação é mínima,

- Todo equipamento se recupera ao terminar-se de explotar a câmara,

- Boa recuperação com diluição moderada.

Inconvenientes:

- Não é possível a explotação seletiva. O teor médio requerido deve ser obtido pela

blendagem de várias câmaras,

- O serviço de manutenção de equipamentos pesados é caro, sendo até superior que os

serviços de produção,

117

- Desenvolvimento caro.

Arranque por câmaras VCR (“vertical crater retraet”)

É uma variante conhecida como método das câmaras VCR que pode-se traduzir como

“câmaras com detonação tipo cratera em retirada ascendente”.

A geometria do método é igual ao caso anterior e se começa por delimitar um bloco do

depósito entre duas galerias de base e de cabeça que se realça em 4 m com largura igual à da

câmara (normalmente a potência do depósito).

Essas galerias seguem a estrutura geral da mina e permitem na sua altura a passagem de

grandes perfuratrizes (jumbos) e carregadeiras.

Desde a galeria de cabeça se perfuram uma malha de furos através do bloco de mineral. As

malhas estão dispostas muitas vezes em quadrados de lado 2,4 a 3 m e diâmetros de 165 mm.

Os furos são aprofundados até se comunicar com o realce de baixo. O comprimento dos furos

é igual a altura dos blocos, que oscila entre 40 e 55 m e depende da possibilidade de perfurar

os furos sem desvios sensíveis.

Para a detonação se emprega a tecnologia de cargas esféricas de explosivos que, teóricamente,

são as que produzem a cratera mais eficaz. Na prática está demonstrado que equivalem a estas

cargas as cargas cilíndricas com uma relação de 1:6 entre o diâmetro e a altura da carga.

Seção típica: 60 x 10 m (podendo chegar a 150 x 30 m)

Altura típica: 48 a 60 m

Em cada detonação se arranca uma faixa horizontal do bloco de mineral de uns 4 m de

espessura a partir do teto ou piso vazio inferior. O mineral arrancado cai no fundo da câmara e

é carregado por máquinas tipo LHD através de travessas que partem das galerias de

transporte.

Para detonação dos furos se opera da seguinte maneira:

- mede-se a profundidade do furo desde a galeria superior,

118

- tampona-se o fundo do furo e sela-se com terra impermeável,

- se carrega o explosivo, com um iniciador apropriado unido a um cordel detonante. O

centro de gravidade da carga deve estar a aproximadamente 1,8 m do fundo do furo,

dependendo do diâmetro,

- tampona-se o furo com 2 m de água sobre a carga, ou com areia e cascalho para furos até

25 mm de diâmetro,

- coloca-se o retardo no centro e os demais seguindo o esquema até as laterais e limites do

bloco,

- inicia-se a detonação.

O mineral detonado deve ser retirado em parte para fazer-se a detonação seguinte e o resto

fica armazenado para contrabalançar a tensão das encaixantes laterais.

Vantagens do VCR:

- Elimina a preparação da chaminé e do realce frontal,

- Melhora a fragmentação,

- Reduz a diluição do mineral,

- Pode ser aplicado a depósitos que não suportam bancadas,

- Método de alta capacidade e boa recuperação,

- Método eficiente que é susceptível de mecanização e pode ter produtividades maiores que

32 ton/homem-turno,

- Oferece boa sustentação das paredes laterais durante a fase de mineração usando técnicas

de “shrinkage”,

- Método seguro com os mineiros trabalhando sobre local protegido que pode ser

adequadamente ventilado.

Inconvenientes do VCR:

- Requer extensiva perfuração diamantada, planejamento rigoroso das câmaras e do tempo

de desenvolvimento para máxima eficiência,

- O minério fica armazenado na câmara até o seu esgotamento final, o que representa uma

perda de faturamento (momentânea),

119

- Alguns minérios são mineralógicamente instáveis e podem estar sujeitos à quebra,

causando problemas com entupimento, problemas no beneficiamento, etc.

Aplicação:

- Corpos de minério muito inclinados (mesmas condições do “sublevel stoping”),

- Como o minério fica armazenado na câmara ajudando na sustentação das laterais durante

a mineração, não é necessária uma encaixante tão resistente como no “sublevel stoping”.

Desenvolvimento:

- Galeria de transporte no nível inferior,

- Abertura de travessões (“chutes”) para carregamento do minério,

- Corte inferior (realce) na base da câmara,

- Realce lateral na galeria de perfuração superior,

- Separação vertical é função da consistência do minério, perfuração, acessibilidade e

competência das encaixantes.

GRUPO II: EXPLOTAÇÕES COM SUSTENTAÇÃO ARTIFICIAL

Incluem-se nesse grupo aqueles métodos de explotação mineira em que os vazios, em função

de não poderem sustentar-se por si mesmos, necessitam que se empreguem elementos

artificiais para manter suas paredes laterais e controlar o teto.

Os meios mais utilizados para sustentação são:

- o próprio mineral arrancado ao produzir-se o vazio de forma provisória (“shrinkage”),

- material estéril de diversas procedências que são introduzidos nos vazios e os preenchem

estabilizando-os de forma definitiva (métodos de reenchimento),

- fortificação dos vazios com madeiras e com outros materiais, que também os estabilizam

temporariamente (métodos de explotação com escoramento).

De modo geral se empregam esses métodos nas seguintes condições:

120

Câmaras-armazém (“shrinkage”): quando as paredes laterais e o teto tem certa consistência e

o mineral não tem tendência de autocompactar-se.

Métodos de reenchimento (“cut and fill”): condições de paredes laterais frágeis e quando as

circunstâncias exijam total segurança para impedir danos à superfície (subsidência).

Métodos de explotação escorados (“timbered stopes”): apropriado para filões estreitos com

paredes laterais suficientemente consistentes ou para massas ou filões e contorno muito

irregular.

CÂMARAS-ARMAZÉM (“SHRINKAGE STOPES”)

Indicado para filões verticais de pequena potência e paredes laterais suficientemente regulares

para permitir a caída do minério por gravidade. O depósito deve ter características

geométricas análogas às necessárias para os métodos de sustentação natural. É um método de

transição.

Utiliza como sustentação artificial o próprio mineral arrancado que é deixado na câmara. Ao

arrancar-se o mineral com a detonação os fragmentos gerados ocupam maior volume que “in

situ” devido ao empolamento que pode variar entre 30 e 50%, segundo o grau de

fragmentação.

Segundo a potência do depósito ou largura da câmara se podem adotar 4 formas geométricas

na base da câmara. Na primeira se suprimem os pilares da galeria de base e o mineral se

deposita sobre uma prancha de madeira reforçada pelo escoramento (para isso a potência tem

de ser pequena.

A segunda é utilizada em potências maiores e se suprime o escoramento e se abrem “chutes”

nos pilares da galeria.

No caso de produzir-se blocos grandes quer devem ser detonados por fogacho, se empregam

galerias de fogacho entre a galeria de transporte e a explotação. Um intervalo prático entre

“chutes” é de 8 a 10 m, que permite um carregamento em boas condições e também um piso

de trabalho plano sobre o mineral armazenado.

121

Para iniciar a preparação da explotação se começa por perfurar uma chaminé no centro dos

pilares de separação entre câmaras: estas chaminés servem também para ventilação e

circulação de pessoal e materiais. Outras vezes se preparam chaminés somente nos extremos.

O sistema mais moderno consiste em suprimir o pilar da galeria de base e colocar uma galeria

de transporte no estéril e desde ela recortar a base da câmara bem como extrair o mineral com

pás carregadeiras e LHD’s.

Com encaixantes e tetos apropriados se tem chegado a larguras de câmaras de 25 m.

Entretanto isso não supõem sempre um custo menor. Para filões largos e compridos devem

ser considerados os métodos de grandes furos.

As vezes em depósitos largos, as câmaras se abrem em direção transversal ao filão. Cada

câmara se separa da adjacente por um pilar de mineral para reduzir o vão das mesmas.

O minério é arrancado por realces sucessivos de 2 a 3,5 m de altura e com a largura da

câmara, com furos horizontais ou verticais de 3 a 4 m de comprimento. Com furos verticais

pode-se perfurar mais metros e dar fogos de maior tonelagem utilizando retardos. Além disso

são independentes os ciclos de perfuração e detonação. O mineral arrancado serve de piso de

trabalho.

A propriedade característica desse método é que nas câmaras armazém o mineral é arrancado

em sentido ascendente, deixando que o minério se acumule dentro da câmara. Como o

conteúdo do minério fragmentado é aproximadamente 1/3 maior que o mineral “in situ”,

deve-se extrair esse excedente de material entre o teto e o piso até ter-se um espaço aberto de

aproximadamente 2 m de altura.

Ciclo de explotação:

O ciclo de explotação consiste em perfurar e detonar, acompanhado por uma extração parcial

periódica do mineral arrancado. Se o mineral é detonado com furos horizontais é preciso

carregá-lo antes de cada detonação. O mineral que permanece na câmara é mantido num nível

que permita o seu uso como piso de trabalho até que se alcance o nível do pilar do teto. Nesse

122

momento se começa a operação de esvaziar todo o minério armazenado. Deve-se calcular a

quantidade de minério a extrair; se se descarrega em excesso será preciso montar andaimes

para que os martelos perfuradores alcancem o teto.

