Desmonte de rochas com explosivos

DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS ESCOLA DE MINAS UFOP

CURSO DE MIN 210 - OPERAÇÕES MINEIRAS

PROFESSOR VALDIR COSTA E SILVA DEMIN e-mail: [email protected] 

Março, 2009.

 Prof. Valdir Costa e Silva

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1. PERFURAÇÃO DE ROCHA 1.1 OBJETIVO A pe perf rfura uração ção das rocha rochas, s, den dentr troo do cam campo po dos de desm smont ontes, es, é a prim primeir eiraa operaçã opera çãoo qu quee se real realiz izaa e te tem m como como fina finalilidad dadee ab abri rirr uns furos furos com uma distribuição distribuição e geometria adequada dentro dos maciços para alojar as cargas de explosivos e acessórios iniciadores. A figura 1 mostra a evolução dos sistemas de perfuração ao longo dos anos.

 Prof. Valdir Costa e Silva

Figura 1: A evolução dos métodos e da velocidade velocidade de perfuração das rochas

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1.2 APLICAÇÕES DA PERFURAÇÃO Os tipos de trabalho, tanto em obras de superfície como subterrâneas, podem classificar classificar-se -se nos seguintes: seguintes:  perfuração de banco, perfuração de produção,  perfuração  perfuração de chaminés chaminés (raises), (raises), perfuração de poços (shafts), perfuração perfuração

de rochas com capeamento e reforço das rochas. rochas. 1.3 PRINCIPAIS MÉTODOS DE PERFURAÇÃO Existem três principais métodos de perfuração para o desmonte de rochas com explosivos aplicados à mineração: • perfuração rotativa com brocas tricônicas (Holler Bit); • martelo de superfície (Top-Hammer, método roto-percussivo); •

martelo de fundo de furo ou furo abaixo (Down the Hole, método rotopercussivo).

Perfuração por percussão: Também conhecido por perfuração por martelo, é o método mais comum de perfuração perfuração para a maioria maioria das rochas, os martelos martelos podem ser acionados acionados a ar  comprimido ou hidráulicos. A perfuração rotopercussiva é o sistema mais clássico de perfuração e o seu aparecimento coincide com o desenvolvimento industrial do século XIX. As primeiras primeiras máquinas, protótipos de Singer (1838) e Couch (1848), utilizavam utilizavam vapor para o seu acionamento, mas foi com a aplicação posterior do ar  comprimi compri mido do com comoo fon fonte te de ene energi rgiaa (1861 (1861)) que est estee sist sistema ema evol evolui uiuu e passou a ser utilizado de forma intensa (Jimeno,1994).  Prof. Valdir Costa e Silva As perfuratrizes rotopercussivas geralmente exercem um papel menor quando comparadas com as máquinas rotativas nas operações mineiras a céu aberto. Sua aplicação é limitada à produção das pequenas minas, perfuração secundária, trabalhos de desenvolvimento e desmonte controlado. Porém, o sistema de furo abaixo ou de

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fundo de furo (down (down the hole) com diâmetro diâmetro de perfuração perfuração na faixa faixa de 150 mm (6”) (6”) a 229 mm (9”) (9”) vem ganhado ganhado campo campo de ap aplilica cação ção nas rocha rochass de alta alta resistência resistência por propiciar propiciar maiores taxas de penetração quando comparadas comparadas com o método rotativo. Estas perfuratrizes possuem dois sistemas de acionamento básicos, rotação e percussão. Estas duas forças são transmitidas através da haste para a coroa de perfuração. Os martelos podem ter acionamento pneumático ou hidráulico, e são localizados na superfície superfície sobre a lança da perfuratriz, perfuratriz, conforme figura figura 2. O surgimento dos martelos hidráulicos na década de 70 deu novo impulso a este método de perfuração, ampliando o seu campo de aplicação.

Figura 2 – Componentes básicos do martelo de superfície

Os equipamentos roto-percussivos se classificam em dois grandes grupos, segundo a posição do martelo: •

martelo de superfície (Top-Hammer);  Prof. Valdir Costa e Silva

•

martelo de fundo de furo (Down The Hole).

Por muitos anos estes equipamentos foram operados, exclusivamente, usando martelos pneumáticos. Nos últimos 15 anos máquinas hidráulicas têm sido introduzidas no mercado. O alto custo de capital das perfuratrizes hidráulicas é compensado compensado por um menor custo operacional operacional e maior maior produtivida produtividade de quando comparadas com máquinas pneumáticas (Crosby, 1998).

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A perfuração rotopercussiva se baseia na combinação das seguintes ações:

Percussão: os impactos produzidos pelas batidas do pistão do martelo originam ondas de choque que se transmitem à rocha.  Rotação: com este movimento se faz girar a broca para que se produzam impactos sobre a rocha em diferentes posições.  Pressão de avanço: para se manter em contato a ferramenta de perfuração e a rocha, é exercida um pressão de avanço sobre a broca de perfuração.  Fluido de limpeza: o fluido de limpeza permite extrair os detritos do fundo do furo. Em resumo, na perfuração percussiva o pistão transmite energia sobre a rocha através da barra de percussão, das uniões, da haste de perfuração e da broca. O motor de rotação ao encontrar rocha nova, rompe os cortes em pedaços ainda menores. O ar comprimido efetua a limpeza dos furos e a refrigeração das brocas. 

Perfuratrizes Pneumáticas Segundo Jimeno (1994), um martelo acionado por ar comprimido consta de: cilindro fechado com uma uma tampa dianteira dianteira que dispõe de uma abertura abertura • um cilindro axial onde é fixado o punho e as hastes de perfuração; pistão ão qu quee com com o seu seu mo movi vime ment ntoo alte altern rnat ativ ivoo go golp lpei eiaa o pu punh nhoo de • um pist perfuração, o qual transmite a onda de choque à haste;  Prof.fixado Valdir Costa e e Silva • uma válvula que regula a passagem de ar comprimido em volume de forma alternada para a parte anterior e posterior do pistão; • um mecanismo de rotação para girar a haste de perfuração; • um sistema de limpeza do furo que permite a passagem de ar pelo interior da haste de perfuração e retirada dos detritos da rocha entre as paredes do furo e a parte externa da haste. .

A profundidade profundidade máxima alcançada alcançada por por este sistema sistema não supera os 30 metros, metros, devido as perdas de energia na transmissão das ondas de choque do martelo

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para a coroa. A cada haste adicionada na coluna de perfuração maior é a perda de energia devido a reflexão reflexão da energia nas conexões e luvas de perfuração. O campo de aplicação das perfuratrizes perfuratrizes pneumáticas pneumáticas de martelo martelo de superfície está se reduzindo cada vez mais, devido à baixa capacidade de perfuração em rochas duras, à profundidade (em torno de 15 m), ao diâmetro de perfuração (de 50 a 100 mm) e ao alto consumo de ar comprimido, aproximadamente, 2,4 m3/m /min in por cada cada cm de diâmet diâmetro, ro, além além de apresen apresentar tar alto alto desgast desgastee da dass ferramentas de perfuração: hastes, punhos, coroas, mangueiras etc., em função da freqüência de impacto e na forma de transmissão da onda de choque do pistão de grande diâmetro (Svedala Reedrill, sd.).

Perfuratrizes hidráulicas No final da década de 60 e início da década de 70 houve um grande avanço tecnol tec nológic ógicoo na perfur perfuração ação de rochas rochas com o dese desenvol nvolvim viment entoo dos martel martelos os hidráulicos. Umaa pe Um perf rfur urat atri rizz hidr hidráu áulilica ca cons consta ta ba basi sica came ment ntee do doss me mesm smos os elem elemen ento toss construtivos de uma pneumática. A diferença mais importante entre ambas é que no lugar de se utilizar ar comprimido, gerado por um compressor acionado por um motor diesel ou elétrico, elétrico, para o acionamento acionamento do motor de rotação e para produzir produzir o movimento movimento alternativo alternativo do pistão do martelo, martelo, utiliza-se utiliza-se um grupo de bombas que acionam estes componentes. As razões pela qual as perfuratrizes hidráulicas possuem uma melhor tecnologia sobre as pneumáticas são as seguintes (Crosby, 1998): • menor consumo de energia: as perfuratrizes hidráulicas consumem apenas 1/3 da energia, por metro perfurado, em comparação com os equipamentos pneumáticos; • •

menor desgaste da broca de de perfuração; maior velocidade de penetração: a energia liberada em cada impacto do martelo é superior a do martelo pneumático, resultando em maiores taxas de penetração;

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•

•

•

melhores condições ambientais: a ausência de exaustão de ar resulta em men enor ores es níve níveis is de ruído uído qu quan ando do co comp mpar arad adas as co com m pe perf rfur urat atrrizes izes pneumáticas; maio maiorr flexi flexibi bili lidad dadee na opera operação ção:: é po posssív sível vari ariar a pres presssão de acionamento acionamento do sistema, sistema, a energia por impacto e a freqüência de percussão percussão do martelo; maior facilidade para a automação: os equipamentos são muito mais aptos para a automação das operações, tais como a troca de haste e mecanismos mecanismos antitravamento da coluna de perfuração.

