Relatório2007

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Relatório Operacional de Estágio Engenharia de Minas Universidade Federal de Campina Grande 1. Resumo O presente relatório é prole do estágio realizado pelo aluno Edcarlos Araújo da Silva para conclusão do curso de graduação em engenharia de minas. O estágio foi realizado no período compreendido entre Janeiro e novembro de 2007, desenvolvido na mina subterrânea da Mineração Caraíba S.A. Basicamente todas as atividades realizadas durante o estágio foram desenvolvidas no setor de lavra (SELAV) sob a supervisão dos engenheiros Robson Geraldo do Pinho, Angeval Alves de Brito e o Supervisor Nilson Antônio Pinheiro. Aliados aos conhecimentos práticos adquiridos em uma mina subterrânea a Mineração Caraíba S.A. também me proporcionou um crescimento pessoal com a participação ativa no método de gestão da empresa destacando os programas: Sugestões; 5 s; PDCA; EMC; GSE; entre outros. 1

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Estagio na Caraiba

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1. Resumo

O presente relatório é prole do estágio realizado pelo aluno Edcarlos Araújo da Silva para

conclusão do curso de graduação em engenharia de minas. O estágio foi realizado no

período compreendido entre Janeiro e novembro de 2007, desenvolvido na mina

subterrânea da Mineração Caraíba S.A. Basicamente todas as atividades realizadas durante

o estágio foram desenvolvidas no setor de lavra (SELAV) sob a supervisão dos engenheiros

Robson Geraldo do Pinho, Angeval Alves de Brito e o Supervisor Nilson Antônio Pinheiro.

Aliados aos conhecimentos práticos adquiridos em uma mina subterrânea a Mineração

Caraíba S.A. também me proporcionou um crescimento pessoal com a participação ativa no

método de gestão da empresa destacando os programas: Sugestões; 5 s; PDCA; EMC;

GSE; entre outros.

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AGRADECIMENTOS

Agradeço primeiramente a Deus por me fazer superar todos os obstáculos

encontrados durante essa caminhada estudantil e em toda a minha vida.

Ao meu pai que compartilhou comigo todos os instantes de alegria e tristeza ao

longo desses anos, ele que me ajudou em todos os momentos de minha vida e em todas as

ocasiões, a ele o meu eterno agradecimento.

Ao meu irmão Edinaldo e a minha tia Francisca pela colaboração financeira no

decorrer da minha vida acadêmica.

Aos meus amigos de Coremas que sempre me apoiaram, em especial, ao grande

Raylson Fernandes.

Aos amigos conquistados ao longo desta jornada na universidade.

Aos amigos que convivi durante toda a graduação, tornando-nos uma família

estudantil, os quais cito orgulhosamente como irmãos: Gilmar Morais, Joel Junior, Antonio

Almeida, Antônio Félix, Wellington e Ricardo.

Aos mestres da UFCG, que passaram os seus conhecimentos científicos para nós

alunos do curso de graduação em Engenharia de Minas.

Aos funcionários deste departamento que sempre foram prestativos e amigos.

Aos Engenheiros Robson Geraldo do Pinho, Angeval Alves de Brito, Marcelo

Amorim e Aroldo Castilho. Aos técnicos do setor de lavra da mina subterrânea da

Mineração Caraíba S.A. Nilson Antônio Pinheiro (supervisor de desmonte) e Edílson

Pinheiro.

Ao operador instrutor Francisco Luciano de Lima.

Ao meu grande amigo João de Freitas Sobrinho que sempre me orientou durante

todo o estágio.

Aos amigos conquistados no Núcleo Residencial Pilar - BA em especial, Rosivaldo

e Tiago.

E mais uma vez a Deus, por esta consagração, tornando-me um Engenheiro de

Minas.

.“Obrigado Senhor”

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Índice

Resumo

Agradecimentos

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Listas de símbolos e de abreviaturas;

SELAB – Setor de Laboratório

CNPq

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Listas de figuras e tabelas, com as respectivas legendas (opcional);

Figura 1.1 – Mapa de Localização

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Histórico

A mina Caraíba foi descoberta no ano de 1874, no Vale do Curaçá, área do atual

município de Jaguarari, localizado no semi-árido baiano. Seu potencial produtivo foi

identificado pelo Departamento Nacional de Produção Mineral - DNPM, em 1944.

Em 1969 o industrial Francisco (Baby) Pignatari iniciou os primeiros estudos de

viabilidade da mina Caraiba, visando à implantação de um complexo minero - metalúrgico

no chamado Vale do Curaçá. Em 1974, por razões conjunturais, a mina passou a ser

controlada pelo Banco Nacional de Desenvolvimento Econômico e Social (BNDES-PAR).

A operação de lavra da mina Caraíba foi iniciada em 1974, pela empresa estatal Caraíba

Metais S.A., que se tornou à única produz de cobre eletrolítico do Brasil, situada no

município de Dias D’Ávila, no Pólo Petroquímico de Camaçari-BA.

A Mineração Caraíba operou uma mina a céu aberto entre 1979 até 1998 com uma

cava de 1200 m no sentido N-S e 750 m no sentido E-W tendo sido movimentado nesse

período 222 milhões de toneladas R.O.M. A cava da mina teve uma profundidade de 300

m, com 20 bancos de 15 m de altura. A mina chegou a movimentar  4,48  milhões de

tonelada de R.O.M  num único ano. Na lavra da mina a céu aberto foram aplicadas as

técnicas mais modernas no desmonte e controle dos taludes da cava final o que permitiu

lavrar até o ultimo banco sem dano ao maciço remanescente.

A mina a céu aberto (Baraúna) retomou as atividades de lavra no período de Março

a Junho de 2007, em uma cava de 187m no sentido N-S e 137m no sentido E-W com

profundidade de 49m e quatro bancos onde foi movimentado 397.538t de sulfeto de cobre.

Em 1988 a então Caraíbas Metais principiava um processo que culminaria em 1989

com o desmembramento da metalurgia, objetivando simplificar a privatização da unidade

industrial. A Mineração Caraíba continuou estatal, teve uma nova diretoria e implantou

uma administração ousada e moderna para os padrões vigentes na empresas estatais.

Em 1994 a Mineração Caraíba entrou no Programa Nacional de Privatização, sendo

vendida pelo mesmo grupo que havia comprado a Caraíba Metais. Em 1996 a empresa

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passou a integrar o Grupo Paranapanema. Com a venda da metalurgia para Fundos de

Pensão, a Mineração Caraiba continuou a pertencer ao grupo original.

Figura 1.2.1 - Vista panorâmica da Mineração Caraíba S.A.

Hoje a empresa possui uma estrutura organizacional bem definida e abrangente,

com apenas quatro níveis hierárquicos, o que aproxima os níveis funcionais e agiliza as

relações interfuncionais e interdepartamentais. O organograma foi montado em função de

cada processo que compõem as atividades da empresa (fig.1.2.2). A concepção desse

sistema permite que todos os trabalhadores envolvidos num determinado processo tenham

coordenação única. Desta forma, todos os trabalhadores se identificam com algum produto

importante no processo macro de produção.