O minério deve descer livremente. Um material argiloso ou demasiado fino pode originar

vazios suspensos que devem ser destruídos desde o nível acima. O mineral também não deve

compactar-se nem provocar fogo subterrâneo ou deterioração durante seu armazenamento na

câmara.

Em alguns casos a extração periódica pelos “chutes” da base aumenta os riscos de acidente e a

diluição do mineral pela deterioração das encaixantes laterais. Para evitá-lo se pode deixar no

interior do mineral armazenado passagens de minério revestidas por onde se extrai o mineral

excedente.

Em alguns casos se deixam pilares ocasionais nas câmaras quando as encaixantes laterais são

frágeis e, em outros casos, quando a mineralização diminui muito ou desaparece, resultando

ser antieconômico arrancá-los. Quando se abandonam esses pilares deve-se afinar sua parte

superior deixando-os com dois taludes de 50 a 60o para que o mineral caia com facilidade.

Também pode-se utilizar parafusos de teto em zonas débeis das encaixantes, para evitar que

se desprendam pedaços de rocha. É preferível usar parafusos de teto do que deixar pilares

ocasionais.

Uma vez que o arranque chega até o pilar do teto se descarrega todo o minério até esvaziar a

câmara. Os costados das laterais abaixo do pilar do teto podem ser aparafusados para

aumentar a estabilidade e evitar que desabem antes de esvaziar a câmara ou antes de

abandonar a câmara após seu esvaziamento. Os pilares entre câmaras podem ser detonados

com furos em leque.

Separação entre pisos:

A separação entre pisos pode chegar a 100 m. Depende da potência do jazimento, natureza do

mineral e da encaixante, assim como do mergulho do jazimento.

123

Jazimentos de pequena potência com minerais propensos a aglomerar-se não podem ser

explotados com separações entre pisos tão grandes como outros mais potentes com mineral

firme, encaixantes resistentes e forte mergulho.

Um mineral que se oxida rapidamente não pode ficar muito tempo na câmara e por isso a

separação entre pisos deve ser menor nesse caso. O mesmo vale para minerais propensos a

inflamação espontânea e aqueles propensos à aglomeração.

Comprimento das câmaras:

O comprimento das câmaras é normalmente de 25 a 100 m, mas também se empregam

comprimentos de até 150 m. Uma altura e comprimento maiores da câmara resultam

vantajosas pois reduz-se o conteúdo de mineral nos pilares intermediários e de nível e também

por ratear o custo dos trabalhos de desenvolvimento sobre uma quantidade maior de mineral.

Os inconvenientes da câmaras grandes são riscos de ruptura prematura do teto, aglomeração

de minério em função da pressão sobre o minério desmontado e maior percurso para

movimentação de materiais e ferramentas.

Largura dos pilares intermediários:

Ao explotar-se um jazimento com potência de até 3 m pode-se realizar o arranque sem deixar

pilares intermediários. As galerias e chaminés para trânsito e ventilação são construídas

diretamente dentro do minério desmontado.

Quando a potência e extensão do jazimento são maiores, e especialmente quando a rocha

encaixante é menos firme, devem deixar-se pilares intermediários. Sua largura é normalmente

de 4 a 10 m. Quando se faz a explotação sistemática dos pilares em retirada é melhor construí-

los de maior largura para melhorar as condições de arranque.

Altura dos pilares de nível:

124

Entre os níveis são deixados pilares que separam as explotações que tem o objetivo principal

de impedir a caída de material de reenchimento ou maciços desprendidos dos pisos superiores

nas explotações inferiores.

A espessura depende da potência do jazimento, resistência do reenchimento do mesmo,

firmeza da rocha encaixante, mergulho, tamanho dos setores de explotação e velocidade de

explotação. Também tem influência a técnica de explotação, ou seja, o tipo de “chutes”, pisos

e câmaras de carregamento que devem ser abertas dentro deles.

Trabalhos preparatórios:

- abertura de galerias de transporte e ventilação

- traçado de chaminés (“raises”) dentro dos pilares intermediários

- execução de travessas que ligam as chaminés aos locais de explotação

- execução de chaminés auxiliares e de ventilação

- execução de silos (depósitos) e chutes de extração

- traçagem das câmaras de carregamento

Uma vez terminados os trabalhos preparatórios se executa um realce em toda a extensão da

câmara com altura de 2,5 a 3 m. Após se passa ao arranque propriamente dito que se realiza

com furação horizontal ou inclinada de forma escalonada (bancadas invertidas). A defasagem

entre as frentes de arranque varia de 5 a 15 m.

Trabalho com armazenamento de minério e câmaras de disparo ou com furos compridos:

O trabalho com armazenamento de minérios só é apropriado quando tem-se jazimentos de

mineral firme, limitando a aplicação do método em muitos casos. Como o método tem muitas

vantagens como economia, grande rendimento, pequeno gasto com mão-de-obra e materiais

(fortificação), se procura formas de aplicação desse método em minerais não muito

resistentes. Nesse caso o perigo é o trabalho dos mineiros sob um teto inseguro e descoberto

em uma grande superfície.

125

Uma variante do método consiste em realizar disparos desde nichos localizados em subníveis

que se abrem em sentido ascendente. Outra alternativa é o disparo de furos compridos que são

perfurados desde o teto ou a partir de uma chaminé lateral.

Galeria de subnível Furos compridos horizontais Nicho e furação em leque

Condições de aplicação:

1. Minerais firmes;

2. Rochas encaixantes firmes que não se desprendam durante o arranque;

3. Mergulho do jazimento deve ser > 60o;

4. Potência do depósito deve ser maior que 0,8 m. Com potências menores o mineral se

comprime e não se pode extraí-lo;

5. Jazimento regular;

6. Parede lateral do depósito (lapa) deve ser plana para impedir o acúmulo de minério nas

irregularidades;

7. Limites do jazimento devem estar bem definidos;

8. Minerais não devem estar propensos a aglomeração depois das detonações, nem a

inflamar-se, nem a oxidação;

9. Jazimento deve ser uniforme e extenso já que, para poder realizar uma extração regular

deve-se armazenar uma quantidade de minério suficiente.

Vantagens do método:

- Custo baixo

- Arranque baixo

- Rendimento elevado na extração

126

- Custos de escoramento reduzidos

- Metodologia de trabalho fácil de aplicação

- Trabalhos preparatórios do bloco para explotação relativamente rápidos

- Ventilação fácil e eficaz das frentes de arranque

- A extração não depende do arranque diário, o mineral pode ser extraído regularmente e

sem interrupção nenhuma

- Não é necessário armazenar o mineral na superfície

- Quando existem minerais de qualidades diferentes nos distintos blocos de explotação

pode-se alcançar o teor médio extraindo-se o mineral de câmaras distintas

- A gravidade favorece o trabalho com explosivos

- Não há perda de mineral miúdo entre o reenchimento

Inconvenientes do método:

- Limitações grandes nas possibilidades de aplicação

- Não é possível classificação do mineral nem separação da ganga na explotação do bloco

- O mineral é contaminado por desprendimentos das encaixantes laterais

- Podem perder-se massas desconhecidas de mineral

- Dificuldade quando se produz uma bifurcação nas câmaras

- O minério desmontado se imobiliza nos chutes, em especial quando não existem níveis ou

câmaras de carregamento

- Pouca liberdade de movimento de pessoal nas câmaras sobre o minério desmontado

armazenado e transporte difícil de ferramentas

- Deve-se detonar o minério para fragmentação em pedaços pequenos

- Quando as laterais caem antes do previsto se perde muito mineral

- Não é fácil arrancar-se mineral das diversas frentes de extração de forma que se possa

blendar para obter o teor desejado

- Grandes reservas de mineral armazenado no interior representam uma imobilização de

capital notável

- Muito difícil passar desse método a outro diferente

127

Aplicação do “Shrinkage”:

Jazimento regular

Lapa firme e sem

Inclusão de mineral

0,8 a 24 m

(1,5 a 10 m)

Mineral firme sem

necessidade de ser

classificado α > 60o

Limites retilíneos e bem definidos

EXPLOTAÇÕES COM ESCORAMENTO” ( “TIMBER SUPPORTED STOPES”;

“SQUARE SET METHODS)

Incluem-se nesse grupo os métodos de explotação em que as aberturas criadas pelo arranque

do mineral são sustentadas por meio de escoramento artificial sistemático, geralmente

constituído de prumos de madeira. No caso de filões estreitos esse escoramento pode reduzir-

se a prumos simples colocados transversalmente entre o teto e o piso (capa e lapa). Esse

sistema necessita mineral resistente e encaixantes moderadamente estáveis.

O método do escoramento com madeira (“square set”) é o mais antigo de todos os métodos de

mineração e também o mais caro de todos. Pequenos blocos de minério são extraídos

sistemáticamente e substituídos por um prisma de prumos de madeira, unidos numa estrutura

de suporte e reenchidos nível a nível.

128

É um método versátil que pode ser operado ascendentemente, descendentemente ou em

direção e em qualquer forma de depósito. Pode ser usado em terreno frágil ou sob condições

de alto “stress”. Para as condições extremas de mineração o método do escoramento com

madeira é considerado como o último método a se recorrer.