Martelos de Fundo (Down The Hole – DTH) Os ma mart rtel elos os de fu fund ndoo de fu furo ro fo fora ram m de dese senv nvol olvi vido doss na dé déca cada da de 50 e, originalmente, eram utilizados para aumentar a taxa de penetração em rochas dura du rass e mu muititoo du dura ras. s. Ne Nest stee mé méto todo do,, o ma mart rtel eloo e a broc brocaa de pe perf rfur uraç ação ão permanecem sempre no fundo do furo, eliminando as perdas de energia ao longo da coluna de perfuração. A principal principal aplicação aplicação deste método método é a perfuração em rochas rochas duras quando se usa brocas de 152 a 229 mm (6” a 9”). Para estes diâmetros, os rolamentos rolamentos das brocas tricônicas tricônicas são demasiadamente demasiadamente pequenos para suportar suportar grandes cargas verticais (pressão de avanço), o que se traduz em baixa taxa de penetração e  Prof. Valdir Costa e Silva altos custos. Este método possui as seguintes características: • devido a posição do martelo e da broca evita a perda de energia ao longo

das hastes de perfuração; necessita de moderada força de avanço (250 a 500 lbf/in de diâmetro de bit) • necessita em comparação com o método rotativo (3000 a 7000 lbf/in). Elimina a necessidade de hastes pesadas e altas pressões de avanço; •

os impactos produzidos pelo pistão do martelo no fundo do furo podem provocar o desmoronamento e travamento da coluna de perfuração em rochas não consolidadas ou muito fraturadas;

8 •

requer menor torque de rotação e a velocidade de rotação (rpm) é muito menor em comparação com o método rotativo. A faixa normal de operação é de 10 a 60 rpm;

1.4 Rotação/Trituração Foi inicialmente usada na perfuração de petróleo, porém, atualmente, é também usada em furos para detonação, perfuração de chaminés verticais de ventilação e abertura de túneis. Esse método é recomendado em rochas com resistência à compressão de até 5000 bar. Quando perfuramos por este método, usando brocas tricônicas, a energia é transmitida transmitida para a broca por um tubo, que gira e pressiona pressiona o bit contra a rocha. Os botões de metal duro são pressionados na rocha, causando o fraturamento desta des ta,, de aco acord rdoo bas basic icam ament entee com com o me mesmo smo prin princí cípi pioo da pe perf rfur uraçã açãoo po por  r  percuss percussão. ão. A veloc velocidad idadee normal normal de rotaçã rotaçãoo é de 50 a 90 90 rev/m rev/min. in.

1.5 Rotação/Corte  Prof. Valdir Costa e Silva

Este método é usado principalmente em rochas brandas com resistência à compressão de até 1500 bar. A perfuração por rotação necessita de uma forte capacidade de empuxo na broca e um mecanismo superior de rotação. A pressão aplicada e o torque rompem e moem a rocha. Neste método a energia é transmitida ao cortador  pelo tubo de perfuração, que gira e pressiona o mesmo sobre a rocha. A área de corte da ferramenta exerce pressão sobre a rocha e as lascas são arrancadas. A rela relaçã çãoo en entr tree a pres pressã sãoo ne nece cess ssár ária ia e a faix faixaa de rota rotaçã ção, o, de dete term rmin inaa a velocidade e a eficiência da perfuração: a) a rocha rocha branda requer requer menor menor pressão pressão e rotação rotação mais mais rápida; rápida; b) a rocha rocha dura necessita de alta pressão e rotação mais llenta. enta.

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A velocidade de rotação é de 120 rev/min para um furo de 110 mm e 300 rev/min para furos de 60 mm de diâmetro.

1.6 FONTES DE ENERGIA As fontes primárias de energia podem ser: motores motores diesel ou motores motores elétricos. Nas perfuratrizes com um diâmetro de perfuração acima de 9” (230 mm) é generalizado o emprego de energia elétrica a média tensão, alimentando a perfuratriz com corrente alternada com cabos elétricos revestidos. Porém, se a lavra é seletiva e há grande necessidade de deslocamento do equip equ ipam ament entoo de perfu perfura ração ção,, pod pode-s e-see ado adota tarr má máqu quina inass a mo moto torr dies diesel. el. As perfuratrizes médias e pequenas, que são montadas sobre caminhões, podem ser acionadas por motores a diesel. Segu Segundo ndo Jime Jimeno no (1994 (1994), ), um umaa divi divisã sãoo mé médi diaa da po potê tênc ncia ia inst instala alada da ne nest stas as unidades para os diferentes mecanismos é a seguinte: ♦ ♦ ♦ ♦ ♦ ♦

Movimento de elevação e translação: 18% Rotação: 18% Avanço: 3% Nivelamento: 2% Limpeza dos detritos com ar comprimido: 53% Equipamentos auxiliares: 3 %

Outros: 3%. Nota-se na distribuição de energia, acima, a grande importância do ar e da

♦

potência de rotação para o método rotativo. Os equipamentos elétricos têm um custo de 10 a 15% mais baixo que os de acionamento a diesel. Estes últimos são selecionados quando a região da explotação não dispõe de adequada infra-estrutura de suprimento de energia elétrica ou quando a máquina é montada sobre caminhão (Jimeno, 1994).

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1.7 SISTEMA DE ROTAÇÃO Com o objetivo de girar as hastes e a broca para efetuar a perfuração, as perfuratrize perfuratrizess possuem um sistema sistema de rotação rotação montado, montado, geralmente, sobre uma unidade unida de qu quee de desl sliz izaa no ma mastr stroo da perfu perfurat ratri riz. z. Esta Esta un unid idade ade é geral geralme ment ntee denominada de cabeça rotativa. O sistema de rotação é constituído por um motor elétrico ou um sistema hidráulico. hidráulico. O primeiro é utilizado utilizado nas máquinas máquinas de maior porte, pois aproveita a grande facilidade de regulagem dos motores de corrente contínua, num intervalo de 0 a 100 rpm (Jimeno, 1994). Já o sistema hidráulico consiste de um circuito hidráulico hidráulico com bombas de pressão pressão contínua, com um conversor, conversor, para variar a velocidade de rotação do motor hidráulico. A figura 3 mostra os principais componentes de um sistema de perfuração rota rotatitiva: va: ar comp compri rimi mido, do, sist sistem emaa de eleva elevação ção e avanç avanço, o, mo moto torr de rota rotaçã ção, o, cabeça rotativa, haste, estabilizador e broca.

 Prof. Valdir Costa e Silva

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Ar Comprimido

Motor de Rotação: Elétrico ou Hidráulico

Cabeça Rotativa

Sistema de Elevação e Avanço

Haste

EestabEilid  Estabilizador  ador  Estabilizad  or   bit Broca Figura 3: Principais componentes de um de um sistema de perfuração rotativo Fonte: Jimeno, 1994.

1.8 SISTEMA DE AVANÇO E ELEVAÇÃO ELEVAÇÃO Para se obter uma boa velocidade de penetração na rocha é necessário a aplicação de uma determina força de avanço, que depende, tanto da resistência da rocha, como do diâmetro que se pretende utilizar. Como o peso da coluna de perfuração (hastes, estabilizador e broca) não é suficiente para se obter a carga nece ne cess ssár ária ia,, é prec precis isoo ap apllicar icar fo forç rças as ad adic icio iona nais is qu quee sã sãoo trans ransm mitid itidas as exclusivamente através de energia hidráulica. Existem basicamente quatro sistemas de avanço e elevação, que são: •

cremalheira e pinhão direto;

•

corrente direta;

•

cremalheira e pinhão com corrente;

•

cilindros hidráulicos.