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Figura 1.2.2–Organograma operacional

1.2.1 Cliente

A satisfação dos clientes é um ponto fundamental para o sucesso de qualquer

empreendimento. Isso implica no atendimento às suas expectativas, no que tange à

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qualidade dos produtos e serviços. Dentre os clientes que a Mineração Caraíba possui um

se destaca – a Caraíba Metais S.A., que também é a principal empresa que processa

concentrado de cobre no Brasil. O resultado é uma relação de parceria mútua.

A parceria é mantida por um feedback contínuo, onde a Mineração Caraíba busca

atender às expectativas da metalurgia em relação às demandas de produtos e serviços. O

atendimento às necessidades do cliente tem contribuído para a melhoria contínua de todos

os processos, resultando na produção de concentrados de cobre de características bem

definidas.

A Mineração Caraíba mantém sempre disponíveis os mais variados e amplos canais

de acesso aos seus clientes, para solicitação de serviços, acompanhamento técnico e

atendimento de sugestões. A Mineração Caraíba adota várias práticas para identificar as

necessidades dos clientes, realizando visitas técnicas e reuniões.

Especificamente na Caraiba Metais, mantêm um representante junto a esta empresa

para o pronto atendimento de possíveis demandas. O resultado desse esforço pode ser

avaliado pelo elevado nível de satisfação demonstrado nas pesquisas.

1.3 O Cobre

O cobre é utilizado para diferentes finalidades, sob sua forma pura ou combinada,

em diversos setores da atividade humana, tais como: setores industriais, elétricos e

eletrônicos, construção civil, transporte e outros usos diversos. È um dos metais mais

importantes na indústria moderna. Cerca de 50% da produção mundial de cobre é

consumida pela indústria eletroeletrônica, seguida da construção naval, automotiva, de

aeronaves, instrumentação e química. É um elemento tipicamente calcófilo, razão pela qual

seus minerais são essencialmente sufetados. Cerca de 175 minerais de cobre são

conhecidos, mas apenas alguns são comercialmente minerados.

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Tabela 01: Principais minerais. Minérios de cobre e % teórica de metal.

Mineral (%) Teórico de Cu

Calcopirita 34Calcosina 80Covelina 66Bornita 52-65Enargita 48

Tetraedrita 45Tenatita 51Cuprita 89Fonte: Departamento Nacional da Produção Mineral – DNPM.

O cobre é um metal de cor avermelhada característica, brilho metálico, ótimo

condutor de calor e eletricidade, possui boa ductibilidade e maleabilidade, apresenta boa

resistência à corrosão e propriedade não magnética, é facilmente ligável a outros metais e

possui as seguintes características, apresentadas na tabela XXXXX.

Tabela 02: Características físico-químicas do Cobre

Características Físico-Químicas Elemento

Símbolo Químico CuNúmero Atômico 29

Peso Atômico (g/mol) 63,54Peso Específico (g/cm³) 8,9Dureza (escala Mohs) 2,5-3,0Ponto de fusão (°C) 1083

Ponto de Ebulição (°C) 2595Resistividade Elétrica (ohm. cm)(20°C) 1,673x10-6

Fonte: Departamento Nacional da Produção Mineral – DNPM.

O corpo mineralizado de cobre pertence ao distrito cuprífero do Vale do Curaçá,

cuja seqüência litoestratigráfica compreende rochas que foram submetidas a um alto grau

de metamorfismo.

Rocha Encaixante - Gnaisses e migmatitos

Mineral Minério - Calcopirita e Bornita

Estéril - Ortopiroxênio, magnetita e ilmenita de forma subordinada.

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Densidade do Minério - 3.13 t / m3

Densidade do Estéril - 2.98 t / m3

Empolamento - 60%

2. INFRA-ESTRUTURA

2.1 Localização e Acesso

A Mineração Caraíba está situada na bacia do Rio São Francisco, mais precisamente

no Vale do Curaçá, em plena caatinga, no noroeste do estado da Bahia. A mina dista

aproximadamente 506 km de Salvador e 120 km de Juazeiro (BA). A mina está situada a

aproximadamente 460 m de altitude. De Salvador dirige-se a norte pela BR 324 em direção

a Juazeiro-BA, sendo no trevo da Barrinha, a entrada para rodovia BA 314 (Rodovia

Francisco Pignatari) que dá acesso às instalações industriais no Km 49.As cidades mais

próximas são Uauá-BA, Senhor do Bonfim-BA, Juazeiro-BA e Petrolina-PE.

Figura 2.1.1 - Localização da Mina Caraíba

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2.2 Núcleo Residencial Pilar

O Distrito Pilar, administrada atualmente, desde a privatização da Mineração

Caraíba, pela prefeitura municipal de Jaguarari, possui cerca de 2.000 habitações entre

casas, apartamentos e alojamentos e conta com uma população de aproximadamente 10.000

habitantes, entre empregados da mineração, empresas contratadas, comerciantes e outros.

A comunidade conta com recursos que possibilitam uma excelente qualidade de

vida, tais como: escolas de 1o e 2o graus, clubes, hotéis, agências bancárias, estádio de

futebol, companhia telefônica, Coelba, Correios, Embasa e diversos pontos comerciais

construídos pela própria Empresa, tais como: leiteria, padaria, açougues, supermercados,

igrejas, farmácias, mercado de feira livre etc. Salientam-se também que todas as residências

possue 100% de água tratada e eletrificação, além de coleta e tratamento de esgotos e ruas

asfaltadas.

Figura 2.2.1 - Vista panorâmica do distrito de Pilar.

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2.3 Adutora

A adutora abastece as instalações industriais, o Distrito Pilar, a cidade de Uauá e

Distritos circunvizinhos. Sua estação de captação d’água no Rio São Francisco esta

localizada a 86 Km da empresa, no município de Juazeiro. Possui duas bombas de sucção

que operam, a 50% da capacidade total, com 1100 KPa e a 100% da capacidade total com

1500 KPa. Cada bomba possui um motor de 2000 cv e 60 Hz. A vazão média de cada

bomba é de 2300 m3/h.

No final da vida útil da mina, ela será doada pela mineração Caraíba á EPC

(Empresa de Participação comunitária).

Tabela 03: USOS DA ÁGUA

LOCALIDADES USOS DA ÁGUAVAZÃO MÉDIA

m3/mês m3/s

Mineração Caraíba Industrial 94.000 0,07

Uauá - BA, distritos de Santa Rosa e Pilar -

Jaguarari – BA

Abastecimento e

irrigação132.000 0,10

Pequenos sitiantes ao longo da adutora e

distritos de Juazeiro – BA

Abastecimento e

irrigação550.000 0,43

TOTAL 776.000 0,60Fonte: Adutora - MCSA.

ESTAÇÃORECALQUE - I

ESTAÇÃORECALQUE - II

ESTAÇÃORECALQUE - III

RIOSÃO

FRANCISCO

MINERAÇÃOCARAÍBA

DESATIVADA

Figura 2.3.1 – Fluxograma do abastecimento de água.

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3. ASPECTOS FISIOGRÁFICOS

3.1 Clima

O clima da região tem as seguintes características:

Estação chuvosa: de janeiro a março.

Temperatura média anual : 23o C.

Evaporação média anual: 1850 mm.

Precipitação média anual: 637 mm.