Prumos horizontais: 1,8 a 2,4 m

Prumos verticais: 2,4 a 3,0 m

Diâmetro: 200 a 300 mm

São métodos de alto custo devido a mão-de-obra especializada e a madeira que necessitam.

O arranque é realizado em realces e os mineiros trabalham sobre andaimes apoiados sobre o

escoramento. As passagens de minério e vias de transporte de pessoal e materiais são

construídos dentro do escoramento.

As áreas mineradas são posteriormente preenchidas com estéril grosseiro. Algumas seções são

deixadas vazias para servir como galerias, passagens de pessoal e passagens de minério.

É um método adequado para pequenos corpos de minério de material de alto teor onde uma

alta recuperação é crítica (desejada) e também apropriado para terrenos fracos.

A unidade convencional de escoramento quadrado consiste de 4 prumos (2 horizontais e 2

verticais) unidos para formar juntos uma unidade. Um buraco de altura e profundidade

suficientes é perfurado na rocha para permitir a inserção de 1 ou mais unidades que são depois

calçadas através de cunhas contra as paredes laterais.

Nesse método, o vão da câmara que se deixa entre os pilares laterais é sustentado por prumos.

Estes são colocados segundo um modelo geométrico para apoiar andaimes como piso de

trabalho, revestimento de chaminés, silos, etc e para sustentar qualquer zona fraca nas

encaixantes.

Em geral as câmaras são preenchidas posteriormente. A maior aplicação atualmente é a

recuperação de pilares de mineral muito fraturado e de pilares deixados entre vazios ou zonas

reenchidas com estéril.

129

Especificações:

Resistência do minério: fraca a muito fraca.

Resistência da encaixante: fraca a muito fraca.

Forma do depósito: qualquer, regular a irregular.

Mergulho do depósito: qualquer mas preferencialmente > 50º

Tamanho do depósito: qualquer, geralmente pequeno.

Teor de minério: alto.

Uniformidade do minério: variável.

Profundidade: depósitos profundos até 2,6 km.

Desenvolvimento e produção:

Os serviços de desenvolvimento são restritos devido ao terreno fraco associado com o método

de escoramento. Os principais serviços executados são:

- galerias de transporte

- travessões para todas as frentes de explotação

- chaminés entre os níveis para acesso e ventilação

Pequena mecanização é possível, a gravidade carrega o minério nos “chutes”. Perfuração com

marteletes manuais a percussão com furos de 38 – 76 mm. Detonação com ANFO, lamas ou

emulsões carregados por cartuchos ou máquinas mecânicas em furos verticais ou horizontais.

Carregamento: a gravidade carrega o fluxo dos “chutes” para galerias de transporte.

Transporte: máquinas LHD ou trilhos (vagonetas).

Normalmente dois acessos ao depósito para ventilação e segurança.

Em geral esse método é empregado em conjunto com outro método de explotação como por

exemplo na recuperação de pilares ou minério residual que seja muito difícil de minerar por

outro método de lavra.

Vantagens de método:

130

- Flexível, versátil, adaptável a uma grande variedade de condições.

- Adequado para condições de terreno difícil onde a subsidência e caimento não são

permitidos.

- Seletivo para depósitos irregulares e ocorrência de minério variável. O estéril pode ser

escolhido e usado como material de preenchimento ou deixado como pilar.

- Excelente recuperação de minério (≅ 100%) e pequena diluição (≅ 0%).

- Necessita pequena mecanização com baixo custo de capital.

- Baixo custo de desenvolvimento.

Inconvenientes do método:

- Produtividade muito baixa (varia entre 0,9 e 2,7 ton/homem-turno).

- Taxa de produção muito baixa, método de pequena escala de produção.

- Alto custo de mineração.

- Intensivo em mão-de-obra, necessita pessoal altamente capacitado.

- Alto consumo de madeira para escoramento (custo).

- Perigo de incêndios, especialmente em minérios sulfetados e pouca segurança.

EXPLOTAÇÕES POR CORTE E ENCHIMENTO (“CUT AND FILL STOPES”)

Neste método o mineral é arrancado em cortes horizontais ou inclinados sucessivos,

trabalhando em sentido ascendente desde a galeria de base, como nas câmaras armazém. O

mineral é obtido a medida que se arranca nas frentes; o vazio produzido ao arrancar-se o

mineral é preenchido por estéril. Entre o reenchimento e o teto virgem de mineral se deixa um

espaço suficiente para que se possa trabalhar na perfuração do corte seguinte sem

dificuldades. O ciclo repetitivo de perfuração, detonação, carregamento e reenchimento é

característico do método.

O reenchimento serve, em primeiro lugar, para sustentar as paredes ou estéril da câmara. Em

minas pequenas o reenchimento pode proceder do estéril produzido pelo arranque na câmara

ou dos trabalhos de desenvolvimento geral da mina. Em trabalhos mineiros de maior

131

importância o reenchimento é composto de areia, cascalho ou estéril da planta de

concentração deslamado.

Para evitar o desprendimento de rochas de zonas frágeis localizadas, se empregam fogueiras

(pilares de madeira ou rocha), prumos de madeira e parafusos de teto para complemento do

reenchimento.

É um dos métodos mais utilizados na mineração metálica moderna e se considera como uma

alternativa do método de câmaras vazias (“open stopes”) que é preferível quando pode ser

empregado em encaixantes e mineral mais resistentes.

O mesmo equipamentos de perfuração pode ser empregado nos métodos de corte e

enchimento e câmaras vazias.

O corte e enchimento é o método de explotação mais flexível e pode ser aplicado a quase todo

tipo de depósito. Se a mineralização é irregular pode-se agrupar economicamente as zonas

ricas e pobres desenhando câmaras adequadamente e realizar uma explotação seletiva. O

reenchimento evita o desabamento da grandes proporções ao iniciar-se explotações abaixo de

níveis já explotados.

Em depósitos tabulares de forte mergulho e potência pequena a média, o mineral é arrancado

em direção, montando-se câmaras longitudinais e com a largura do depósito. Segundo a

corrida do depósito as câmaras podem ser do mesmo comprimento deste ou limitar-se por

meio de pilares de separação que diminuem o vão descoberto das encaixantes. Câmaras de

mais de 20 m de largura só são possíveis com mineral muito resistente. Se o depósito é mais

largo se preparam as câmaras como “cortes em direção transversal” com o eixo maior normal

às encaixantes.

As “câmaras com reenchimento” são empregadas em depósitos irregulares de minerais ricos

com ramificações que penetram nas encaixantes. Nesse caso é preciso selecionar a rocha da

encaixante que é posteriormente deixada dentro da explotação como reenchimento do corte.

Para preparar as câmaras nesse método se parte da galeria de transporte geral, situada a uns 12

– 15 m do fundo da futura câmara. Desde um recorte dessa galeria se executa uma rampa de

132

acesso que alcançará o fundo da câmara na altura indicada, cortando-se então o depósito com

um realce da capa até a lapa no centro da câmara. Alcançando a lapa do depósito se traça uma

chaminé no mineral até a galeria de cabeça (superior) que servirá para serviços gerais e

entrada de ar. A saída de ar é feita por duas chaminés de seção menor nos 2 extremos da

câmara.

As passagens de minério podem ser executadas entre o material de reenchimento ou na capa

estéril, separadas uns 8 a 10 m do mineral para maior segurança. A vantagem principal do

acesso com chaminé é que a preparação da explotação é barata e rápida, e se pode começar a

produzir rapidamente. Apesar disso apresenta o inconveniente de ser difícil de retirar peças

grandes pela chaminé e as unidades grandes de equipamentos como carregadoras e jumbos

ficam trancadas nas câmaras. Também não pode-se trocar os equipamentos de uma câmara

para outra e por isso os mesmos devem ter capacidade adaptada a produção de apenas 1

câmara.

Furação e detonação:

Normalmente se empregam furos ascendentes em detonações perfuradas por jumbos de 1, 2

ou 3 braços. Os esquemas tem 1,8 m de afastamento e 1,2 m de espaçamento entre os furos. É

empregado ANFO salvo nos casos de presença de água, que obriga a empregar explosivo

gelatinoso.

A experiência indica que consegue-se melhores resultados com furos inclinados de 10 a 30o

com a vertical e inclinação em direção ao avanço. Assim se consegue uma granulometria final

que facilita a carga do mineral.

A altura média do corte é e 3 a 4 m. Os blocos grandes são fragmentados a medida que se

apresentam.

Uma câmara pode ser dividida em várias câmaras menores conectadas entre si como seções de

trabalho. Desse modo pode-se produzir mais toneladas em uma mesma detonação.

A experiência indica que é melhor arrancar desde os extremos da câmara até o centro.

133

O trabalho inicial com a perfuração e detonação, seguida pelo carregamento do mineral

arrancado. O reenchimento é colocado segundo as necessidades a medida que avança o

arranque. Se a resistência do mineral e encaixantes permite pode-se arrancar todo o corte e

preenche-lo de uma só vez.

O ar de ventilação pode entrar pelo nível de baixo através de passagens de minério entre o

reenchimento. O ar penetrando no reenchimento apresenta o problema de que, ao secar-se o

reenchimento o ar arrasta o pó e também o mineral detonado pode tapar essas passagens. Por

isso é melhor que o ar entre pela rampa de acesso a chaminé central e saia pelas chaminés

perfuradas nos extremos da câmara.