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1.9 PRINCIPAIS CARACTERÍSTICAS DAS DAS BROCAS TRICÔNICAS As brocas tricônicas são classificadas de acordo com o material dos dentes e geometria do cone. Os dentes podem ser de face dura, cobertura endurecida ou insertos de carboneto de tungstênio. As brocas com dentes de face dura ou cobertura cobertura endurecida são denominadas de brocas dentadas e as de insertos insertos de tungstênio são denominadas de brocas de botões (Karanam & Misra, 1998). Na perfuração rotativa, a broca ataca a rocha com a energia fornecida pela máquina à haste de perfuração, que transmite a rotação e o peso de avanço (carga) para a broca. O mecanismo de avanço aplica uma carga acima de 65% do peso da máquina, forçando a broca em direção à rocha. A broca quebra e remove a rocha por uma uma ação de raspagem raspagem em rochas macias, macias, esmagament esmagamentootrituração-lasqueamento em rochas duras ou por uma combinação destas ações (Crosby, 1998). A figura 4 ilustra este modelo de corte.

Figura 4: Modelo físico de penetração para o método rotativo Fonte: Karanam & Misra, 1998.

As brocas tricônicas consistem de três componentes principais: os cones, os rolamentos e o corpo. Os cones são montados sobre os eixos dos rolamentos os quais são partes integrantes integrantes do corpo da broca. Os elementos elementos cortantes dos

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cones consistem de linhas circunferênciais de dentes salientes (ex.: botões ou dentes).

1.10 1.10

CARA CARACT CTER ERÍS ÍSTI TICA CAS S DOS DOS FURO FUROS S

Os furos furos são geralm geralmente ente caract caracteri erizado zadoss por quat quatro ro parâmet parâmetros ros:: diâ diâmet metro, ro, profundidade, retilinidade e estabilidade.

Diâmetro dos furos O diâm diâmet etro ro do furo uro de depe pend ndee da final inalid idad adee do me mesm smo. o. Em furos uros pa parra detonações, há vários fatores que influem na escolha do diâmetro, por exemplo, o tamanho desejado dos fragmentos, após a detonação; o tipo de explosivo a ser utilizado, a vibração admissível do terreno durante a detonação etc. Em grandes pedreiras e outras minerações a céu aberto, furos de grande diâmetro apresentam menores custos de perfuração e detonação por m3 ou tonelada de rocha escavada. Nas minas subterrâneas, as dimensões dos equipamentos de perfur perfuração ação são det determi erminada nadass pel peloo mét método odo de lav lavra ra adot adotado. ado. Em trabal trabalhos hos menores, o diâmetro do furo pode também ser determinado pelo tamanho do equipamento disponível para perfuração, carregamento e transporte. A eleição do diâmetro dos furos depende, também, da produção horária, do ritmo ritmo da escavação e da resistência da rocha. A figura 5 mostra a relação relação entre os diâmetros e o número de furos, porte dos equipamentos de escavação, altura da pilha e granulometria dos fragmentos rochosos após a detonação.

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Figura 5: Influência do diâmetro no n.º de furos, na fragmentação fragmentação da rocha, rocha, na altura da pilha e no porte do equipamento de carregamento.

A figura 6 mostra mostra a relação relação entre o diâmetro diâmetro de perfuração perfuração e a seção do túnel ou galeria e o tipo de equipamento de perfuração.

Figura 6: Influência do diâmetro da perfuração no tamanho da seção da galeria

Profundidade dos furos

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A profundidade profundidade do furo determina determina a escolha do equipamento de perfuração. Em espaços confinados somente ferramentas de perfuração curtas poderão ser  usadas. No caso de maiores profundidades profundidades (50 a 70 m ou mais) utiliza-se utiliza-se perfuração de fundo de furo, ao invés de martelo de superfície, já que o método de fundo de furo furo proporc proporciona iona mai maiss eficiê eficiência ncia de transmi transmissão ssão energéti energética ca e remoção remoção dos cavacos de rocha a essa profundidade. Quando utilizamos martelos DTH a energia é em princípio transmitida da mesma forma com a vantagem de que o pistão da perfuratriz trabalha diretamente sobre a broca.

Retilinidade do furo A retilinidade de uma perfuração varia, dependendo do tipo e natureza da rocha, do diâ diâme metr troo e da prof profun undi dida dade de do fu furo ro,, do mé méto todo do e da dass cond condiç içõe õess do equipamento equipamento utilizado, da experiência do operador. operador. Na perfuração horizontal ou inclinada, o peso da coluna de perfuração pode concorrer para o desvio do furo. Ao perfurar furos profundos para detonação, o furo deve ser tão reto quanto possível para que os explosivos, sejam distribuídos corretamente, para se obter  o resultado desejado. Para compensar o desvio dos furos às vezes é necessário furar com menor  espaçamento o que resulta em maior custo. Um problema particular causado por um furo com desvio é a possibilidade de encontrar-se com um outro já perfurado, causando a detonação de cargas por “simpatia”. A probabilidade do equipamento se prender é grande e a detonação não pode ser executada adequadamente. Além do desvio do furo propriamente dito, o alinhamento pode ser afetado pelo desalinhamento da lança e pelo cuidado durante o emboque do furo.

Estabilidade do furo

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Outra necessidade em perfuração é que o furo permaneça “aberto” enquanto estiver sendo utilizado para carregamento de explosivos. Em certas condições, por exemplo, quando a perfuração é em material “solto” ou rocha (que tendem a desmoronar e tapar o furo), torna-se essencial estabilizar-se o furo com tubos ou mangueiras de revestimentos.

1.11 PERFURAÇÃO VERTICAL X INCLINADA Principais vantagens da perfuração inclinada 

melhor fragmentação;



diminuição dos problemas de repé devido ao melhor aproveitamento das ondas de



choque na parte crítica do furo (linha de greide, pé da bancada); maior lançamento;



permite maior malha; permite redução da Razão de Carregamento que pode ser obtida pelo uso de



explosivos de menor densidade; maior estabilidade da face da bancada;



menor ultra-arranque.



Principais desvantagens da perfuração inclinada  

menor produtividade da perfuratriz; maior desgaste de brocas, hastes e estabilizadores;



maior custo de perfuração; maior comprimento de furo para uma determinada altura da bancada;



maior risco de ultralançamentos dos fragmentos rochosos.



1.12 MALHAS DE PERFURAÇÃO

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A ge geom omet etri riaa da dass ma malh lhas as de pe perf rfur uraç ação ão po pode de ser ser qu quad adra rada da,, reta retang ngul ular ar,, estagiada, triângulo triângulo eqüilátero ou malha alongada: A E

a) malha quadrada

b) malha retangular

c) malha malha estagiada (pé de galinha) galinha)

Malhas Malhas quadrad quadradas as ou retangu retangular lares: es: de devi vido do a sua sua ge geom omet etri riaa é de fáci fácill perfuração (menor tempo de locomoção de furo a furo). Malhas Malhas estagia estagiadas: das: dev devid idoo a geo geome metr tria ia de furo fuross alter alterna nados dos dif dific icul ulta ta a perfur perfuraçã açãoo (maio (maiorr te temp mpoo de locom locomoç oção ão furo furo a furo furo), ), porém porém pos possui sui me melho lhor  r  distribuição do explosivo no maciço rochoso. Malha Triângulo Eqüilátero: são malhas estagiadas estagiadas com a relação E/A = 1,15. São indicadas para rochas compactas e duras. Possuem ótima distribuição da ene nerrgia gia do explosivo na área área de influen enccia do furo, maxim ximizan anddo a fragm fragment entaç ação. ão. O cen centr troo do triâ triângu ngulo lo eq eqüil üilát áter ero, o, o pon ponto to ma mais is crít crític icoo pa para ra fragmentação, recebe igual influência dos três furos circundantes. Malhas alongadas: : Conforme a relação E/A as malhas podem assumir várias configurações. configurações. As malhas alongadas possuem elevada relação E/A, geralmente acim acimaa de 1, 1,75. 75. São São indi indica cados dos para para roch rochas as friáv friávei eis/ s/ma maci cias as aum aument entand andoo o lançamento por possuírem menor afastamentos.

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1.13 SELEÇÃO DOS DIFERENTES TIPOS DE PERFURATRIZES

A tabela 1 apresenta um resumo dos fatores que devem ser avaliados durante o process processoo de seleção seleção do método método e equi equipam pamento ento de perfuraç perfuração. ão. Durante Durante o processo de seleção do método e do equipamento de perfuração é necessário discutir e adequar estes fatores fatores às características da jazida ou mina, de forma forma a se fazer a melhor escolha.

Tabela 1 - Fatores para seleção dos diferentes tipos de perfuratrizes.  Fonte: Moraes, 2001 Fa to tore s

P er erfura tr tri z rota ti ti va va 165 a 228 em rocha macia a média 250 a 432 em todas formações, incluíndo muito dura. Formações na faixa de macia a muito dura.