Déficit hídrico: 661 mm.

3.2 Solo

No perímetro foram classificados dois tipos de solo: aluvião, plano, profundo, de

fertilidade mediana, com drenagem deficiente e bruno não cálcico, com pouca

profundidade, suavemente ondulado, com textura arenosa e bem drenado.

3.3 Vegetação

A vegetação está classificada como caatinga arbórea aberta, com palmeiras;

caatinga arbórea aberta, sem palmeiras; contato cerrado-floresta estacional. Nas zonas de

contato cerrado-floresta estacional existem o cedro, o vinhático, a sucupira, a baraúna e a

maçaranduba. Na zona urbana da cidade, encontra-se uma grande diversidade de árvores.

Espatódias, algarobas, eucaliptos e oitis são espécies encontradas na zona central. Algumas

destas espécies são típicas da região - como a algaroba, por exemplo, enquanto outras,

como o eucalipto, são importadas de outras regiões com características climáticas

diferentes. Tais árvores apresentam boa sombra e são adequadas para fins de arborização.

Entretanto, ressente-se da inexistência de árvores frutíferas típicas da região, como a

mangueira e o umbuzeiro, que produzem ótima sombra.

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Figura 3.3.1: Vegetação da caatinga. Figura 3.3.2: Vegetação da caatinga.

4. ASPÉCTOS GEOLÓGICOS

4.1 Geologia Regional

O depósito de cobre da Caraíba insere-se em um cinturão granulito-anfibolítico N-S,

de idade paleoproterozóica, na parte norte do Cráton do São Francisco. Esse terreno de alto

grau, denominado Vale do Curaçá, é parte da faixa Salvador-Curaçá que se desenvolveu

como conseqüência da colisão entre os blocos continentais Serrinha e Mairi durante o

Paleoproterozóico (Barbosa, 1996).

O Bloco Serrinha ocorre a leste do sienito Itiúba e consistem de gnaisses e

migmatitos arqueanos, portadores de corpos máfico-ultramáficos cromitíferos, greenstone

belts e granitos. Mais para leste, o bloco é recoberto por sedimentos neoproterozóicos e

mesozóicos da Bacia do Tucano. O sienito Itiúba, que marca o limite leste do terreno Vale

do Curaçá, foi intrudido, deformado e metamorfisado em condições de fácies anfibolito,

Ca. 2,0 Ga. Atrás (datação Rb-Sr, Figueiredo, 1976 e Conceição, 1990).

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O Bloco Mairi compreende gnaisses e migmatitos arqueanos a oeste do terreno Vale

do Curaçá e também contém importante intrusão máfica-ultramáfica (Campo Formoso)

recoberta discordantemente por metassedimentos e vulcânicas paleoproterozóicas do Grupo

Jacobina, todos intrudidos por granitos meso a paleoproterozóicas e recobertos

discordantemente por sedimentos do neoproterozóicos e carbonatos quaternários.

O distrito cuprífero do Vale do Curaçá mostra um estreitamento para norte e contém

cerca de três centenas de corpos intrusivos, sendo alguns hiperstenitos com magnetita e

noritos portadores de mineralizações de cobre e a vasta maioria consistindo de

gabronoritos, gabros e anortositos estéreis ou fracamente mineralizados.

O terreno Vale do Curaçá é composto por três unidades litoestratigráficas

metamorfisadas na fácies granulito-anfibolito, mapeáveis nas proximidades da mina

Caraíba. A unidade litoestratigráfica mais antiga nas imediações da Mina Caraíba é uma

típica seqüência supracrustal consistindo principalmente de gnaisses quartzo-feldspáticos

com finas intercalações de anfibolitos, cordierita-silimanita-granada paragnaisses,

formações ferríferas bandadas fácies óxido, rochas calcissilicáticas, mármores, olivina

mármores e quartzitos. Lascas de gnaisses do embasamento cristalino possivelmente

ocorrem dentro desta unidade, embora a intensa deformação polifásica dúctil tenha

mascarado suas feições diagnósticas. A segunda unidade litoestratigráfica consiste de

corpos decamétricos a hectométricos de gabros, gabronoritos e leucogabros, por vezes

acompanhados de hiperstenitos, melanoritos e noritos portadores de mineralizações

cupríferas. A terceira unidade compreende gnaisses migmatíticos e intrusões sintectônicas

(G1 e G2) de tonalitos e granodioritos.

Todas as unidades foram afetadas por uma deformação progressiva polifásica D1-

D3, associada a um grande volume de intrusões granitóides sintectônicas G1-G3. Como

conseqüência, o corpo da Caraíba apresenta um trend N-S de 5 km de comprimento, com

formato de cogumelo devido à interferência dos dobramentos E-W F2 e dobramentos N-S

F3, ambos afetando o bandamento metamórfico penetrativo S1, encontrado na área da Mina

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e em grande parte do terreno de alto grau. O sinforme F3 é parte do limbo oeste de um

antiforme de escala regional.

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Figura 4.1.1 Arcabouço geológico da região norte da Bahia e a situação do corpo básico da Caraíba.

Figura 4.1.2: Esboço geológico do Vale do Rio Curaçá.

4.2 Geologia da Mina Caraíba

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A Mina Caraíba é constituída por um conjunto de rochas máfico-ultramáficas

diferenciadas, intrudidas em rochas de natureza supracrustal, tendo todo o conjunto sofrido

metamorfismo de fácies anfibolito altas a granulito. Existem controvérsias sobre a idade

destas rochas. Segundo alguns autores (e.g. Lindenmayer, 1980 ) seriam de idade arqueana,

segundo outros (e.g. D’el Rey, 1988) o conjunto de rochas teria se consolidado no

Proterozóico inferior, na orogenia transamazônica. O corpo mineralizados constitui-se em

um sill que sofreu a ação de diversas fases de deformação e que atualmente apresenta forma

de cogumelo, tipo 2 de Ransay (D’el Rey, 1988).

A seqüência máfico-ultramáfica é constituída de hiperstênitos, noritos e gabro-

noritos, apresentando em geral estrutura maciça e textura fina a média nas partes norte e

centro e grosseira no sul da mina.

A mineralização é representada por calcopirita e bornita, ocorrendo disseminada e

remobilizada e estando fortemente associada aos hiperstenitos e, subordinadamente, aos

noritos.

Localmente, em contato gradacional com o corpo mineralizado, ocorrem rochas

básicas normalmente estéreis, representadas por noritos e gabros. Próximo aos contatos

pode apresentar fraca mineralização através do preenchimento de fraturas por calcopirita.

Como encaixantes locais, predominantemente na parte noroeste do open-pit,

ocorrem gnaisses máficos bandados, indiferenciados, provavelmente termos ácidos

derivados das rochas básico-ultrabásicas (D’el Rey, 1988). Localmente, pode apresentar

aspecto migmatítico como é evidenciado na parede leste da mina a céu aberto. O contato

com a seqüência básico-ultrabásicas é normalmente gradacional.

Cobrindo toda parte oeste e ocorrendo em maior área na região sudoeste da cava da

mina a céu aberto, ocorrem gnaisses quartzo feldspáticos bandados com intercalações de

anfibolito e rochas calcissilicatadas, alinhados segundo a foliação regional S3, de direção

geral N-S. Essas rochas representam os gnaisses supracrustais correspondentes à seqüência

Tanque Novo, de expressão regional.