Material de reenchimento:

O reenchimento de compõe de areia e estéril moídos na planta de concentração e rochas de

trabalhos preparatórios. Na câmara é espalhado com LHD se o material é seco. O

reenchimento hidráulico é descido pela câmara e distribuído com tubulação. A descida pode

ser feita por gravidade através de furos de sondagem.

As areias de reenchimento são classificadas para que o tamanho menor que 10 micra não

chega a 10%, de modo a poder-se drenar a água na câmara com facilidade e assim ter-se uma

superfície firme sobre a qual os mineiros podem trabalhar e empregar o maquinário quase que

imediatamente.

A drenagem é feita por decantação e filtragem. Por isso se coloca no reenchimento de cada

câmara vários tubos perfurados de drenagem e filtragem através dos quais escorre a água.

Com o objetivo de facilitar a recuperação dos pilares se tem usado adicionar ao reenchimento

cimento na ordem de 6 a 10% alcançando-se resistências da ordem de 0,7 a 10 MPa.

Especificações:

Tamanho do depósito: largura estreita a moderada (2 a 30 m). Pode ser comprido em

extensão. A largura do corpo de minério que pode ser minerada é limitada pela estabilidade

134

das encaixantes. Em depósitos largos câmaras transversais ou pilares são usados para

sustentação.

Forma do depósito: preferencialmente tabular.

Mergulho: quanto mais horizontal o depósito maior será a área exposta de encaixantes laterais

e minério. O mergulho está normalmente entre 35 e 90º.

Competência encaixantes e minério: pode ser usado em depósitos de relativamente baixa

resistência ou em zonas com alto tensionamento.

Extensão das câmaras: todo o trabalho é realizado dentro da câmara, portanto a largura deve

ser tal que as laterais possam ser suportadas com segurança. Geralmente são empregadas

larguras de 2 a 40 m.

Tamanho dos pilares: os pilares podem ser recuperados ou deixados para esmagamento com o

tempo (“post pillars”). Se os pilares forem recuperados posteriormente eles tem de ser

suficientemente largos.

Teor de minério: deve ser muito alto.

Seletividade: o método do corte e enchimento é o mais seletivo método de mineração e

permite alta recuperação de minério com mínima diluição.

Desenvolvimento:

- Galeria de transporte ao longo do depósito no nível principal,

- Chaminés curtas e vias de trânsito para pessoal até o nível inferior,

- Corte inferior na base da câmara, normalmente 5 a 10 m acima da galeria de transporte,

- Chaminés de ventilação e transporte de reenchimento a partir do nível acima.

Separação entre pisos:

Na maioria dos casos varia entre 40 e 60 m de altura.

Condições de aplicação:

- Potência entre 0,8 e 10 m,

- Quando se trata de minerais valiosos que devem ser extraídos totalmente,

135

- Jazimentos com mergulho superior a 45o,

- Quando o mineral tem resistência suficiente,

- Rocha encaixante pode ser solta,

- O filão pode ter apenas 1 mineral ou vários, assim como possuir zonas estéreis,

- Jazimentos podem conter contornos regulares ou irregulares, podendo também ser

formado de massas de mineral dentro da encaixante,

- Elegem-se métodos de reenchimento onde se exige segurança nas operações.

Vantagens:

- Pode-se explotar o mineral sem perdas.

- A extração pode ser intensa.

- Condições seguras de trabalho.

- Se pode explotar o mineral separadamente segundo os diversos teores, empregando estéril

como material de reenchimento.

- Possível a investigação do jazimento a medida que se realiza a explotação.

- Ventilação é boa.

- Pode-se passar facilmente a outro método de explotação.

- Pequeno consumo de madeira.

- É possível realizar uma explotação seletiva e blendagem de minério.

- Custos de preparação menores que nas câmaras armazém ou câmaras vazias.

- Podem dar produção rapidamente.

- O mineral sai a medida que se arranca e com ele o capital imobilizado é menor, evitando-

se problemas de oxidação e fogo.

- Necessita pouca mão-de-obra.

- Vigilância é fácil pelo trabalho estar muito concentrado.

- A segurança é boa pois trabalha-se em zonas sem tempo de degradação.

- A estabilidade da câmara e do conjunto da mina é grande em função do reenchimento.

- Pouca diluição do mineral (5 a 10%).

- A fragmentação dos blocos é feita na câmara evitando detonação nas passagens de

minério (“chutes”).

- Permite a colocação de estéril da planta de concentração.

136

- Produtividade moderada a média (9 a 18 ton/homem-turno, máxima: 27 a 36 ton/homem-

turno).

- Investimento de capital moderado, adaptável à mecanização.

- Versátil, flexível e facilmente adaptável.

- Excelente recuperação se minerados os pilares (90 a 100%).

Inconvenientes:

- A produção por câmara é irregular e por isso deve-se arrancar várias câmaras para

compensar (blendar mineral).

- Necessita-se um bom fornecimento de material para reenchimento. Isso resulta caro,

chegando a 50% do custo total.

- Os finos residuais do tratamento de estéreis ocasionam problemas de estabilidade no

reenchimento.

- Tende a ser intensivo em mão-de-obra requerendo mineiros bem treinados e supervisão

rigorosa.

- Reenchimento complica a ciclo de operações, causando descontinuidade na produção.

- Deve-se proporcionar acesso para equipamento mecanizado.

- O arranque é muito custoso.

- Os vazios são difíceis para reenchimento.

- É difícil construir e conservar as passagens de minério.

- Apresentam-se dificuldades quando a explotação é intensiva e se trabalha

simultâneamente em vários níveis realizando-se ao mesmo tempo o transporte de material

de reenchimento e minério.

- Pelo reenchimento se perde muito mineral quebradiço e fino.

Aplicação do “Cut and Fill”:

Minerais valiosos

Lapa resistente a média firmes ou resitência

moderada

Podem formar-se

137

concentrações de 0,8 a 10 m

minerais na encaixante

Lapa pouco resistente

α > 45o

Limites regulares ou irregulares

Trabalho por cortes em diagonal:

O mineral é arrancado por cortes inclinados de tal forma que tanto o mineral quanto o material

de reenchimento rolem até a passagem de minério central. Nesse método o jazimento é

dividido em níveis de 60 m de altura e estes em câmaras de 40 a 50 m de comprimento,

abrindo-se as chaminés de trânsito de pessoal, material e ventilação assim como as passagens

de minério e do material de reenchimento. A partir das passagens de minério se inicial o

arranque em cortes diagonais desde os ângulos inferiores, com inclinações da ordem de 37º. A

altura de cada corte está entre 1,2 a 3,6 m, sendo a mais empregada 1,5 a 1,8 m. Uma altura

maior aumenta a quantidade de minério desmontado na zona de trabalho e reduz o número de

ciclos de operação.

Vantagens:

- Método econômico.

- Ventilação é mais efetiva.

- Quando a estratificação e direção das diaclases são horizontais, a solidez do furo é maior

do que no arranque horizontal.

- Maior rendimento do que no arranque horizontal em função do transporte ser todo por

gravidade.

Inconvenientes:

138

- Não é possível realizar a classificação de mineral nas frentes de lavra.

- É difícil a realização dos trabalhos de investigação nas frentes de lavra.

- O mineral se contamina considerávelmente.

- Deve-se alternar o arranque do mineral com o preenchimento do espaço vazio aberto pela

explotação.

- Condições de aplicação limitadas.

- Trabalho é perigoso, muito mais difícil do que nas explotações horizontais pois os

mineiros se encontram sobre piso liso e firme e devem perfurar em posição incomoda.

Condições de aplicação do “Cut and Fill” inclinado:

Capa firme sem inclusões Mineral de

de mineral firmeza moderada

que não necessita

classificação na

explotação

até 6 m

(ideal até 3 m)

Lapa resistente

α > 45o

Limites regulares

EXPLOTAÇÕES POR CORTE E ENCHIMENTO DESCENDENTE (“UNDERCUT

AND FILL STOPES”)

Neste método o arranque se realiza em cortes horizontais, que são reenchidos colocando

préviamente uma laje de concreto sobre o reenchimento cimentado, o qual serve de teto

artificial para o corte seguinte.

139

Esse método substitui o corte e enchimento ascendente nos casos de mineral fraco e fraturado,

cujo teto pode ceder e complicar a explotação.

É um método recente que apresenta as seguintes vantagens

- permite recuperar o mineral em proporção muito alta,

- evita a instabilidade com mineral e encaixantes fracas,

- elimina totalmente a sustentação dos tetos,

- aumenta a segurança na explotação.

Uma das primeiras aplicações foi realizada pelos japoneses para explotação integral de uma

massa mineral de cobre no depósito de Juroko.

O depósito tem 800 m de comprimento, 500 m de profundidade e 20 m de espessura. O teor

médio é de 2,5% Cu, 1,3% Pb, 4,2% Zn, 18% pirita, 1 g/ton Au e 90 g/ton Ag. O mineral e as

encaixantes são pouco resistentes. Além disso a presença de água torna as condições

operacionais difíceis.