Diâmetro do furo, mm Tipo de rocha Profundidade máxima do furo, m

Maior que 60 m.

Volume de ar  requerido

Grandes vazões para se ter  uma limpeza eficiente do furo.

Avanço Avanço (pulldown) requerido

Baixo em formações macias a muito alto em rochas duras.

Velocidade de rotação, rpm

Requer alta velocidade em rocha macia e velocidades mais baixas em rocha dura.

Taxa de penetração

Aumenta com o aumento do diâmetro da broca; diminui com o aumento da resistência da rocha.

Níveis de de ru ruído

Geralmente ba baix o. o.

1.14 1.14

Pe rf rfura tr tri z de ma ma rt rte lo lo de de su supe rí rí ci ci e

P er erfur at atri z de ma ma rt rte lo lo de fu fundo de fu furo

38 a 127.

152 a 228 em formações média a muito dura; diâmetros menores em furos longos.

Média a muito dura.

Media a muito dura. Restrições em rochas muito fraturadas.

Menor que 20 m. O ar tem dupla função: limpeza do furo e acionamento do martelo. Não pode usar pressões pressões t ão altas como no martelo de fundo. Máquinas hidráulicas reduzem bastante o consumo de ar. Altas taxas de penetração podem ser  alcançadas alcanç adas com menores menores pressões de avanço. Rotação para o bit é aproximadamente de 100 a 120 rpm para furos de 64 mm, em rocha macia; em rocha dura, 75 a 100 rpm para furos de 64 mm e 40 a 50 rpm para furos de 127 mm. Taxas Taxas inici ais mais altas que o método método de martelo de fundo. Taxa cai com cada haste adicionada. Taxa decresce com o aumento do diâmetro. Ruído é crítico: imacto do martelo e ar  comprimido. Máquinas hidráulicas possuem menor nível nível de ruído.

Maior que 60 m. A taxa de penetração aumenta com o aumento da pressão de ar, mas o volume de ar requerido também. Boa penetração com menos carga de avanço. Opera com menores velocidades de rotação: 30 a 50 rpm para rocha macia; 20 a 40 para rochas intermediárias e 10 a 30 rpm para rochas duras. Taxas relativamente constantes ao longo do furo. Maiores taxas em rochas duras, na faixa de diâmetro de 152 mm a 228 mm, comparando-se com o método rotativo. Nível de ruído é mais baixo que o método de martelo de superfície. Ruído é dissipado dentro do furo.

CÁLCUL CÁLCULO O DOS COMPON COMPONENT ENTES ES DA PERFUR PERFURATR ATRIZ IZ

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a) Número de furos por dia (N f  )

 N  F 

VA

=

 A  x  E   x  H   f    x  N d 

sendo: VA = volume anual (m 3); A = afastamento (m); E = espaçamento (m); Hf  = comprimento do furo (m); (m); Nd = dias trabalhados por ano.

b) Profundidade Profundidade Total perfurado por ano (PT) PT = Nf  x Hf  x Nd

(m)

sendo: Nf  = número de furos por dia; Hf  = comprimento do furo (m); Nd = dias trabalhados durante o ano.

c) Metros diários perfurados por uma perfuratriz (MP)

MP = NH x TP x DM x RMO x U sendo: NH = número de horas/dia trabalhado por uma perfuratriz; TP = taxa de penetração (m/h); DM = disponibilidade mecânica da perfuratriz (%); RMO = rendimento da mão-de-obra (%); U

= utilização do equipamento (%).

d) Número de perfuratrizes necessárias (NP)

 NP   NP 

=

 P T   N d   x MP 

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Exemplo Umaa mine Um mineraç ração ão prete pretende nde produ produzi zirr anu anual almen mente te 1. 1.000 000.00 .0000 m3 de he hemat matitita. a. Seu Seu desmonte de rocha apresenta as seguintes seguintes características: - Malha de perfuração: perfuração: Afastamento Afastamento (A) (A) = 2,5 m; Espaçamento Espaçamento = 5,0 m; Altura do banco = 10 m; m; Inclinação dos furos = 0°; Diâmetro da perfuração = 4” (102 mm) Taxa de penetração da perfuratriz: 40 m/h - Disponibilidade mecânica do equipamento: 85% - Rendimento Rendimento da mão de obra: 80% - Utilização do equipamento : 80% - Dias de trabalho no ano: 365 - Horas trabalhadas por dia: 8 h - Comprimento das hastes: 3 m. A vida útil média dos componentes é a seguinte: - bits (coroas)

:

2.500 m

- punho

:

2.500 m

- haste e luvas

:

1.500 m

Calcular o número de perfuratrizes necessárias para executar a perfuração, e os componentes gastos anualmente (hastes, luvas, punhos e coroas).

a) Número de furos por dia (N f  )

 N  F  =

VA A x E x H f  x 3 6 5

=

1000000 . . 2,5 x 5 x 1 0 x 3 6 5

=

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b) Profundidade Profundidade Total perfurado por ano (PT) PT = Nf  x Hf  x Nd = 22 x 10 x 365 = 80.300 m c) Metros diários perfurados por uma perfuratriz (MP)

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MP = NH x TP x DM x RMO x U = 8 x 40 x 0,85 x 0,8 x 0,8 = 174,08 m e) Número de perfuratrizes necessárias (NP) P T  = 365 x M P

 N P  =

80300 . 3 6 5 x1 7 40 4,0 8

= 1,2 6

Obs.: Mat atem emat atic icam amen entte o cá cálc lcuulo ap apon ontta, ap aprrox oxim imad adam amen ente te,, pa para ra a necessidade de duas perfuratrizes. Entretanto, a escolha correta será de uma só perfur perfuratr atriz, iz, pois basta basta aum aumenta entarmo rmoss o número de horas horas trabal trabalhada hadass por dia para para obt obterm ermos os a produção produção diária diária desejada. desejada. Outra Outra pos possibi sibilid lidade ade seria seria a de perfurar com uma maior taxa de penetração.

e) Relação entre metros metros de haste e metro de furo (K)

 K  =

 H f  + C  2C

=

1 0+ 3

= 2,1 7

2x3

f) Número de hastes (NH) e luvas (NL)

N H

e NL   =

PT  x K  vidautil 

=

8 03 0.3 0 0 x 2,1 7 1500

g) Número de punhos punhos (NP)

 N  P  =

 P T  vidautil 

=

80300 . 2.5 0 0

=

h) Número de coroas coroas (NB)

32

= 116

22

 N C

=

PT vida util

=

80.300 300 2500

=

32  Prof. Valdir Costa e Silva

1.15 1.15

CÁLC CÁLCUL ULO O DO CUST CUSTO O TOTAL TOTAL DA PERF PERFUR URAÇ AÇÃO ÃO

Custo Total da Perfuração/m (CTP) Uma relativamente simples, mas bastante interessante análise, foi recentemente apresentada por Robert W. Thomas, da Baker Hughes Mining Tools Inc., que pode ser assim enunciada:

C T P  =

 A M 

+

 D V P 

sendo: A = custo da ferramenta de perfuração (brocas e cortadores); M = vida útil da ferramenta em metros; D = custo horário da perfuratriz (custo de propriedade e custo operativo); VP = velocidade de penetração (m/h). O exemplo a seguir evidencia que a soma expedida na aquisição de uma broca com uma maior velocidade velocidade de penetração, penetração, aumenta os dividendos, dividendos, pois o custo total de perfuração será reduzido e a produção aumentará.

Exemplo do CTP  Uma perfuratriz trabalha em uma mina de cobre a céu aberto, com uma broca de diâmetro de 12¼”. Considerando os seguintes dados:

23

- Velocidade de penetração da broca normal: - Custo da broca normal:

25,0 m/h US$ 5.356

- Velocidade de penetração da broca especial XP: - Custo da broca especial XP:

27,5 m/h US$ 6.169

- Vida útil da broca:

3.000 m

Broca normal:

CTP 

=

US $ 5356 . 3000 . m

+

US $ 450 / h 25 m / h

=

US $ 19,785 / m

=

US $ 18,420 / m

Broca especial XP:

CTP 

=

US $ 6169 . 3000 . m

+

US $ 450 / h 27,5 m / h

Diferença de custo: US$ 1,365/m

(6,9%)

Velocidade de penetração da BROCA NORMAL

=

25,0 m/h

Velocidade de penetração da BROCA ESPECIAL XP =

27,5 m/h

INCREMENTO DE PRODUTIVIDADE

=

2,5 m/h

(10%) Um acréscimo de apenas 10% na velocidade de perfuração representa uma economia de US$ 409.500,00 por ano, em um programa de perfuração de 300.000 m, isto é: (US$ 1,365/m x 300.000 m = US$ 409.500,00).