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Os termos mais recentes são representados por granitos finos de cor rosa claro a

cinza, sin a tardi-tectônicos. Formam corpos alongados, concordantes com a foliação

regional e ocorrem em maior intensidade no bordo oeste da cava.

Estruturalmente, o corpo Caraíba apresenta-se sob o aspecto de um sinforme,

subconcordante com a foliação regional, com as abas tendo forte mergulho para oeste, com

atitude média N10W/70ºSW. As charneiras normalmente apresentam-se bem conservadas,

com espessura considerável do corpo mineralizado, ou podem estar rompidas, devido a

forte transposição associada à fase 3 de deformação (Figura 4.2.1).

Figura 4.2.1 - Representação 3-D do “cogumelo”F2xF3 Caraíba (D’el Rey Silva et.al., 1996)

A gênese do depósito de Caraíba tem sido considerada, pela maioria dos autores

(e.g. Lindenmayer, 1981; Silva et.al., 1996) como relacionada à processo de diferenciação

magmática em sills de composição toleítica. Esses sills teriam, posteriormente, sofridos três

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fases de deformação/metamorfismo/migmatização e intrusões graníticas. Oliveira &

Lacerda (1993) propõem que o complexo máfico-ultramáfico seria o resultado de múltiplas

intrusões de diques e veios de noritos e hiperstenitos, não estratificados, que já teriam

sofrido cristalização prévia. As evidências desse modelo são apoiadas nas estruturas de

brecha, injeção de noritos em hiperstenitos e vice-versa, pelas apófises de hiperstenitos em

granulitos e pela semelhança petrográfica/geoquímica com os tipos da Suíte Koperberg, nos

depósitos de Okiep, África do Sul.

5. MINA

5.1 Mina a Céu Aberto

A mina a céu aberto teve um curto tempo de vida. Sua exploração foi iniciada em

1978 e encerrada em outubro de 1998, foram extraídas aproximadamente 223 milhões de

toneladas de rocha sendo 51,4 milhões de minério com teor médio de 0,96% de Cu

equivalente a aproximadamente 493.000 ton de cobre metálico.

Figura 5.1.1: Mina a céu aberto

5.1.1 Baraúna

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A mina a céu aberto (baraúna) voltou a ser lavrada no período de Março a Junho de

2007, contendo uma cava de 187m no sentido N-S e 137m no sentido E-W com

profundidade de 49m e quatro bancos onde movimentou 397.538t de sulfeto de cobre.

Figura 5.1.1.1: Mina Baraúna

5.1.2 Mina R22

Também é um projeto de mineração a céu aberto que entrará em operação

futuramente, está dependendo apenas da licença ambiental.

Segundo os cálculos iniciais a mina R22 terá aproximadamente uma vida útil de três

anos, estimada em uma reserva de 3.000.000 toneladas. A empresa pretende produzir cerca

de 200.000 t/mês, o teor do minério está estimado em aproximadamente em 1,3%.

Figura 5.1.2.1: Mina R22

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5.1.3 Minério Oxidado

Diante do desafio de reduzir os impactos na natureza do processo de extração de

concentrado de cobre e, ao mesmo tempo, proporcionar economia de recursos financeiros, a

Mineração Caraíba, associada ao IBRAM, firmou parceria com a companhia norte-

americana Geobiotics e o Centro de Tecnologia Mineral do Rio de Janeiro (CETEM).

O resultado do trabalho conjunto desde 2005 é a implantação do projeto – pioneiro

no Brasil – de bio-hidrometalurgia ou lixiviação bacteriana, que substitui com amplas

vantagens, para o meio ambiente e à empresa que o utiliza, o processo pirometalúrgico. É

por meio deste último que são produzidos cerca de 80% do metal primário no mundo. A

pirometalurgia usa temperaturas elevadas para auxiliar no processo extrativo e apresenta

restrições, inclusive de caráter ambiental, para determinadas atividades.

Figura 5.1.3.1: Vista do minério Oxidado

Pioneira no País na produção de cátodo de cobre através de planta de processo de

minério oxidado, a Mineração Caraíba vai produzir por um período mínimo de cinco anos,

4.500 toneladas por ano de cátodo de cobre com teor de 99,99% de pureza, proporcionando

a geração de aproximadamente 200 empregos diretos e indiretos na região.

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A planta de minério oxidado foi projetada com objetivo de aumentar a vida útil do

projeto tendo como objetivo o reaproveitamento do material que está estocado desde o

início da mina a céu aberto.

As primeiras placas produzidas pela Empresa foram apresentadas aos funcionários

no último dia 02/09/2007 e pesam em torno de 37 kg cada, estando dentro dos limites de

qualidade exigidos pelo mercado com quase 100% de pureza.

Figura 5.1.3.1: 1ª Placa de cobre

A planta é um dos maiores investimentos já feitos pela Empresa nos últimos anos e

segue todos os padrões de segurança necessários para este tipo de projeto, além de gerar

novos empregos vai proporcionar o aumento de receita no Distrito de Pilar e em toda

região, proporcionando assim, uma melhor qualidade de vida da população.

5.2 Mina Subterrânea

A mina subterrânea está localizada logo abaixo da mina a céu aberto e separado

desta, por um pilar de rocha de 25 m de espessura (crow pillar), inicialmente o método de

lavra adotado era o Sublevel Stopping, conforme figura XXXXX.

A produção da Mina subterrânea foi iniciada em 1986, em 1995 iniciou o estudo de

viabilidade técnica e econômica para aprofundar. O objetivo principal deste projeto era dar

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continuidade às suas operações, já que a exaustão das reservas da mina a céu aberto e da

primeira etapa do projeto da subterrânea estava prevista para 1998. Foi cubada a

continuidade do corpo em profundidade, resultando em uma reserva de 14 milhões de

toneladas, com teor médio de 2,5% de cobre. A partir de 1998 a mina subterrânea passou,

então, a produzir 1,2 milhões de toneladas de minério de cobre por ano, tendo seu término

previsto até 2006. Com o desenvolvimento do sétimo e oitavo painel, a mina prolongou sua

vida útil até o ano de 2020.

O projeto para a continuidade da lavra subterrânea sofreu transformações

significativas, principalmente devido a modernização e aquisição de novos equipamentos, a

modificação do método e concepção de lavra e a introdução de back fill como método de

enchimento.

Foram comparados os enchimentos hidráulicos, enchimento com rocha (rock fill) e

enchimento com pasta (paste fill), sendo que este último foi o implantado. Por ser uma

tecnologia de uso recente na mineração, por o enchimento dos realces lavrados com pasta

de rejeito da flotação (paste fill) se mostrar como condição técnica fundamental para a

estabilidade geral das escavações subterrâneas e elevar o aproveitamento da reserva

lavrável, de 45% para 80%. Desta forma, implantou um sistema de lavra, VRM (Vertical

Retreat Mining) que trouxe reflexos positivos também em outras áreas do empreendimento.

Sendo esta a primeira planta na América Latina, foi contratada a Golder Pastetec

Technology Canadá para assessoria na implementação da planta e do sistema de

distribuição da pasta no subsolo.