O jazimento é dividido em blocos de 30 x 20 x 10 m (até 40 m de altura). Esta servido por 2

chaminés nos extremos que servem para transporte de pessoal e material e outra para saída de

mineral. Uma galeria inferior comunica as duas chaminés.

140

A explotação se faz com arranque em transversal (a través), em forma de galerias de 3 m de

largura e 2,5 m de altura que avançam desde a primeira galeria de enlace (horizontal com o

comprimento do bloco entre as duas chaminés) alternando pilares da mesma largura. Quando

se termina um corte se prepara em cada câmara um piso de 50 cm de concreto armado com

tela metálica sobre o tablado de madeira. O concreto é feito com 15% de cimento mais escória

e estéril sem lodo em partes iguais. Os 2 metros restantes são reenchidos com material seco e

sem cimento. Posteriormente se arrancam e reenchem os pilares do mesmo modo. Terminado

um corte se inicia o inferior. O reenchimento dessa explotação chega a 20 ton/h.

EXPLOTAÇÕES POR FRENTE LARGA (“LONGWALL”)

O “longwall” é um método de transição que já pode ser considerado um método de

abatimento do teto. O método é aplicado para camadas relativamente horizontais, depósitos de

forma tabular no qual uma longa face de arranque é estabelecida cortando o painél entre duas

galerias de entrada, e avança ou retrocede através de cortes paralelos à face, auxiliado pelo

caimento completo do teto ou paredes laterais atrás dele.

O comprimento da face, ou frente, é medida em centenas de metros. A largura do local de

trabalho é pequena e medida em metros. A frente larga e mantida aberta por um sistema super

pesado de macacos de teto que formam uma proteção (couraça) sobre a face como o corte é

feito ao longo do comprimento da face, o suporte retrai, avança e é reposicionado deixando o

teto cair atrás. Desde o seu desenvolvimento no século 17 tem havido inovações que levaram

a sua alta mecanização como transportadores móveis, flexíveis e reforçados, máquinas de

mineração contínuas de alta velocidade, controle de teto e práticas de caimento.

O caimento do teto evita a geração de tensões e carregamento sobre o suporte retrátil. O piso

deve ser competente para possibilitar uma fundação firme para o suporte do teto. A

subsidência pode estender-se até a superfície.

Dimensões típicas do “longwall” em mineração de carvão:

- comprimento da face (largura de painel): 150 à 500 m

- largura da face: 2,4 à 3,6 m

- altura da face: 0,9 à 4,5 m

141

- profundidade de corte (plaina/”shearer”) 76 à 762 mm

Especificações:

- Competência do minério: preferencialmente material fraco que possa ser cortado por

mineradores contínuos

- Competência da encaixante: deve ser fraca a moderada, pode quebrar e cair,

preferencialmente estratificada. O piso deve ser firme e não plástico.

- Forma do depósito: tabular.

- Mergulho: deve ser pequeno (<12o), preferencialmente plano e uniforme.

- Tamanho de depósito: deve ter grande extensão em área, em camadas horizontais (1 a 5 m

de espessura) e uma espessura uniforme.

- Teor de minério: moderado.

- Profundidade: moderada (150 a 900 m) para carvão até muito profunda (< 3,5 km) para

outros minerais.

Produção:

Equipamentos para “longwall” envolvem quebra de minério, sustentação do teto e transporte

por “panzers” e correias transportadoras flexíveis. Para quebra são usados 2 tipos de máquinas

de minério contínua: plainas e “shearers”. A plaina faz um corte superficial e é limitada para

camadas delgadas ou de espessura moderada, mas tem baixo custo de aquisição e

manutenção. A “shearer” executa um corte mais profundo e é aplicável a camadas de

espessura moderada a espessas, mas tem alto custo de aquisição e operação. O suporte é feito

com prumos de madeira ou macacos de teto.

O desenvolvimento é similar ao método de câmaras e pilares. Galerias principais são traçadas

dentro da propriedade, a partir das quais galerias ortogonais dividem o depósito em grandes

blocos (setores). A mineração pode ser realizada por “longwall” ou câmaras e pilares. Quando

as galerias estão completadas e chegam a face do “longwall”, junto com a ventilação, então o

primeiro é realizado cortando a face na sua extensão. O suporte hidráulico então avança

deixando o teto cair atrás. O “panzer” utilizado para transportar o carvão ao longo da face é

movido em direção à frente pelo suporte enquanto a máquina de mineração avança. A

capacidade de suporte dos macacos hidráulicos chega a 450 ton/unidade.

142

A mineração por “longwall” em rocha resistente difere completamente da prática em carvão.

A principal diferença é a quebra e carregamento do minério bem como o suporte de teto.

Devido a dureza do minério, detonação e um ciclo convencional de mineração deve ser usado.

LHD’s e “scrappers” carregam e transportam o minério. Madeira, aço ou postes de concreto

providenciam o suporte.

Vantagens:

- A maior produtividade subterrânea, continuidade das operações e baixa intensidade de

trabalho (mão-de-obra), resultando em alta produção.

- Baixo custo de mineração, o menor de todos os métodos de mineração subterrânea.

- Alta taxa de produção, método de larga escala.

- Continuidade na produção, permitindo a condução de operações cíclicas simultâneamente.

- Possível de ser mecanizado e automatizado (controle remoto).

- Pequena necessidade de mão-de-obra.

- Alta recuperação (70 a 90%) e baixa diluição (10 a 20%). Teóricamente é possível

recuperações próximas a 100% se os pilares das galerias de entrada forem recuperados.

- Operação concentrada facilitando suporte, fornecimento de materiais e ventilação.

- Aplicável a camadas profundas sob más condições de teto.

- Muito boa segurança e salubridade, especialmente com respeito a acidentes com o teto. A

poeira pode ser um sério problema ambiental.

Inconvenientes:

- Caimento e subsidência ocorre sobre uma grande área, aproximadamente 10 a 80% da

altura minerada. Pode e deve ser controlado.

- Método muito inflexível e rígido no “lay-out” e execução. Não seletivo exceto na variação

da altura da face.

- Taxa de mineração deve ser uniforme para prevenir problemas de subsidência e suporte

(escoramento do teto).

- Alto custo de capital (investimento).

- Alto custo de movimentação dos equipamentos entre painéis.

143

- Calor na área caída pode criar problemas de temperatura, umidade e combustão

espontânea (carvão).

144

GRUPO III: EXPLOTAÇÕES COM CAIMENTO DO TETO (“CAVING METHODS”)

Nesses métodos de lavra se emprega para o arranque dos minerais a gravidade e a pressão dos

terrenos situados acima do mineral. Isso ocorre quando se recorta a parte inferior do jazimento

ou do setor de explotação e se deixa abater o bloco situado acima do alargamento aberto no

depósito.

Como não é necessário o uso de explosivos na lavra nem a manutenção do espaço explotado

resulta num baixo custo de lavra.

Quanto mais propensos sejam o mineral e a rocha encaixante do teto ao caimento mais

vantajosa é a aplicação desse método.

O trabalho por caimento de teto resulta especialmente indicado para a explotação de

jazimentos muito potentes de grande extensão superficial e com uma encaixante de

recobrimento propensa ao caimento.

Esses métodos tem aplicação limitada a depósitos de mineral que se abatem favoravelmente,

de modo que o mineral fragmentado se extraia facilmente pelos sistemas de extração

inferiores dos vazios (câmaras).

Os fatores determinantes para definir a profundidade limite da explotação econômica do

caimento são as tensões, possibilidade de controlar o entorno e o custo de conservação das

galerias na zona inferior às câmaras.

O trabalho por abatimento pode dividir-se em 3 tipos:

1. Trabalho por cortes horizontais com caimento (“top slicing”)

2. Trabalho por níveis de caimento (“sublevel caving”)

3. Trabalho por caimento de blocos (“block caving”)

No trabalho por cortes horizontais com caimento se explota o jazimento em cortes cuja

potência corresponde a altura das galerias ou um pouco maior. No trabalho por níveis de

caimento o jazimento é dividido em cortes mais potentes traçando-se uma série de galerias.

145

No trabalho por caimento de blocos se arranca de uma só vez o bloco compreendido entre

duas galerias, em sentido ascendente.

Todos os métodos de caimento são baseados no fraturamento do minério e da rocha

encaixante sob condições controladas.

EXPLOTAÇÃO POR CAIMENTO DE BLOCOS (“BLOCK CAVING METHODS”)

No método de caimento de blocos (“block caving”) a mobilidade do minério no meio de

caimento é conseguida sem perfuração e detonação da massa de minério. A desintegração do

minério e estéril aproveita-se do padrão natural de fraturas, tensão, deformação e gravidade.

Esse método consiste em arrancar um bloco de mineral em um depósito de grandes dimensões

por abatimento e fragmentação do mineral que se vai extraindo pela base do bloco.

A mina é dividida em grandes blocos, usualmente com uma seção horizontal com área

superior a 1.000 m2.

Cada bloco é cortado na base por um recorte horizontal da largura do bloco. Pela ação da

gravidade ocorrem sucessivos fraturamentos da massa rochosa causando seu caimento e

fragmentação. A zona de fratura segue progressivamente em toda massa rochosa

ascendentemente. A medida que progride o caimento a fragmentação melhora, o mineral se

quebra e pode ser assim extraído pela base, em numerosos pontos de carga.