 Prof. Valdir Costa e Silva

24

2. PROPRIEDADES E SELEÇÃO DE EXPLOSIVOS 2.1 INTRODUÇÃO Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os explosivos vêm sofrendo, desde os anos 40, um acentuado desenvolvimento tecnológico, objetivando alcançar os seguintes resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior  segurança no manuseio, maior resistência à água, menor custo por unidade de rocha desmontada.

2.2 EXPLOSIVOS Definição Explosivos são substâncias ou misturas, em qualquer estado físico, que, quando submetidos a uma causa térmica ou mecânica suficientemente enérgica (calor, atrito, atrito, impacto etc.) se transformam, transformam, total total ou parcialmente, parcialmente, em gases, gases, em um intervalo de tempo muito curto, desprendendo considerável quantidade de calor.

Ingredientes de um explosivo (a) Explosivo básico (ou explosivo base) é um sólido ou líquido que, submetido a umaa ap um aplilicaç cação ão suf sufic icien iente te de calo calorr ou choqu choque, e, des desenv envol olve ve um umaa reaçã reaçãoo exot exotér érmi mica ca extr extrem emam amen ente te rápi rápida da e tran transf sfor orma ma-s -see em ga gase sess a alta altass tem empe pera ratturas uras e pres pressõ sões es.. Exe xemp mplo lo típi típico co de ex expl plos osiv ivos os bá bási sico co é a nitroglicerina C3H5O9N3, descoberta em 1846 pelo químico italiano Ascanio Sobrera. (b)

Os combustíveis e oxidantes são adicionados ao explosivo básico para

fa favo vore rece cerr o ba bala lanç nçoo de oxig oxigên ênio io na reaç reação ão qu quím ímic icaa de de deto tona naçã ção. o. O combustível (óleo diesel, serragem , carvão em pó, parafina, sabugo de milho, palha de arroz etc.) combina com o excesso de oxigênio da mistura explosiva, de forma que previne a formação de NO e NO2; o agente oxidante oxidante (nitrato (nitrato de amônio, nitrato nitrato de cálcio, cálcio, nitrato de potássio, potássio, nitrato de sódio etc.) assegura a completa oxidação do carbono, prevenindo a formação de CO. A formação de NO, NO2 e CO é indesejável, pois além de altamente tóxicos

 Prof. Valdir Costa e Silva

25

para o ser humano, especialmente em trabalhos subterrâneos, esses gases reduzem a temperatura da reação “ladrões de calor” e conseqüentemente, diminuem o potencial energético e a eficiência do explosivo. geralmente são adicionados adicionados para incrementar incrementar a estabilidade estabilidade do (c) os antiácidos geralmente produto à estocagem, exemplo: carbonato de cálcio, óxido de zinco. (d)

os depressores de chama (cloreto de sódio) normalmente são utilizados

para ara minimizar as pos osssibil bilidade dess de fog ogoo na atmosfer sferaa da mina na,, principalmente nas minas onde ocorre a presença do gás metano (grisu). (e) os agentes agentes controlado controladores res de densidade densidade e sensibilid sensibilidade ade dividem-se em: químicos químic os (nitri (nitrito to de sódi sódio, o, áci ácido do nít nítric rico) o) e mecânic mecânicos os (micro (micro esferas esferas de vidro). No controle do pH do explosivo utilizam-se utilizam-se a cal e o ácido nítrico. (f) os agentes cruzadores (cross linking ) são utilizados juntamente com a goma guar para dar uma forma de gel nas lamas e evitar a migração dos agentes controladores da densidade. Exemplo: dicromato de sódio.

2.3 PROPRIEDADES DOS EXPLOSIVOS Densidade de um explosivo Densidade é a relação entre a massa e o volume dessa massa, medida em g/cm3. A densidade densidade dos explosi explosivos vos comerci comerciais ais varia varia de 0,6 a 1,45 g/cm3. A densidade dos explosivos é um fator importante para a escolha do explosivo. Os  Prof. Valdir explosivos com densidade inferior ou igual a 1 não devem ser utilizados emCosta e Silva fu furo ross cont contend endoo águ água, a, para para evit evitar ar que os mes mesmo moss bói bóiem em.. Para Para de deto tonaç nações ões

difíceis, em que uma fina fragmentação é desejada, recomenda-se um explosivo denso. den so. Para Para rocha rochass fragm fragment entad adas as “in “in situ situ”, ”, ou ond ondee nã nãoo é reque requeri rida da um umaa fragmentação demasiada, um explosivo pouco denso será suficiente.

Energia de um explosivo

26

A finalidade da aplicação de um explosivo em um desmonte é gerar trabalho útil. A energia liberada pelo explosivo em um furo é utilizada da seguinte forma: pulverização da rocha nas paredes do furo, rompimento da rocha, produção de calo calorr e luz, luz, mo movi vime ment ntoo da roch rocha, a, vibr vibraç ação ão do terr terren enoo e sobr sobrep epre ress ssão ão atmosférica. No passado, a energia de um explosivo explosivo era medida em função da porcentagem porcentagem de nitrogliceri nitroglicerina na (NG) contida contida no mesmo. Um explosivo explosivo que possuía possuía 60% de (NG) em peso era qualificado como tendo força de 60%. Acontece que os modernos explosivos, especialmente os agentes detonantes, não possuem NG nas suas formulações, formulações, daí a necessidade necessidade de se estabelecer estabelecer um novo padrão de comparação. Na atualidade, os seguintes conceitos são utilizados:

- RWS - Relative Weight Strength (Energia relativa por massa): é a energia disponível por massa de um explosivo x, comparada com a energia disponível por igual massa de um explosivo tomado como padrão. Normalmente o ANFO é tomado como o explosivo padrão. O cálculo do RWS é feito através da seguinte expressão:  RWS 

=

 ETx  ETp

onde: ETx e ETp são as energias termoquímicas termoquímicas do explosivo x e padrão, respectivamente.

Exemplo 1: Considere como o explosivo padrão, o ANFO que apresenta as seguintes seguintes propriedades: propriedades: densidade = 0,85 g/cm g/cm3; Energia Energia termoquími termoquímica ca = 900 cal/g. Cálc Cá lcul uloo da Energ Energia ia Re Relat lativ ivaa por Ma Massa ssa (RWS (RWS)) do expl explosi osivo vo em emuls ulsão ão que aprese apresenta nta as segui seguint ntes es prop propri rieda edade des: s: den densi sidad dadee = 1,15 1,15 g/cm g/cm3; Energ Energia ia termoquímica = 850 cal/g.

RW S

850 cal / g

ETx =

ETp

=

900 cal / g

27

RWS = 0,944 ou

RWS = 94,4. Uma unidade de massa da emulsão possui

5,6 % a menos de energia quando comparada com a mesma unidade de massa do ANFO.

- RBS - Relative Bulk Strength (Energia relativa por volume): é a energia disponível por volume de um explosivo x, comparada com a energia disponível por igual volume de um explosivo tomado como padrão. Isto é:

 RBS  =

 ETx  ETp

 x

 ρ  x  ρ  p

=   RWS x

 ρ  x  ρ  p

onde: ρx e ρp são as densidades do explosivo x e p, respectivamente. Exempl Exemplo o 2 :

Util Utiliz izand andoo os da dados dos do exem exempl ploo ant anter erior ior;; cálc cálcul uloo da Ener Energi giaa Relativa por Volume (RBS): RBS

=

ETx ETp

x

ρx 850 = ρ p 900

cal / g cal / g

x

1,15 g / cm 3 0,85 g / cm

3

RBS = 1,28 ou RBS = 128. Uma unidade de volume da emulsão possui 28% a mais de energia quando comparada com a mesma unidade de volume do ANFO.  Prof. Valdir Costa e Silva

Balanço de Oxigênio de um explosivo e Energia de explosão (Hf ) A maioria dos ingredientes dos explosivos e composto de oxigênio, nitrogênio, hidr hidrogê ogêni nioo e carb carbono ono.. Para Para mist mistura urass explo explosi sivas vas,, a liber liberaç ação ão de ene energ rgia ia é otimizada quando o balanço de oxigênio é zero. Balanço zero de oxigênio é definido como o ponto no qual uma mistura tem suficiente oxigênio para oxidar  completamente todos os combustíveis (óleo diesel, serragem, carvão, palha de arroz etc.) presentes na reação, mas não contém excesso de oxigênio que possa reagir reagir com o nitrogênio nitrogênio na mistur mistura a para formação de NO e NO2 e nem a falta de oxigênio que possa gerar o CO, pois além de altamente tóxicos para o ser humano, esses gases reduzem a temperatura da reação e, conseqüentemente, diminuem o potencial energético e a eficiência do explosivo.