Hoje operação da mina é realizada a uma profundidade de mais 1.000 m abaixo de

profundidade. Os acessos para a mina são: uma rampa de 5.149 m de extensão para pessoal

e equipamentos com área 5.0 X 5.5 m2 apresentado na figura XXX e por um poço vertical

shaft de 650 m de profundidade, conforme ilustrado na figura XXXX, para a retirada do

minério para a superfície. Para acessar os blocos de minério realces foram abertas mais de

60.000 m de galerias além de vários poços de ventilação para permitir adequado ambiente

para todos aqueles que trabalham na mina. Da subterrânea já foram extraídas 18.839.116

toneladas de sulfeto de cobre, com teor médio de 2,02% de Cu.

25

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Deslocar a Figura 5.2.1: Seção esquemática

26

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Figura 5.2.2 - Fachada da rampa da MSB Figura 5.2.3 - Poço vertical (shaft)

6. Equipamentos Utilizados Pelo Setor de Lavra

A empresa utiliza equipamentos de última geração tecnológica para área de mineração,

adquiridos dos melhores fabricantes mundiais, tais como: carregadeiras TORO 650 DL que

operam por controle remoto para o carregamento, caminhões marca/modelo Scânia 8x4 e

Mercedes Benz 2638 para o transporte do minério e perfuratrizes utilizadas em furos de

desmonte, conhecidas como: SOLO e CUBEX.

Tabela 04: Equipamentos

EQUIPAMENTOS QUANTIDADE MODELO/CAPACIDADE

Carregadeira LHD 7,0m3 7 Tamrock Toro 650 DL

Motoniveladora 2 Caterpillar

Solo Tamrock 1 Tamrock

Caminhão Plataforma 1 Getman

Caminhão 5 Scânia 8x4 35t

Caminhão 1 Mercedes 2638 25t

Cubex Megmatic 5200 2 Cubex 5200

Cubex Àries 1 Aries

Fonte: Setor de Lavra (SELAV). Mineração Caraíba S/A - 2007

7. MÉTODO DE LAVRA

O VRM, método largamente utilizado nas minas do Canadá, Austrália e África do

Sul foi empregado pela primeira vez no Brasil na mina subterrânea da Mineração Caraíba

S. A. O VRM constitui uma evolução do VCR (Vertical Crater Retreat), método este

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alternativo para recuperação de pilares e lavra em corpos de pequena espessura. O VRM é

um método de alta produtividade e permite intenso grau de mecanização.

O método comporta o uso de recalque na extração, de forma que, nos pontos de

extração, a cada detonação, é retirada apenas a quantidade de material correspondente ao

empolamento da fatia detonada, procedimento que garante a sustentação das paredes pelo

material detonado e a ausência de detonações primárias na fase de esvaziamento,

minimizando os desplacamentos por vibrações do maciço. Este procedimento atualmente

não é adotado pela Mineração Caraíba.

Figura 7.2.1: Projeto de lavra de realce utilizando o VRM.

7.3 Perfuração e Desmonte

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O método VRM consiste de dois níveis operacionais: o nível superior de perfuração

caracterizado por uma ou duas galerias, conforme a largura do realce. Neste nível é

executada a perfuração descendente, normalmente furos longos, sempre que possível

paralelo, com diâmetros de 4 ½ “para os leques e 6 ½” para as travessas de face-livre e

chaminés.

No nível inferior, nível de extração, é aberto à galeria de recolhimento ou produção

onde pode existir à perfuração ascendente, em leque de 3 ½” de diâmetro. Os furos

descendentes (over cut), são perfurados por equipamentos tipo ITH - in the hole (figura

7.3.1), capazes de executar furos longos e de grandes diâmetros com menores desvios (2%)

e operam com 300 psi de pressão, consumindo cerca de 375.000 m3/s de ar com

produtividade variando de 10 a 13 metros por hora.

Figura 7.3.1: Perfuratriz CUBEX 5200 Figura 7.3.2: Perfuratriz SOLO

A precisão da perfuração é fundamental para o sucesso do desmonte, principalmente

na perfuração da chaminé de face-livre, onde cuidados especiais devem ser adotadas, tais

como: precisão no posicionamento set-up da máquina e emboque cuidadoso. É fundamental

o paralelismo entre os furos da chaminé. Os furos ascendentes (under cut) são executados

por perfuratrizes com martelo de topo (top-hammer), (figura 7.32) e têm comprimentos

variando de 15 a 25 metros, não tendo calha coletora, sendo a perfuração radial e o realce

com base reta.

29

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Figura 7.3.3: Plano de Perfuração

31

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Figura 7.3.4: Leque de perfuração descendente

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Figura 7.3.5: Leque de perfuração Ascendente

Figura 7.3.6: Projeto e seqüência de lavra por VRM

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Figura 7.3.7: Projeto e seqüência de lavra por VRM

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Figura 7.3.8: Projeto e seqüência de lavra por VRM

A razão de perfuração obtida é de: 19 t/m perfurados para o diâmetro de 6 ½”, 14

t/m perfurados para o diâmetro de 4 ½” e 10 t/m perfurados p/o diâmetro de 3 ½’. Após

várias experiências e ajustes, chegaram-se as seguintes dimensões para as malhas de

perfuração hoje adotadas pela empresa.

Tabela 5: Demonstração da relação entre o diâmetro de perfuração, malha e razão de carga.

Diâmetro dos furos

(polegadas)

Malha (A X E)

(metros)

Razão de carga

(g/t)

3 ½” 2,20 X 2,80 550

4 ½’ 2,7 X 3,0 470

6 ½” 3,7 X 4,0 400

Fonte: Setor de Lavra (SELAV). Mineração Caraíba S/A – 2007.

Para uma perfuração bem sucedida é admissível um erro de até 2%. Considerando-

se a conformação e a altura dos painéis de lavra, com a perfuração atingindo valores de até

60 m, com esse erro de 2%, pode-se ter algum impacto na granulometria do material, over-

break (diluição com pasta) underbreak (perda de minério) em função da dispersão da

perfuração.

O desmonte se inicia pela abertura da chaminé de face-livre, com avanço médio por

fogo de 2,5 m. Após o terceiro fogo na chaminé, procede-se concomitantemente com o

mesmo alargamento da travessa para face livre dos leques, como mostra a figura 7.3.5.

35

76

54

3

2

1

8

9

10

11

12

13

14

15

16

17

18

19

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Figura 7.3.5 – Seqüência de detonação dos realces

Esta medida visa colocar o realce em produção logo no início do desmonte. No

desmonte da chaminé são necessários explosivos mais nobres de alta densidade 1,25 g/m3,

alta velocidade de detonação 5.600 m/s e alta energia. A chaminé é composta de 9 furos de

6 ½” dos quais apenas 5 são carregados com uma coluna de explosivos de apenas um metro

de altura. Os furos em negrito são carregados com explosivo, os brancos são de alívio,

conforme a figura seguinte:

Figura 7.3.4: Layout da chaminé.

36

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No alargamento da travessa a partir da chaminé, utiliza-se explosivo menos nobre,

tipo ANFO, com baixa densidade (0,8 g/cm3), baixa velocidade de detonação (3000 m/s)

com grande expansão gasosa. A coluna de explosivos, neste caso é de 4 metros.