A explotação por caimento de blocos vem sempre acompanhada de subsidência na superfície

exterior.

Com o trabalho por caimento de blocos o mineral se mistura com rochas desprendidas das

encaixantes ou do terreno de recobrimento e as perdas na explotação e impureza do minério

são consideráveis.

Desenvolvimento e preparação dos blocos:

146

Para preparação do bloco a abater se começa por traçar uma série de galerias de carregamento

dispostas em um esquema regular. Estas se ligam a base do bloco ou com o recorte horizontal

através de passagens de minério e chaminés. Essas galerias sofrerão fortes pressões. Esses

trabalhos devem terminar antes de intensificar o caimento.

Durante a produção o bloco não é perfurado a não ser para romper algum bloco de tamanho

demasiado que não possa ser carregado. Para conseguir boa recuperação de mineral e evitar a

contaminação com estéril é preciso conseguir que a superfície do bloco que esta sendo abatido

forme um plano contínuo. Para isso é necessário um controle rigoroso da quantidade de

mineral que é retirado em cada ponto de carga inferior.

A fragmentação se realiza naturalmente e os entupimentos podem causar problemas sérios,

perda de mineral e contaminação do mesmo.

Não se deve deixar espaço vazio grande entre o mineral caído e o maciço que se fragmenta pis

se este se destaca produz uma verdadeira explosão ao comprimir o ar do vazio.

Como o terreno está fraturado pelo abatimento é fácil a penetração das águas superficiais e

dos aqüíferos nos locais de trabalho. Deve-se prover uma capacidade de bombeamento para o

máximo ingresso de água estimado. Quando o caimento progride em profundidade os restos

das encaixantes vão preenchendo os vazios atuando como uma esponja e diminuindo o fluxo

de água. Se existe um grande aqüífero deve-se dispor de bombas fortes que elevem a água

desde a base do caimento.

Especificações:

- Competência do minério: fraca a moderada ou mesmo levemente resistente,

preferentemente friável ou mole, fraturado ou com juntas, nunca blocos; caimento livre

sob seu próprio peso quando recortado na base, escoamento natural; não grande quando

úmido, sem propensão à oxidação. Para operação com grelhas e “scrapper” é necessária

fragmentação fina à média (diâmetro < 0,5 m) e para operação com LHD e equipamento

de quebra secundária fragmentação média a grossa (diâmetro entre 0,5 e 1,5 m).

- Resistência da encaixante: fraca a moderada, similar as características do minério,

contorno distinto entre minério e rocha.

147

- Forma do depósito: maciço ou tabular espesso, muito regular. A forma não um fator

crítico.

- Mergulho do depósito: muito inclinado (> 60o) ou vertical, pode ser horizontal se bastante

espesso.

- Tamanho do depósito: grande em superfície, deve ser grande o suficiente para garantir os

requisitos de produção. Espessura maior que 30 m.

- Teor do minério: baixo, ideal para minério disseminado, mais indicado método

subterrâneo para depósitos de baixo teor.

- Uniformidade do minério: minério deve ser bastante uniforme e homogêneo, a

classificação de minério não é possível.

- Seletividade: não é possível.

- Profundidade do minério: moderada (entre 600 e 1.200 m). A profundidade deve ser

suficiente para gerar uma tensão da cobertura superior à resistência da rocha.

- Condições de superfície devem permitir subsidência.

Desenvolvimento:

Convencional:

- Conjunto de galerias de carregamento e transporte embaixo de cada bloco.

- Passagens de minério e chaminés estreitas para minério até o nível de fragmentação de

blocos (“grizzly level”).

- O nível de transporte é desenvolvido quando a fragmentação é controlada e detonação

secundária é utilizada.

- Outro conjunto de chaminés estreitas para minério são alargadas em cones no nível de

corte inferior.

- Um corte inferior é realizado abaixo do bloco e afunilado dentro da galeria de transporte

principal.

- O desenvolvimento acima é para mineração convencional por caimento de blocos onde o

minério é carregado em carros de mina (vagonetas) através de chutes.

Trilhos:

- Se o transporte é por trilhos (ferrovia) então o ponto de carregamento é comum e o

desenvolvimento é simplificado omitindo o nível de fragmentação (“grizzly level”) e o

148

segundo conjunto de chaminés estreitas. Existe uma alta tensão de rocha embaixo do

bloco portanto a seção de todas as aberturas são as menores possíveis e necessitam suporte

pesado com concreto.

- O espaçamento entre os pontos de carregamento é uma função do tamanho do

equipamento utilizado, competência das galerias e necessidades de sustentação (avaliado

geralmente pelo RMR).

- O estágio de desenvolvimento é demorado e complicado normalmente necessitando

muitos anos para colocar um bloco em produção.

Produção:

Uma vez que o corte inferior esteja completo o minério escoa para dentro das chaminés

estreitas ou cones como um processo contínuo onde o material é removido pelo nível de

carregamento.

O manuseio de minério para o sistema “block caving” convencional com um nível de

fragmentação (“grizzly level”) e chaminés estreitas (“finger raises”) utiliza a gravidade para

transferir o material para carros de mina. Entretanto os “chutes” necessitam fragmentação

pequena a fina e a fragmentação é intensiva em trabalho e um dos gargalos da produção. Na

mineração por trilhos e carregamento através de pontos de transferência (“drawpoints”), são

utilizadas LHD’s para carregamento e manuseio de material grosseiro. O trabalho de

desenvolvimento é reduzido substancialmente pois não existe nível de fragmentação,

chaminés estreitas, etc.

É importante haver um grande controle na extração pois a superfície superior do material

abatido deve ser mantida nivelada, portanto o volume escoado em diferentes pontos de

transferência deve ser planejado e controlado para possibilitar a máxima recuperação de

minério com a mínima diluição.

Geralmente sob condições favoráveis, o abatimento de blocos é um método de mineração

econômico. O inconveniente é a grande quantidade de desenvolvimento necessário e o tempo

até a produção atingir plena capacidade.

Caimento e fragmentação são extremamente difíceis de serem previstas ou controladas.

149

Matacões e blocos pequenos entopem os pontos de transferência e são difíceis de manusear,

também eles devem ser abatidos ou fragmentados.

Como regra geral, para um depósito passível de abatimento, aproximadamente 50% dos

fragmentos de minério devem quebrar em pedaços com diâmetro de 1,5 m ou menor. Não

deve-se ter grandes áreas vazias formadas pois isso pode resultar em uma explosão de ar ou

alta tensão nos abatimentos.

Desenho e controle dos pontos de extração de minério:

O controle de extração de minério é uma função do espaçamento entre os pontos de

transferência. Com um espaçamento ideal são formadas elipses contíguas de extração na área

abatida. Espaçamento excessivo ou muito apertado produzem zonas de extração que podem

gerar problemas de controle de teor ou altas tensões nos pontos de transferência. Em plano os

pontos de transferência devem ser dispostos em padrões hexagonais ou quadrados. Após o

bloco ser cortado na base a ação do caimento começa devido ao corte e progride

ascendentemente em um padrão através do depósito. O único meio de controlar o caimento é

através do controle da extração de minério abatido.

Um controle efetivo da extração otimiza o controle de teor, aumenta a recuperação e reduz a

diluição. A taxa atual de extração varia entre 152 mm até 1,2 m por dia alcançando taxas de

produção entre 5.400 a 59.000 ton/dia. Na prática o espaçamento entre pontos de transferência

varia entre 4,5 e 12 m.

Vantagens:

- Uma vez iniciado o caimento obtém-se uma produtividade elevada (varia entre 14 a 36

ton/homem-turno, máximo: 36 a 45 ton/homem-turno).

- Baixo custo de mineração, o menor entre os métodos de mineração subterrânea (custo

relativo de 20%, igual ao do “longwall”).

- Maior taxa de produção entre os métodos subterrâneos, método de larga escala de

produção.

- Alta recuperação (90 a 125%) mas a diluição pode ser alta (10 a 20%).

- A fragmentação do minério ocorre pelo caimento induzido pelo corte na base, não existe

custo de perfuração e detonação exceto para fragmentação secundária.

150

- Possível de extração por gravidade ou manuseio totalmente mecanizado: operações

padronizadas e repetitivas.

- Ventilação normalmente muito satisfatória; boas condições de saúde e segurança (exceto

no corte inferior e em alguns pontos de transferência).

Inconvenientes:

- Caimento e subsidência ocorrem em larga escala, perigo indiscriminado na superfície.

- Controle de extração é crítico para sucesso do método.

- Desenvolvimento lento, exaustivo e caro.

- Conservação das aberturas nas áreas de produção é substancial e cara se os pilares são

carregados excessivamente.

- Método rígido e inflexível.

- Possível combustão espontânea no arco ou minério durante caimento se a extração é lenta

ou atrasada (risco alto se o conteúdo de enxofre é maior que 45%).

- Alto investimento.

- Elevada contaminação do mineral. O mineral de baixo teor, próximo a cobertura ou

laterais do depósito de contamina excessivamente se o controle do caimento não é bom.

- Não é possível a explotação seletiva do mineral de alto e baixo teor. Só é extrair-se tudo

junto.