28

Teoricamente, os gases produzidos na detonação a balanço zero de oxigênio são: CO2, H2O e N2 e na realidade pequenas quantidades de NO, CO, NH2, CH4 e outros gases. Como exemplo, considere a mistura ideal do nitrato nitrato de amônio (N2H403) com o óleo diesel (CH2): N2H403 + CH2

→

CO2 + H2O + N2

Tabela 2 - Cálculo da necessidade de oxigênio para equilibrar a equação. Composto

Fórmula

Nitrato de amônio Óleo diesel

N2H403 CH2

Produtos desejados na reação N2, 2H2O CO2, H2O

Necessidade (-) ou excesso (+) de oxigênio +3 - 2 = +1 - 2 - 1 = - 3

Necessidades de oxigênio: -3 O resultado é uma deficiência de 3 átomos de oxigênio por unidade de CH2. Desde que cada molécula molécula do nitrato nitrato de amônio apresenta excesso de um  Prof.para ValdiroCosta e Silva átomo de oxigênio, 3 unidades de nitrato de amônio são necessárias balanço de cada unidade de óleo diesel na mistura de AN/FO.

Equilibrando a equação: 3N2H403 + CH2 →

CO2 + 7H2O + 3N2

Cálculo das percentagens de N2H403, CH2 por massa de mistura de AN/FO: Usando Usando as massas massas molecular moleculares es da tab tabela ela 3, pode podemos mos calcula calcularr a soma das massas moleculares dos produtos a partir das massas atômicas: Al = 27; C = 12; O = 16; H = 1; N = 14.

Tabela 3 - Cálculo da soma da massa molecular  dos produtos da reação. Composição 3N2H403 CH2 Total

Massa molecular (g) 3 x 80 = 240 14 254

29

A percentagem do nitrato de amônio na mistura, será: (240 : 254) x 100% = 94,5% Então sabemos que 240 g de nitrato de amônio reagem com 14 g de carbono quando o balanço é perfeito, quer dizer, o óleo deve representar, em massa: (14 : 254) x 100% 1 00% = 5,5%

Calor de Formação ou Energia Energia de Explosão (Hf ) Por defin definiçã ição, o, a energia energia da explosão explosão (H (Hf ) é a dife difere renç nçaa entre entre o calo calorr de formação dos produtos (Hp) e o calor de formação dos reagentes (Hr ), ), isto é:

Hf  = Hp - Hr  Utilizando os valores da entalpia da tabela 4, teremos:

Tabela 4 - Entalpia de Formação para diferentes compostos Composto

Hf  (kcal/mol)

N2H4O3 (nitrato de amônio)

-87,30

H20

-57,80

CO2

-94,10

CH2 CO N NO

(óleo diesel)

- 7,00 -26,40 0 + 21,60

30

NO2

+ 8,10

Al2O3 (alumina)

-399,00

Hp = -94,10 + 7(-57,80) + 3(0) ⇒ Hp = -498,7 kcal Hp = 3(-87,30) - 7 ⇒ Hp = -268,9 kcal Hf = Hp - Hr = -498,7 kcal - (-268,9) kcal = -229,8 kcal

Transformando para cal/g: -229,8 x 1000 / 254 g

Hf = - 905 cal/g

⇒

 Prof. Valdir Costa e Silva

Velocidade e Pressão de detonação de um explosivo A velocidade de detonação de um explosivo (VOD) é o índice mais importante do desempenho do mesmo, desde que a pressão de detonação de um explosivo é diretamente proporcional proporcional ao quadrado da velocidade de detonação, detonação, conforme a expressão abaixo. Uma maneira de avaliar o desempenho de um explosivo é pela comparação comparação da pressão pressão produzida produzida no furo durante durante a detonação. detonação. Caso a pres pressão são produ produzi zida da no furo furo durant durantee a de deto tonaç nação ão não sup super eree a resi resist stênc ência ia dinâmica da rocha, a mesma não será fragmentada, entretanto a energia não utilizada no processo de fragmentação e deslocamento da rocha se propagará no terreno sob a forma de vibração. O pico da pressão exercida pela expansão dos gases, depende primariamente da densidade e da velocidade da detonação. As pressões podem ser calculadas usando a seguinte equação:

PF

sendo:

=ρ

VOD 4

2

x 10

−6

31

PF

= pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente

ρ

acoplado ao furo (GPa); = densidade do explosivo (g/cm3);

VOD = vel veloci ocidade dade de det detonaç onação ão de um explosi explosivo vo conf confinad inadoo ((m/s m/s). ). Para a medição da VOD do explosivo, pode-se utilizar o “VOD PROBRE de fabrica fabricação ção da INSTAN INSTANTEL TEL INC. INC. (Canadá (Canadá)) ou o MiniTrap MiniTrap III, de fabricação fabricação da MREL do Canadá. O medidor da VOD (The VOD BLAST EVALUATOR” 

Probe - Blast Evaluator) possui um cronômetro eletrônico que é acionado por  fibras óticas introduzidas no furo a ser detonado e mede a VOD. À medida que ocorre a detonação do explosivo, a luz resultante resultante que é emitida aquece o probe de fibra ótica em um certo tempo, permitindo permitindo dessa maneira a medição da VOD do explosivo. Já o MiniTrap III mede a VOD utilizando cabo coaxial. A me mediç dição ão da veloc velocid idade ade de det detona onação ção dos expl explosi osivo voss tem tem os segui seguint ntes es objetivos: •

determinar a velocidade de detonação do explosivo, para que a partir da

mesma seja calculada a pressão produzida no furo durante a detonação; compa parar rar o de desem sempen penho ho do expl explosi osivo vo qua quando ndo inic iniciad iadoo com dife difere rente ntess • com escorvas, escorvas, acessórios acessórios e diferentes diferentes materiai materiaiss utilizado utilizadoss para o confinament confinamentoo do tampão; •

verificar se os explosivos e acessórios estão detonando de acordo com o valor  fornecido pelos fabricantes.

Sensibilidade à iniciação Define-se como a susceptibilidade de um explosivo à iniciação, isto é, se o explosivo é sensível à espoleta, cordel, booster (reforçador) etc.

Diâmetro crítico

32

As cargas de explosivos com forma cilíndrica têm um diâmetro abaixo do qual a onda de detonação não se propaga ou propaga-se com uma velocidade muito baixa. A esse diâmetro, dá-se o nome de diâmetro crítico. Os principais fatores que influenciam no diâmetro crítico são: tamanho das partículas, reatividade dos seus ingredientes, densidade e confinamento.  Prof. Valdir Costa e Silva

Gases gerados pelos explosivos A clas classi sififica caçã çãoo do doss fu fumo moss é prim primor ordi dial alme ment ntee impo import rtan ante te na sele seleçã çãoo de explosivos para desmontes subterrâneos ou utilização em túneis em que as condições de ventilação e renovação do ar são limitadas. Quando o explosivo detona det ona,, dec decom ompõe põe-s -see em esta estado do ga gasos soso. o. Os prin princip cipai aiss comp compone onente ntess são Dióxido de Carbono, Monóxido de Carbono, Oxigênio, Óxidos de Nitrogênio e Gás Sulfídrico. Os gases nocivos ao ser humano, quanto ao nível de toxidade, são classificados como: - Classe 1 - não tóxicos (menor que 22,65 l/kg); - Classe 2 - mediamente tóxicos (de 22,65 a menos de 46,7 l/kg); - Classe 3 - tóxicos (de 46,7 a menos de 94,8 l/kg). A toxidez dos gases da explosão é avaliada avaliada pelo balanço de oxigênio (BO). Isto quer dizer que, o oxigênio oxigênio que entra na composição do explosivo pode estar em falta falta ou em excesso, excesso, estequio estequiometr metricam icamente ente,, result resultando ando uma transfo transforma rmação ção completa ou incompleta. Quando a transformação é completa, os produtos resultantes são CO2, H2O e N2, todos não tóxicos. Na realidade pequenas proporções de outros gases (NO, CO, NH3 e CH4 etc.) também são gerados, mas não comprometem a boa qualidade dos produtos finais. A pesquisa do BO de um explosivo, apresenta uma grande importância prática, não só do ponto de vista da formação dos gases tóxicos, mas, porque ela está corr correl elac acio iona nada da com com a en ener ergi giaa da expl explos osão ão,, o po pode derr de rupt ruptur uraa e ou outr tras as propriedades propriedades do explosivo usado. O máximo de energia é conseguido quando o BO é zero. Na prática, esta condição é utópica utópica (Reis, 1992).