O desmonte do under cut, com perfuração ascendente de 3 ½” de diâmetro é feito

com emulsão explosiva bombeada de densidade de 1,15 g/cm3 e razão linear de

carregamento de 7 kg/m.

O desmonte do over cut, com perfuração descendente de 4 ½” é feito com o

explosivo ANFO. Os fundamentos básicos para adoção desta seqüência são: aproveitar ao

máximo as faces livres verticais e horizontais e durante o desmonte minimizar a área dos

blocos remanescentes em balanço para evitar desplacamentos.. A coluna carregada pode ser

de até 12 m, em caso de furos com água, onde é usada a emulsão explosiva (1,15 g/cm3),

em caso de furos secos, sem água usa-se o explosivo ANFO. Neste caso a coluna carregada

com explosivo, pode chegar até 16 metros. A quantidade ideal de explosivos por furo é um

fator importante no controle da diluição dos realces, pois as paredes são menos afetadas

devido as detonações, razão pela qual existe um controle severo na obediência à carga

máxima por espera adotada pela MCSA (150 kg/espera) obtida a partir de medições

sismográficas para controle das vibrações das detonações.

A fim de evitar a diluição, desplacamentos e promover um melhor controle das

paredes é preciso lavrar o realce o mais rápido possível e com o menor número de

detonações. Portanto, faz-se necessário utilizar, sempre que possível, um explosivo de

baixa razão linear de carregamento (baixa densidade), tornando as colunas de explosivo

maiores, porém, sem ultrapassar a carga máxima por espera adotada.

7.3.1 Carregamento Com Explosivos Para Desmonte

São utilizados dois tipos de carregamento com explosivos na mina Subterrânea.

Estes carregamentos tanto podem ser feitos com ANFO RAZÃO de CARGA (0,7 g/t) ou

com Emulsão Bombeada (1,15 g/t), dependendo dos sentidos dos furos (ascendentes ou

descendentes).

37

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7.3.1.1Carregamento de Furos Ascendentes

Ocorre o soerguimento de dois Blasteres através do plataforma do tipo Getman,

embaixo do leque, é posicionado o reforçador booster ligado ao cordel na ponta da

mangueira de bombeamento. Faz-se o bombeamento da emulsão até o preenchimento total

do furo, fixado o booster no fundo do furo.

O tamponamento da carga com variável (Spider), faz-se à amarração da malha e as

verificações e realiza-se o desmonte com o acionamento do estopim geralmente 20 a 30

minutos após o termino de cada turno.

Figuras 7.3.1.1 (a) e 7.3.1.1 (b) – Carregamento com explosivo de furos ascendentes

7.3.1.1.2 Carregamento de Furos Descendentes

38

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2,5

0m

1,0

0m

1,3

0m

0,6

5m

5 6 7 8

A com panham ento das detonações e precisão das m edidas

2,5

0m

1,0

0m

1,3

0m

0,6

5m

5 6 7 8

A com panham ento das detonações e precisão das m edidas

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Primeiramente há um bloqueio no fundo do furo através de um tampão ou por

cunhas de madeira (plugs) que são contrapostas. Então, com o furo devidamente

tamponado, faz-se um enchimento de aproximadamente 10 ou 15 cm do fundo do furo com

resto de fragmentos de perfuração (areia ou brita fina). Assim, o posicionamento deste

tampão e do enchimento define a altura de carregamento. O próximo passo é o

carregamento da metade da carga, colocação do reforçador (Booster) com a espoleta e

carregamento do restante da carga.

O tamponamento da carga é variável de 1m a 2m de brita ou areia. Logo depois se

faz a amarração da malha e as verificações. E, após a verificação da segurança do local, no

tempo determinado, é acionado o estopim.

39

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Figura 7.6.1 Seqüência de carregamento de um furo.

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Figura 7.6.2– Furo de diâmetro de 61/2’’ carregado com base no efeito cratera.

7.4 Desmonte Secundário (Fogacho)

É o desmonte realizado devido algumas irregularidades do desmonte primário,

como desvios de furos, falhas e fraturas na rocha para fragmentar, queda de choco, etc.

Essas irregularidades geram grandes blocos conhecidos também como matacões, que se

encontram acima do limite da concha da carregadeira. Portanto, esses blocos são

deslocados até um local de deposição e reduzidos a um tamanho ideal. Os dois tipos de

fogacho utilizados são:

Bloco perfurado – Estes são perfurados com martelos manuais, executando furos de

pequeno diâmetro geralmente de 11/2” , com 1 a 3 furos dependendo do volume dos blocos

ou matacões. O carregamento é realizado com cordel detonante (iniciação), estopim,

espoleta, explosivo e tampão. o método mais seguro e consome menos explosivos.

João-de-barro – É utilizado quando não se dispõe de pessoa e ou material de

perfuração, em áreas de risco e para economizar tempo. O carregamento é realizado com

cordel detonante (iniciação), estopim, espoleta, explosivo e uma camada (7,5 a 10 cm) de

41

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argila ou lama (areia, pó de rocha, etc.). É um método não muito seguro e só são realizados

em casos especiais.

7.5 Carregamento de Minério

A Mineração Caraíba S/A é detentora de 05 unidades de LHD TORO 650 DL as

quais 04 trabalham na lavra e 01 no desenvolvimento. A máquina tem como objetivo

carregar, transportar e descarregar única e exclusivamente material rochoso nas

dependências da mina subterrânea.

O método de lavra da mineração Caraíba exige a utilização de controle remoto nas

LHD TORO para extração de material dos realces, uma vez que a exposição do operador

dentro do realce é impraticável devido ao perigo de desplacamento de material podendo

gerar um acidente com conseqüência graves.

Especificações técnicas – dimensões principais

Comprimento total 10.875 m

Largura máxima 3.000 m

Altura com cabina 2.640 m

Peso em funcionamento aprox. 36,35 t

Figura 7.8.1: Carregadeira TORO 650 DL na MCSA.

7.6 Transporte

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O transporte do minério proveniente dos níveis de produção até a passagem de

minério “ore-pass” é realizado por uma frota terceirizada da EMTERPEL com 05

caminhões Scânias 8x4 P 124 com uma capacidade de 35t e um Mercedes Benz 2638 com

capacidade de 25t. Como a capacidade de cada caçamba da LHD TORO é de 11,5t, logo

são necessários 3 ciclos carregar o caminhão Scânia e 2 ciclos para o Mercedes.

Figura 7.9.1: Foto ilustrativa da Scânia .

8. PASTE FILL

8.1 Enchimento dos Realces

Com o enchimento dos realces, a recuperação da reserva lavrável, através da

possibilidade de lavra dos pilares deixados sistematicamente entre realces primários

aumentou. Cita-se como outros benefícios o aumento da estabilidade regional das

escavações, redução do impacto ambiental na superfície gerado pela grande redução da

necessidade de deposição de rejeitos em barragem e maior recuperação de água usada na

usina de beneficiamento.