EXPLOTAÇÃO POR CAIMENTO DE SUBNÍVEIS (“SUBLEVEL CAVING METHODS”)

Nesse método se divide cada nível do depósito em subníveis de 7 a 15 m de altura. Em cada

nível se recorta o depósito da capa até a lapa desde uma galeria situada na lapa. Essa galeria se

comunica com uma chaminé ou funil (“poço-tolva”) que interliga os recortes das galerias

superiores e inferiores do nível. As galerias de recorte (transversais) de cada subnível são

traçadas alternadas e a partir delas se perfuram furos ascendentes, paralelos às encaixantes e

dispostos em leque.

151

O corpo de minério é dividido em subníveis. Cada subnível é desenvolvido com um conjunto

regular de galerias que atingem a seção completa do depósito. Em depósitos largos as galerias

são posicionadas como travessas perpendiculares (transversais) a uma galeria de subnível

traçada na lapa; em depósitos estreitos as galerias são traçadas paralelamente ao comprimento

do depósito (em direção).

A partir das galerias de subnível, a seção de minério imediatamente acima é perfurada com

furos longos num padrão em leque (à frente da detonação). Muitos subníveis podem ser

perfurados completamente antes que a detonação e produção sejam iniciadas.

Para iniciar o arranque se abre um recorte no teto de cada pilar de subnível, que servirá de

face livre para detonação e se arranca o minério em retirada, da capa até a lapa do depósito.

Simultâneamente existem galerias de subnível em arranque e em carregamento, em perfuração

e em preparação.

A detonação de um subnível inicia na capa ou limite final do depósito, retrocedendo até

chegar a lapa (em depósitos largos) ou, em depósitos estreitos, ao longo do mergulho. A

extração de minério segue ao longo de uma frente aproximadamente plana, permitindo muitos

pontos de carregamento no mesmo nível para serem empregados, alternando com níveis

acima e abaixo. A detonação de um leque quebra o minério, causando seu caimento dentro da

galeria de subnível. A partir da galeria o minério é carregado e transportado para passagens de

minério (“ore passes”). Quando a diluição com rocha estéril é excessiva outro leque é

detonado.

O mineral arrancado na detonação é carregado com LHD e transportado até a chaminé da lapa

por onde é transferido ao nível de transporte principal inferior.

Os estéreis do teto seguem o caimento do mineral fragmentado e podem contaminá-lo no final

do carregamento. Esse deve terminar quando a porcentagem de estéril é excessiva. A diluição

varia entre 10 e 35% e a perda de mineral entre 10 e 20%.

Especificações:

152

- Depósitos verticais ou de grande espessura vertical.

- Mineral resistente que não precise de escoramento nas galerias, que devem ser amplas

para permitir que as carregadoras LHD e jumbos circulem livremente.

- Convém que o teto caia regularmente pois é preciso que as rochas do caimento se apoiem

constantemente sobre o mineral extraído, evitando-se o caimento brusco de grandes

blocos.

- O terreno superficial deve permitir subsidência.

- Devido a diluição e perdas de mineral só se aplica esse método em minerais de pouco

valor, sem problemas de tratamento na concentração. Pode-se aplicar esse método sem

grandes problemas na mineração seletiva em depósitos de teor variável.

- Resistência do minério deve ser moderada a alta, necessitando de detonação. O minério

deve sustentar-se sem necessidade de escoramento excessivo. É necessária menor

resistência do que nos métodos sem sustentação do teto, mas maior que no método de

caimento de blocos.

- Resistência das encaixantes deve ser fraca a moderada, pode fragmentar como blocos, mas

deve ser fraturada ou com juntas e abatível, preferentemente em fragmentos moderados a

grandes, com poucos finos para diminuir a diluição de minério.

- Depósito de forma tabular ou massiva (alongada em uma direção, preferentemente

vertical). O depósito pode ser moderadamente irregular, entretanto uma forma uniforme

permite otimizar a extração de minério e minimizar a diluição.

- O mergulho do depósito deve ser grande (> 60o) ou vertical. Pode ser horizontalizado se o

depósito é espesso.

- O tamanho do depósito deve ser grande, com uma extensão vertical ou em área. Espessura

> 6 m).

- Teor de minério moderado. Minério relativamente uniforme, classificação não é possível e

a diluição deve se aceitável. Seletividade limitada mas possível com perdas de minério.

- Diluição alta, muito sensível à fraca fragmentação (causada por desvios nos furos, técnica

de detonação), resultando em entupimento dos pontos de carregamento e estrago nas

frentes..

- Profundidade moderada (< 1,2 km).

- A capa deve ter caimento fácil para acompanhar minério fragmentado.

153

- O requisito mínimo para estabilidade do minério é a de que as galerias de subnível devem

se autosustentar, necessitando apenas de escoramento ocasional. A capa deve acompanhar

a extração de minério em caimento contínuo e a superfície deve permitir subsidência.

Desenvolvimento e produção:

Se inicia a preparação traçando-se as galerias de subnível, arrancando cerca de 20% do

mineral. Devem também ser erguidas várias chaminés que interligam os subníveis superiores

e inferiores com os níveis de cabeça (galeria superior) e de base (galeria inferior de

transporte). Por elas se baixa o mineral para o nível de transporte e passam o pessoal e

material, apesar de que para esses últimos serviços se prefere hoje abrir na lapa rampas em

espiral.

O fator mais importante de controlar é a descarga de mineral arrancado debaixo da massa de

rochas quebradas pois estas tendem a fluir na forma de elipse. A quantidade que deve fluir

está limitada na base por ângulos de talude de 65 a 70º.

A perfuração é executada na forma de leque que irradia para cima a partir da galeria de

subnível. A melhor disposição da frente e fragmentação mais favorável se consegue

inclinando os furos adiante com ângulo típico de 20 a 30o, ou seja, furos formando ângulo de

70 a 80o com a horizontal. A distância entre furação é de 1,5 a 1,8 m e em cada detonação se

disparam 2 a 3 fileiras de furos com utilização de retardos.

O equipamento de perfuração típico é o jumbo com 2 a 5 lanças, diâmetro de 51 a 76 mm,

fator de perfuração na ordem de 0,2 m/ton, detonação com ANFO, carregamento de minério

com LHD, transporte de minério com LHD, trens ou correias transportadoras. Em cada

disparo pode-se detonar de 500 a 1000 toneladas de mineral. O teor médio por detonação se

calcula pelas amostras de 4 subníveis adjacentes. Quando 3 amostras seguidas do final do

descenso mostram teor abaixo do “cut-off” se para o carregamento e procede-se a nova

detonação.

A movimentação de minério envolve carregamento do minério na galeria de subnível,

transporte e tombamento do mineral em passagens de minério por LHD. Os subníveis são

projetados de acordo com o tamanho da carregadeira.

154

A contaminação cresce rapidamente até o final do carregamento. Com 70% de mineral

recuperado pode haver 15% de diluição e com 90% a diluição sobe para 20 ou 30%.

O método emprega um “lay-out” sistemático e regular de procedimentos de preparação e

produção. Desenvolvimento, perfuração para produção e carregamento são executados em

diferentes subníveis simultâneamente permitindo operações contínuas e independentes umas

das outras.

O método é altamente propício à mecanização, com muitas faces de trabalho e produção

eficiente, alta diluição e perda de minério. O minério é detonado contra estéril fragmentado o

que leva a alto consumo de explosivos.

O caimento por subníveis está declinando em popularidade devido a baixa recuperação de

minério (65%), alto custo de produção, alto custo de desenvolvimento por tonelada produzida

e alta intensidade de perfuração e detonação para gerar minério granular móvel dentro do

meio abatido.

Deve-se realizar o caimento das encaixantes da capa através de perfuração e detonação para

prevenir a queda de grandes blocos de estéril e evitar acidentes tipo “air blast”.

Os parâmetros de projeto no caimento por subníveis são grandemente uma função dos

mecanismos de caimento. Controle cuidadoso deve ser realizado no projeto para evitar

diluição excessiva do minério. Dependendo das características do depósito e das encaixantes o

intervalo ótimo entre subníveis varia de 9,1 a 13,7 m entre centros, e entre travessões de 7,6 a

10,7 m. Travessões são de seção quadrada de 2,7 a 3,8 m. Furações em leque tem uma

inclinação máxima de 70 a 80o e espaçamento de 1,2 a 1,8 m.

Vantagens:

- Alta produtividade (varia de 18 a 36 ton/homem-turno, máxima: 36 a 45 ton/homem-

turno).

- Alta taxa de produção, método de larga escala.

- Alta recuperação (80 a 90%, até 125% se possível diluição em excesso).

155

- Passível de mecanização completa das operações.

- Em parte adaptável, flexível e seletivo: não necessita de pilares de proteção evitando

perda de minério.

- Boa segurança,

- Pode ser aplicado a depósitos pequenos com flexibilidade.

- O mineral é arrancado continuamente e não tem tempo de deteriorar-se nem de entrar em

combustão.

- Pode ser empregado em minerais úmidos e enlameados que não servem para explotação

via “block caving” ou “shrinkage”.

- Mais econômico que outros métodos para terrenos inconsistentes, especialmente em

relação ao “square set” e “undercut and fill”.