33

Os explosivos podem ser representados pela fórmula geral: CaHbOcNdXe, onde X é um metal. Cons Co nside idere remo moss o caso caso da de decom compo posi sição ção de um exp explos losiv ivoo qu quee não receb recebee elementos metálicos. Para uma transformação completa, teríamos: CaHbOcNd = xCO2 + yH2O + zN2 Equilibrando a equação:

 Prof. Valdir Costa e Silva

a = x; b = 2y; d = 2x + y; c = 2x + y ⇒ , c = 2a + b/2 quando então a transformação é completa, tendo em vista os produtos de reação. Exemplo: Nitroglicerina: C3H5O9N3 Oxigênio existente na molécula: 9 átomos Oxigênio necessário: c = 2a + b/2 = 2 x 3 + 5/2 = 8,5 átomos Há, portanto, um excesso de 0,5 átomo de oxigênio. Considerando Considerando que o peso molar molar da NG é de: 3 x 12 + 5 x 1 + 9 x 16 + 3 x 14 = 227 gramas.

BO

BO

=

Peso molecular  do excesso de oxigênio x 100 100 % Peso molecular  da nitroglice rina

=

8 x 100 100 % 227 227

= 3,52%

Observação: Explosivos mal iniciados ou desbalanceados geram mais gases tóxicos.

Resistência à água É a capacidade que um explosivo tem de resistir a uma exposição à água durante um determinado tempo, sem perder suas características. A resistência

34

de um explosivo à água pode ser classificada como: nenhuma, limitada, boa, muito boa e excelente.  Prof. Valdir Costa e Silva

2.4 CLASSIFICAÇÃO DOS EXPLOSIVOS A figura 8 mostra como podem ser classificados os explosivos. Neste texto discutiremos apenas os explosivos químicos, por serem os mais utilizados pelas minerações e obras civis. Há três tipos de explosivos comerciais:

altos (a) altos

explosi explosivos vos, isto isto é, exp explo losi sivos vos caract caracter eriz izado adoss pel pelaa elev elevadí adíssi ssima ma velocidade velocidade de reação (1500 (1500 a 9000 m/s) e alta taxa de pressão pressão (50.000 a 4 milhões de psi). Os altos explosivos serão primários quando a sua iniciação se der por cham chama, a, cent centel elha ha ou impac impacto to.. Secun Secundár dário ioss qua quando ndo,, para para sua inici iniciaçã ação, o, for nec neces essár sário io um estí estímu mulo lo inic inicia iall de con consi sider deráve ávell gran grandez deza. a. Exemplo de altos explosivos: TNT, dinamites, gelatinas; baixos explosivos, ou deflagrantes, caracterizam-se por uma velocidade (b) de reação muito muito baixa (poucas (poucas unidades de m/s) e pressões pressões no máximo de 50.000 psi. Exemplo: pólvora e explosivos permissíveis; (c) Agentes detonantes são misturas cujos ingredientes não são classificados como como expl explos osiv ivos os.. Exem Exempl plo: o: ANFO ANFO,, ANFO ANFO/A /AL, L, lama lama,, ANFO ANFO Pesa Pesado do,, emulsões. Classificação dos Explosivos

Mecânicos

Altos Explosivos

Primário

Químicos

Baixos Explosivos

Secundário

Nucleares

Agentes Detonantes

35

Permissíveis

Não permissíveis

Figura 8 - Classificação dos explosivos

Explosivos deflagrantes Baixos Baixos explosi explosivos vos (propel (propelante antes), s), ou def deflagr lagrante antes, s, são aque aqueles les cuj cujaa reação reação química é uma combustão muito violenta chamada deflagração, que se propaga a uma velocidade da ordem de 100 a 1500 m/s e pressões de no máximo 50.000 psi. Entre os explosivos deflagrantes, o protótipo é a pólvora negra. Conhecida da remota Antigüidade, sua invenção tem sido atribuída aos chineses, árabes e hindus. Usada pela primeira vez, em mineração, em 1627, na Hungria, e logo após, na Inglaterra. Inglaterra. A percentagem percentagem ponderal ponderal média dos componentes da pólvora negra é a seguinte: Nitrato de potássio (KN03) ou nitrato de sódio (NaN03) ........................ 75% Carvão vegetal (C) ........................................................... ................................................................................ ..................... 15% Enxofre (S) ........................................... .................................................................. ............................................. .......................... .... 10%

2.5 ALTOS ALTOS EXPLOSIVOS EXPLOSIVOS COM BASE DE NITROGLICERINA NITROGLICERINA Dinamites As dinamites, dinamites, inventada pelo quími químico co sueco Alfred Nobel, em 1866, diferem diferem em tipo e graduação graduação conforme conforme o fabricante, podendo, contudo, serem classificadas classificadas segundo os seguintes grupos principais: •

Dinamite guhr 

36  Prof. Valdir Costa e Silva

•

Dinamites simples

•

Dinamites amoniacais

Dinamite guhr  De inte intere resse sse purame purament ntee hist histór óric ico, o, resul resulta ta Kieselguhr e estabilizantes. Não é mais usada.

da mist mistura ura de Nitr Nitrogl oglic icer erina ina,,

Dinamite simples Resultante da mistura: Nitroglicerina + Serragem + Oxidante + Estabilizante. Como se vê, a serragem substitui o kieselguhr como absorvente e nitrato de sódio é, em geral, o oxidante usado. Como estabilizante, estabilizante, ou antiácido, usa-se o carb carbon onat atoo de cálc cálcio io,, com com cerc cercaa de 1%. 1%. A dina dinami mite te simp simple less prod produz uz bo boaa fragmentação. Em contrapartida, apresenta um alto custo e gera gases tóxicos. Dinamites amoniacais O alto alto cust custoo da dinam dinamititee simp simples les e as qua qualilidad dades es ind indes esejá ejávei veiss já cita citada dass permititir perm iram am o de dese senv nvol olvi vime ment ntoo das das dina dinami mite tess amon amonia iaca cais is.. As dina dinami mite tess amon am onia iaca cais is são são simi simila lare ress em comp compos osiç ição ão,, às dina dinami mite tess simp simple les, s, ma mass a nitrogliceri nitroglicerina na e o nitrato de sódio são parcialment parcialmente e substituídos substituídos por nitrato de amônio.

Gelatinas A gelatina gelatina também foi descoberta descoberta por Alfred Alfred Nobel, em 1875. 1875. A gelatina é um explosivo bastante denso de textura plástica, parecendo uma goma de mascar, constituída de nitroglicerina + nitrocelulose + nitrato de sódio. São utilizadas apenas em casos especiais. Geram gases nocivos. Tem grande velocidade de detonação, produz boa fragmentação e ótimo adensamento no furo. Gelatinas amoniacais As gelatinas amoniacais têm formulações semelhantes àquelas das gelatinas, porém o nitrato nitrato de amônio substitui, substitui, parcialmente, parcialmente, a nitroglicer nitroglicerina ina e o nitrato nitrato de sódio. Essas gelatinas foram desenvolvidas para substituir as gelatinas, com

37

maio ma iorr seg segur uranç ançaa no ma manus nusei eioo e custo custo me meno norr de prod produçã ução, o, po porém rém me menos nos resistentes à água.

Semigelatinas Constituem Constituem um tipo intermediário intermediário entre as gelatinas gelatinas e as dinamites amoniacais, amoniacais, combinando a baixa densidade das amoniacais com a resistência à água e a coes co esão ão da dass ge gela latitina nas, s, em grau grau ma mais is aten atenua uado do.. As co comp mpos osiç içõe õess sã sãoo semelhantes àquelas das gelatinas amoniacais, com variações nas proporções de nitroglicerina, nitrato de sódio e nitrato de amônio, este em porcentagens mais altas. Os gases variam de excelentes a pouco tóxicos. Existem diversas variantes comerciais. A tabela 5 mostra as % dos ingredientes dos altos explosivos.

Tabela 5 - Porcentagem dos ingredientes ingredientes dos altos explosivos PORCENTAGEM (%) DOS INGREDIENTES Produto

N glic.

N celul.