O enchimento com pastefill é feito após a conclusão da lavra de cada realce, onde.,.

os pilares são lavrados obedecendo a critérios da seqüência de lavra e em observância ao

43

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tempo de cura da pasta. qualidade da pasta é medida através de sua resistência à

compressão uniaxial.

Figura 8.1.1: Projeto de recuperação de pilar. A região contornada em verde é preenchida com paste

fill, que servirá como um novo pilar de sustentação.

Na figura 8.1.2 a seguir, apresentamos o fluxograma do processo. Os equipamentos

mais importantes são:

Espessador de rejeito – já existente, readaptado.

Tanque pulmão com agitador - nacional

Filtros de disco - nacional

Condicionador de pasta – importado

Misturador – importado

Compressor – nacional

Silos de cimento e transportadores de rosca –nacional

44

filtros de disco

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Figura 8.1.2 – Fluxograma de preparação da pasta e enchimento de realces

8.2 Resistência da Pasta

45

186 t/h64%

sólidosMisturador 210 t/h 78% sólidos

barragem de rejeitos

espessadores de rejeito

realces/pilares

mina

homogeneizador

tanque de estocagem

correia reversível

silos de cimento 200 t

balança de cimento

balança de pasta

silo de descarga

Equipamentos auxiliares: 01 compressor de 1200 cfm 02 bombas de vácuo 02 bombas verticais 02 bombas horizontais 03 bombas d’água

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Ensaios preliminares foram realizados durante a fase de projeto para determinar a

resistência mínima requerida e os resultados são mostrados na tabela 6. Os resultados

demonstraram que o maior valor requerido seria de 0.5 MPa (painéis IV e V. Em geral,

para a maioria dos realces este foi o valor adotado. A necessidade de resistência varia de

acordo com a área de exposição da parede. O valor da resistência da pasta pode ser,

portanto calculado para realces com outras dimensões.

Tabela 6: Cálculo da resistência à compressão requerida

Dimensões do realce Projeto

PAINEL III PAINEL IV/V PAINEL VI

Comprimento (m) 30 30 30

Altura (m) 55 60 40

Largura (m) 20 20 20

Resistência (MPa)

Densidade da Pasta = 2180 kg/m³

0.46 0.49 0.39

Fonte: Mineração Caraíba S.A.

8.2.1 - Transporte da Pasta

A pasta produzida na planta é transportada gravitacionalmente para todos os pontos

de enchimento da mina. A via de transporte é composta de furos na rocha conjugados com

tubulações instaladas nas galerias no subsolo. A parte do sistema de distribuição, tanto o

que vai da superfície ao subsolo, quanto o que interliga os níveis no subsolo são duplos –

um em operação e o outro stand-by, para evitar interrupções prolongadas, caso algum

problema de entupimento da linha venha a ocorrer (figura 8.2.1.1).

46

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Figura 8.2.1.1: Sistema de distribuição da pasta no subsolo

8.4 Porcentagem de Cimento

A determinação da percentagem de cimento é fundamental não só do ponto de vista

da eficiência da pasta, mas também pelo aspecto econômico do processo, uma vez que

quanto maior seu valor, maior será o seu custo. Historicamente, o custo do cimento

representa cerca de 80% do custo total do Pastefill. Para obter uma resistência mínima de

0.5 MPa em um tempo de cura de 28 dias, a percentagem de cimento deve ficar em torno de

4%. São consumidas cerca de 60.000 toneladas de pasta por mês, o que representa um

consumo de cimento da ordem de 2.400 toneladas por mês.

47

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8.5 Tempo de Cura da Pasta

O tempo ótimo para lavra dos pilares adjacentes aos realces em enchimento deve ser

determinado de acordo com os ensaios de compressão uniaxial, e é representado com sendo

aquele em que se obtém o valor mínimo de UCS estabelecido como padrão para expor a

parede do realce da mina, ou seja, 0,5 MPa.

Os ensaios de compressão uniaxial são feitos na Mineração Caraíba para avaliar a

resistência da pasta, tanto na planta quanto na mina subterrânea. O tempo de cura da pasta,

bem como as condições em que ela se realiza são de extrema importância para a sua

resistência. A tabela 07 mostra o histórico do monitoramento dos ensaios de compressão,

em função do tempo de cura. Os tempos considerados para os testes são de 7, 28 e 56 dias.

Para a lavra dos pilares, o tempo mínimo de cura adotado é de 56 dias.

Para maior confiabilidade dos resultados foi construída uma sala climatizada para a

cura das amostras de forma a simular as reais condições ambientais (temperatura e umidade

relativa) em que a pasta é curada nos realces.

A coleta de pasta para ensaios é realizada a cada 10.000 toneladas produzidas ou

semanalmente. Concomitantemente à coleta, é feita a medida de slump para se avaliar

previamente a sua qualidade. A pasta coletada é moldada e rompida segundo

procedimentos operacionais sugeridos pela Golder Associates e pelo Laboratório de

Pastefill do Canmet - Natural Resources of Canadá. A Tabela 07 mostra como a resistência

à compressão uniaxial sofre a influência do tempo de cura. Os cálculos foram realizados

considerando um slump de 7” e uma percentagem de cimento de 5%, Golder Associates

(1997). Para o monitoramento do slump utiliza-se um cone padrão - o mesmo que é adotado

para o concreto. A medida de slump corresponde à diferença de altura em polegadas entre a

pasta deformada e o cone invertido.

48

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Figura 8.5.1: Medida do slump. Tabela 7: Variação da resistência da pasta em função do tempo de cura.

Tempo de Cura/

Nº da amostra

Massa

kg

Diâmetro

m

Comprimento

m

Densidade

kg/m³

Força

kN

Resistência

MPa psi

3 dias

1 3.5786 0.102 0.202 2169 3.04 0.37

54.12 3.5942 0.102 0.202 2179 2.84 0.35

3 3.5791 0.102 0.201 2180 3.27 0.40

Média 0.37

7 dias

4 3.5661 0.102 0.199 2194 3.71 0.45

74.95 3.5455 0.102 0.198 2.193 4.84 0.59

6 3.4937 0.102 0.196 2183 4.11 0.50

Média 0.52

28 dias

7 3.6350 0.102 0.205 2171 6.42 0.79

97.48 3.6500 0.102 0.205 2180 4.86 0.59

9 3.6600 0.102 0.204 2197 5.19 0.64

Média 0.67

Fonte: Setor de planejamento (SEPLA), Mineração Caraíba S/A – 2002.

49

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9. VENTILAÇÃO

9.1 Ventilação da MSB

A ventilação em uma mina subterrânea tem como objetivo principal assegurar em

todos os locais de trabalho uma circulação natural ou artificial de ar, em quantidade

suficiente para manter as condições necessárias de higiene e segurança.

A ventilação da Mineração Caraíba é feita por exaustão, onde os

ventiladores/exaustores são colocados nos poços de saída de ar. A sucção gerada por eles

submete o circuito de ventilação a uma depressão, isto é, submete-o a pressões inferiores à

atmosférica (P = 95 Kpa).

O Setor de Planejamento (SEPLA) é responsável pelo monitoramento da vazão de

ar, das temperaturas secas e úmidas e dos níveis de NO, NO2, CO e CO2 da mina

subterrânea, com os aparelhos Anemômetro e Psicrômetro.