- Pode ser utilizado para recuperar pilares grandes por caimento entre o material de

reenchimento.

Inconvenientes:

- Deve-se tolerar uma alta diluição (20 a 30%) ou uma pequena recuperação de minério.

- A ventilação das frentes é difícil, cada subnível exige normalmente tubulação auxiliar de

ventilação acionada a diesel.

- Produzem-se importantes repercussões na superfície (subsidência).

- Custo de mineração moderado a alto (custo relativo: 50%; “block caving”: 20%).

- Controle de extração de minério é crítica para o sucesso do método.

- Alto custo de desenvolvimento.

- Deve-se providenciar acesso aos blocos para equipamento mecanizado, normalmente

através de rampas espirais na lapa do minério (estéril).

156

APROPRIAÇÃO DE CUSTOS EM MINERAÇÃO SUBTERRÂNEA

Objetivos:

- Definir a produtividade da mina,

- Definir componentes mais importantes do custo de produção,

- Definir o custo unitário de produção ($/ton),

- Definir a produtividade do mineiro (ton/homem-turno).

Minas profundas: 55 a 70% do custo total é mão-de-obra.

Minas pouco mecanizadas: 75 a 90% do custo é mão-de-obra

Em função de ser difícil o controle, os serviços em subsolo tendem a ser contratados por

empreitada, relacionados com as ton extraídas, números de metros de trilhos colocados,

número de furos perfurados, metros de avançamento de galeria, etc.

Apropriação em mineração profunda:

São apropriados em separado: - custo de mineração

- custo dos serviços de apoio . escritório

. almoxarifado

. saneamento

. urbanismo

. instrução e saúde

Parcelas componentes do custo de mineração:

- mão-de-obra do operário mineiro;

- mão-de-obra da administração;

- material de consumo: explosivos, prumos, cabos, fios, acessórios, combustível, etc;

- serviços subterrâneos internos: ventilação, transporte, escoramento, iluminação, etc;

- consumo de eletricidade;

- fornecimento de serviços da superfície: oficinas mecânica, elétrica, manutenção, etc.

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Classificação de despesas (critério funcional):

Operações básicas => recebedoria subterrânea => transporte vertical => recebedoria superfície => pesagem e expedição final

Boletim de Apropriação de Custos

Serviços de subsolo Frentes de lavra, alargamentos, galerias estreitas de avançamento

Serviços de apoio no subsolo

I. Mão-de-obra

Serviços de superfície Recebedoria

Extração nos poços, oficinas de manutenção, segurança

Quota da administração (rateio)

Encargos sociais

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Diretamente debitado à mineração

II. Material de consumo Requisitado pelas oficinas para serviços de mineração

Manutenção eletromecânica requisitado para mineração

Custo operacional (direto): I + II

Mapa de Custos segundo Setores da Produção

Determinação do custo global da produção = Σ custos parciais de cada setor de produção

Despesas de consumo imediato (explosivos, acessórios, madeira, material de construção,

peças de reposição, lubrificantes, mão-de-obra, etc) são incorporados diretamente ao custo de

cada serviço.

Material permanente ou equipamentos devem ser despesas rateadas, mês a mês, através da

depreciação/amortização, mediante diretrizes estabelecidas pela direção da empresa.

- Setor de Mineração

- Setor de Serviços Complementares

- Setor de Beneficiamento

- Setor de Serviços Administrativos

- Setor de Serviços Auxiliares

- Setor de Manutenção

- Setor de Transportes de Superfície

Mineração:

- Lavra,

- Transporte horizontal,

- Segurança,

- Manutenção,

- Serviços gerais,

159

Setores (Departamentos)

- Desenvolvimento,

- Administração/fiscalização.

Serviços complementares:

- Portaria do poço,

- Recebedoria em superfície,

- Transporte vertical,

- Pesagem e ensilagem,

- Vigilância.

Beneficiamento:

- Britagem e classificação,

- Concentração,

- Deposição de rejeito.

- Serviços administrativos:

- Serviço de pessoal,

- Almoxarifado,

- Escritório central,

- Fiscalização,

- Secretaria, etc.

Serviços auxiliares:

- Ambulatório,

- Balconistas para distribuição de material de consumo,

- Telefonista, etc.

Manutenção:

- Serviços de oficina mecânica,

- Serviços de manutenção elétrica,

- Carpintaria, ferraria, solda e fundição, etc.

Transporte de superfície:

160

- Interno (até a planta de beneficiamento),

- Externo (até o mercado).

Mapa de custos por setor da mina:

Custo / subsetores Lavra Desenvolv Transporte Segurança Manutenç Ser. Gerais Adminstr TotalA. Mão-de-obraB. Encargos sociaisC = A + BD. MateriaisE = C + DF. Energia ElétricaG. Depeciações

Cotas principais do mapa de custo:

1. Mão-de-obra

- aplicação direta: INSS, Funrural, INCRA, salário família, salário-educação, SENAI, SESI

2. Encargos sociais - aplicação indireta: Seguro acidente trabalho, descanso semanal, férias, FGTS, 13o salário,

salário doença, insalubridade, taxas adicionais (noturno)

3. Materiais

Custos operacionais e custos totais dos setores:

Custo operacional ou custo direto:

- Isento das despesas relativas à depreciação, amortização, impostos e encargos financeiros.

- Básicamente acumula despesas relativas a mão-de-obra, materiais e encargos sociais.

- Após se adicionam via rateio despesas relativas a energia elétrica e depreciações.

Setor de administração acumula despesas de seguros, despesas tributárias, encargos

trabalhistas e financeiros.

161

Dir

eto

Rat

eio

Custos diretos:

Setores de produção (despesas variáveis)

- Mineração

- Serviços complementares ⇨ 70 a 85% do custo direto

- Beneficiamento

Custos indiretos:

Setores de apoio à produção (despesas fixas)

- Administração

- Serviços auxiliares ⇨ rateados segundo critérios do RKW

- Manutenção

- Transporte de superfície

O rateio dos custos indiretos (serviços de apoio) entre os 3 setores de produção (mineração,

serviços complementares e beneficiamento) é realizado segundo bases de rateio definidas pela

direção da empresa baseados nos critérios estabelecidos pelo sistema de custeio das seções

homogêneas (RKW).

Objetivo:

- Custo de extração do minério ROM (setores de mineração e serviços complementares)

- Custo de beneficiamento do minério ROM (setor de beneficiamento)

- Custo final do produto entregue ao mercado (extração + beneficiamento)

O custo do minério bruto (ROM) deve ser apurado separadamente do custo do produto

beneficiado. O preço por tonelada do produto bruto interessa internamente à direção da

mina para controle geral dos custos.

162

Para efeitos de contabilizar os lucros, o que interessa é o preço final do produto acabado, ou

seja, do minério beneficiado.

Beneficiamento primário:

carvão, xisto, calcário, minério ferro, minerais industriais

Custo de extração = Σ custo dos setores de mineração + serviços complementares

Custo de beneficiamento = Σ custos do setor de beneficiamento

Custo total = custo de extração + custo de beneficiamento

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Balanço geral de produção da mina:

Produção bruta: X ton (ROM)

Rejeito do beneficiamento: x ton (estéril)

Produção líquida: Y ton = X – x (beneficiado)

Custo final do processo de produção:

Extração: = Σ custo extração = $1/ton

Produção líquida

Beneficiamento: = Σ custo beneficiamento = $2/ton

Produção líquida

Custo final: = Σ custo extração + beneficiamento = $3/ton

Produção líquida

Beneficiamento gravimétrico / físico-químico:

Separar as atividades da empresa em 2 entidades subsidiárias:

Mina produz ROM

Usina realiza o beneficiamento e produz minério concentrado

A apropriação de custos à mina engloba os custos de extração + serviços complementares +

custo de britagem e classificação. Após essa etapa os custos de concentração, transporte, etc.

são apropriados à usina para efeitos de cálculo do custo do concentrado.

Mineração à céu aberto:

As duas contabilidades são análogas quanto às noções de custos diretos e indiretos, isto é,

custos devidos ao consumo imediato de mão-de-obra, materiais e serviços; e custos indiretos

oriundos de despesas, rateadas entre os diversos setores de produção e também quanto às

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depreciações devidas aos equipamentos que devem ser alocadas ao custo como um rateio

mensal do investimento total.

Disparidades:

A diferenciação entre os dois sistemas de custo residem apenas em detalhes técnicos

relacionados à natureza especializada de alguns serviços existentes na mina operada à céu

aberto. O grau de mecanização da mineração à céu aberto é tal que há poucos operários nesses

serviços, ao contrário da mineração subterrânea.

Mapa geral de custo:

2 operações merecem atenção especial e devem ser rigorosamente controladas através de

mapas de custo bem organizados:

- remoção da cobertura (“stripping”) função da relação estéril/minério

- desmonte do minério (bancos mineráveis)

Na mineração à céu aberto e na mineração subterrânea não há outras distinções entre os dois

custos, salvo que aquelas que derivam de características funcionais dos serviços de cada tipo

de lavra.

O mapa geral de custos da mina pode ser adotado para a mineração à céu aberto, com os

mesmos títulos previstos na mineração subterrânea, adaptando-se alguns subtítulos especiais,

em função da característica dos serviços executados.

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