As temperaturas médias de bulbo seco e de bulbo úmido, por níveis de produção,

estão representadas pela tabela a seguir:

Tabela 8: Temperaturas médias de bulbo seco e úmido por níveis de produção.

NÍVE

L

-100 -130 -155 -180 -200 -220 -240 -260 -280 -300 -320 -337 -362 -412 -437

TS

(ºC

)

E 29,31

28,82

30,40

30,39

30,11

30,66

31,73

30,83

30,90

32,94

31,40

32,40

31,00

29,50

31,80

W 29,55

30,22

31,38

32,24

30,00

28,00

31,00

TU

(ºC

)

E 28,15

27,69

29,07

29,21

28,87

29,48

30,50

29,59

29,73

31,61

30,23

31,03

31,50

30,00

32,00

W 28,44

28,77

30,24

30,95

29,00

28,80

31,00

Fonte: Setor de Planejamento (SEPLA). Mineração Caraíba S.A.

50

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Universidade Federal de Campina Grande

A entrada de ar limpo na Mina Subterrânea se dá através da rampa principal

(125,67m3/s), do shaft (102,51m3/s) , do poço de ventilação sul que é localizado na mina a

céu aberto (43m3/s) e o poço central (88,81m3/s). Já a saída de ar é feita através de 6

exaustores localizados na superfície, sendo um localizado no poço auxiliar (Zitron P9) com

capacidade de (51,96m3/s), um no poço principal (Zitron P10) com capacidade de

(51,96m3/s), e mais dois no poço (Pit) da mina a céu aberto (Zitron P7, P8) (Figura 91.1),

com capacidade cada um de (64,25m3/s) e o poço P19 com dois exaustores com

capacidade cada um deles de (65,19m3/s).

Figura 9.1.1: Exaustores

O método adotado pela Mineração Caraíba para esta ventilação auxiliar é conhecido

como insuflante, onde se posiciona o ventilador/exaustor em um acesso com ar puro e o seu

duto (Sansuy) é direcionado para frente de trabalho. O ar se mistura com a nuvem de gases

e poeiras que encontra em seu caminho e começa o seu retorno ao longo da galeria. Um

ponto importante a ser observado é na localização do ventilador, este deve ficar 05 metros

antes da trajetória do ar viciado. Visando evitar uma recirculação deste ar. O duto (Sansuy)

deve estar em perfeito estado de conservação, evitando-se furos para que não ocasionem

perdas. Deve-se ainda atentar para o seu perfeito alinhamento e nivelamento.

Todos esses detalhes garantem uma melhor utilização e um maior aproveitamento

dos ventiladores, o ar não deve encontrar barreiras ou fugas no seu percurso para que se

tenha um aproveitamento máximo.

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Para a ventilação auxiliar no interior da mina, existem 9 ventiladores Higrotec,

fabricados pela Compet, com capacidade (9,45m3/s) cada um, 5 ventiladores com

capacidade de (4,72m3/s) cada um e 2 ventiladores com capacidade de (11,81m3/s)

(Tecsis) , 2 de (14,18m3/s) (Tecsis), 2 ventiladores com capacidade de (13,22m3/s) cada um

e 2 de (18,90m3/s) (Higrotec). Estes ventiladores auxiliares são conectados a dutos de

ventilação (Sansuy) que fazem à distribuição do ar e podem ser deslocados em função da

necessidade de utilização para diversos trabalhos no interior da mina.

A figura a seguir representa o posicionamento correto do ventilador auxiliar para que seja

evitada a recirculação do ar viciado.

Posicionamento do Ventilador Auxiliar

Figura 9.1.1 - Posicionamento correto do ventilador auxiliar.

Figura 9.1.2 - Ventilador Dharma Figura 9.1.3 - Ventilador Zitron

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VE

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9.2 Levantamento da Vazão de Ar na Mina

Vazão Total de entrada de ar medido: 359,99 m3/s

Rampa Principal =125,67m3/s

Poço vertical (shaft) =102,51m3/s

Poço central = 88,81m3/s

Poço de Ventilação Sul =43,00m3/s.

Vazão Total de Saída de ar medido: 233,36m3/s

Poço auxiliar =51,96m3/s

Poço principal= 51,96m3/s

Poço ( pit) da mina a céu aberto= 64,25m3/s

Poço P9 = 65,19m3/.

Estas vias de ventilação (shaft e rampa principal) também são utilizadas como vias

de acesso de pessoas, para saída de emergência e para transporte de minério, e no caso do

poço de produção, que além de ventilar as frentes de serviços, possui uma gaiola para

transporte de pessoas (dois decks com capacidade para transportar 50 pessoas em cada

deck) e dois Skips (Skip A e Skip B) com capacidade para transportar 15 t de minério cada

um.

A rampa de acesso que tem comprimento total de 5.149 m possui 3.433 m (rampa

velha) com 20% de inclinação e 1.716 (rampa nova) com inclinação de 15%. A rampa

apresenta seção transversal de 3,50 x 5,70 m e é utilizada para acesso de equipamento e

veículos leves e pesados, acesso para níveis de perfuração e ventilação das frentes.

O fluxograma do circuito de ventilação está representado pela figura A em anexo.

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10. CONCLUSÃO

A partir do estágio, nós como estudante/engenheiro temos a oportunidade de

mostrar o nosso conhecimento técnico com maturidade e responsabilidade de forma a

agregar e consolidar conhecimentos na sua área de atuação profissional, além de aprender

muito sobre a convivência diária entre toda hierarquia de uma empresa, ficando, portanto

com um melhor nível de qualificação, o que é fundamental nos tempos de hoje para

conseguir uma boa projeção e colocação no mercado de trabalho. Temos, também, a

chance de ficarmos conhecendo as oportunidades de emprego, que em alguns casos surgem

no próprio estágio uma oportunidade de trabalho, devido ao bom desempenho mostrado no

decorrer do mesmo.

Outro ganho que nos é atribuído é a oportunidade de se enquadrar dentro das várias

áreas da profissão, a que mais convém de acordo com o perfil, pois com a liberdade do

estágio em uma mineração de grande porte, podemos nos concentrar no trabalho que mais

interessa.

12 Bibliografia Consultada

ALMEIDA, P. H. P. et al – A implementação da tecnologia de Paste Fill na Mineração

Caraíba S/A. Mineração Caraíba S/A, Jaguarari-Ba, 2002.

ANDRADE, S. S. ; BEZERRA, F. N. M. – O uso da instrumentação como ferramenta

para otimização da lavra de minas subterrâneas. Mineração Caraíba S/A, Jaguarari-

Ba, 2001.

DO PINHO, R. et al – Aplicação do VRM na lavra subterrânea de realces e pilares da

Mineração Caraíba S/A. Mineração Caraíba S/A, Jaguarari-Ba, 2002.

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Relatório Operacional de EstágioEngenharia de Minas

Universidade Federal de Campina Grande

HASUI, Y. ; MIOTO, J. A. – GEOLOGÍA ESTRUTURAL APLICADA. Associação

Brasileira de Geologia de Engenharia. São Paulo-SP, 1992.

SILVA, M. A. et al – Projeto de aprofundamento da mina subterrânea. Mineração

Caraíba S/A ,1997.

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