N Sódio

Dinamites simples

20 - 60

-

60 – 20

-

Dinamites Amoniacais

12 – 23

-

57 – 15

Gelatinas

20 – 50

0,4 – 1,2

Gelatinas Amoniacais

23 – 35

0,3 – 0,7

Semigelatinas

N Amônio

Combustível

S

Antiácido

15 – 18

3–0

1,3 – 1,0

12 – 50

10 - 9

7–2

1,2 – 1,0

60 – 40

-

11 - 8

8–0

1,5 – 1,1

55 – 34

4 - 20

8,0

7 -0

0,7 – 0,8

sem informação

2.6 AGENTES DETONANTES EXPLOSIVOS GRANULADOS Os explosi explosivos vos granula granulados, dos, tam também bém conh conheci ecidos dos com comoo agen agentes tes det detonan onantes tes,, geralmente consistem em misturas de nitratos inorgânicos e óleo combustível, podendo sofrer adição ou não de substâncias não explosivas (alumínio ou ferrosilício).

38Costa e Silva  Prof. Valdir

ANFO Entre os explosivos granulados, há um universalmente conhecido, formado pela mistura pura e simples de nitrato de amônio (94,5%) e óleo diesel (5,5%) denominado ANFO, sigla esta resultante dos vocábulos ingleses Ammonium Nitr itrate ate e Fue uell Oil. As prop propor orçõ ções es ac acim ima, a, co cons nsid ider erad adas as idea ideaiis, foram oram determinadas pelos americanos Lee e Akre, em 1955. As maiores vantagens do ANFO são: ocupar inteiramente o volume do furo, grande insensibilidade aos choques, poucos gases tóxicos e redução do preço global do explosivo (US$ 0,40/kg). As maiores desvantagens: falta de resistência à água, baixa densidade (0,85 g/cm3) e necessidade de um iniciador especial. A reação ideal do ANFO (N2H403 - Nitrato Nitrato de amônio e CH2 - Óleo diesel) diesel) quando o balanço de de oxigênio oxigênio é zero, pode ser expressa por: 3N2H403 + CH2 →

CO2 + 7H2O + 3N2

+ 900 cal/g.

Outros explosivos granulados, fabricados por diferentes produtores, nada mais são do qu são quee formu ormula laçõ ções es simi simila larres à do ANFO ANFO,, co com m ad adiiçã çãoo de ou outr tros os ingr ingred edie ient ntes es,, expl explos osiv ivos os ou sens sensib ibililiz izan ante tes, s, comb combus ustí tíve veis is,, oxid oxidan ante tess e absorventes.

ANFO/AL Os primeiros trabalhos realizados com explosivos contendo alumínio na sua fo form rmul ulaç ação, ão, a fim fim de ot otim imiza izarr os cust custos os de perfur perfuraçã açãoo e de desm smont onte, e, fora foram m conduzidos no início da década de 60, em minas de ferro no Peru e mais tarde na Austrália. O objetivo da adição de alumínio ao ANFO é de aumentar a produção de energia do mesmo. A adição de alumínio no ANFO varia de 5 a 15% por massa. Acima de 15% a relação custo-benefício tende a não ser  atrativa. A reação do ANFO/AL contendo 5% de Al pode ser expressa por:

39 4,5N2H403 +

CH2 + AL

→

CO2 + 10H2O

+

4,5N2 +

Al Al203 + 1100 cal/g

½ 

Umaa comp Um compos osiç ição ão de AN/F AN/FO/ O/Al Al (90, (90,86 86/4 /4,1 ,14/ 4/5) 5) ap apre rese sent ntaa as segu seguin inte tess propriedades: densidade = 0,87 g/cm3; RWS = 1,13 e RBS = 1,16 comparada com o ANFO padrão.

LAMAS (SLURRIES) (SLURRIES) E PASTAS PASTAS DETONANTES DETONANTES Desenvolvidas e patenteadas nos Estados Unidos da América, representam vários anos de pesquisa de Mr. Melvin A. Cook e H. E. Forman. A lama explosiva foi detonada com sucesso, pela primeira vez em dezembro de 1956, na Mina Nob Lake, em Labrador, Canadá. Os materiais necessários à composição da lama (tabela 6) são representados por sais inorgânicos (nitrato de amônio, nitrato de cálcio e nitrato de sódio), sensibilizantes (alumínio atomizado, ferrosilício) combustíveis (carvão e/ou óleo diesel), estabilizantes, agentes controladores de densidade (nitrito de sódio e ácido nítrico) e de pH, agentes gelatinizantes, agentes cruzadores e gomas. As pastas são superiores ao ANFO, apresentam boa resistência à água, todavia são bem mais caras. Com a introdução das emulsões no mercado internacional, o consumo de lama vem decaindo.

Tabela 6 - Composição básica da Lama FASE CONTÍNUA Água Nitrato de Amônio e/ou de Sódio/Cálcio Goma + Agentes Cruzadores FASE DESCONTÍNUA Óleo Diesel Alumínio Agentes de Gaseificação

15 - 20% 65 – 80% 1 – 2% 2 - 5% 0 - 10% 0,2 %

EMULSÕES O interesse em explosivos em emulsão deu-se no início da década de 60. Explosivos em emulsão são do tipo “água-em-óleo” (water-in-oil ). ). Eles consistem de microgotículas de solução oxidante supersaturada dentro de uma matriz de

 Prof. Valdir Costa e Silva

40

óleo. Para maximizar o rendimento energético, enquanto minimiza custos de produção e preço de venda, o oxidante dentro das microgotículas consiste principalment principalmentee de nitrato de amônio. Dentro Dentro de um ponto de vista químico, químico, uma emulsão se define com uma dispersão estável de um líquido imiscível em outro, o qual se consegue mediante agentes que favorecem este processo (agentes emulsificantes) e uma forte agitação mecânica. A tabela 7 mostra a composição básica de um explosivo em emulsão.

Tabela 7 - Composição típica de um explosivo explosivo em emulsão (Silva, V. C., 1986)

INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA  Nitrato de Amônio 77,3 Água 16,7 Óleo diesel 4,9 Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou 1,1 Monoleato de ezorbitol _____  100,0

ANFO PESADO (HEAVY ANFO) A primei primeira ra pat patente ente utiliz utilizando ando ANFO ANFO com comoo agen agente te redutor redutor de dens densida idade de foi concedid concedidaa em 1977 (Clay, (Clay, 1977) 1977) desde que os prills prills (grãos (grãos ou pérolas) pérolas) e os interstícios do ANFO podem ser utilizados para aumentar a sensibilidade da emulsão e ao mesmo tempo aumentar a densidade do ANFO. A blendagem da emulsão com o ANFO ANFO ou Nitrato Nitrato de amônio é conhecida conhecida como ANFO Pesado Pesado (tabela 8). A densidade do ANFO Pesado resultante situa-se na faixa de 1,00 a 1,33 g/cm3. A resistência à água do ANFO pesado é moderada. Para uma blendagem de ANFO/Emulsão: ANFO/Emulsão: 50/50, a uma densidade de 1,33 g/cm3, o ANFO pesado passa a apresentar pesado apresentar resist resistênci ênciaa à água água,, porém a mínima mínima escorva escorva de iniciação deve apresentar uma massa acima de 450 g. Tabela 8 - Composição típica do ANFO ANFO Pesado com resistência à água

INGREDIENTE  Nitrato de Amônio  Nitrato de Cálcio

(Katsabanis, 1999).

PERCENTAGEM EM MASSA 59,1 19,7

41

Água Óleo diesel Alumínio Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou Monoleato de ezorbitol

7,2 5,9 7,0 1,1 _____  100,0

EXPLOSIVOS PERMISSÍVEIS PERMISSÍVEIS São assim chamados os explosivos que podem ser usados em algumas minas subterrâneas, nas quais podem acontecer emanações de metano que, com o ar, forma uma mistura inflamável, inflamável, ou então, em minas com poeiras carbonosas em suspensão. A tabela 9 apresenta um resumo das principais propriedades dos explosivos industriais. Tabela 9 - Algumas propriedades dos explosivos industriais. industriais. Fonte: (Fernandéz, 2000) Produto

Densidade

(g/cm3) Dinamites especiais 1,40 Dinamite amoniacal 1,25 Gelatina 1,50 Gelatina amoniacal 1,32 Semi-gelatina 1,24-1,30 ANFO (φ =6”) 0,85 ANFO+Al 2 a 12% 0,86-0,90 Lama 1,05-1,15 Emulsão (1 a 2”) 1,10-1,18 ANFO Pesado 1,34-1,37

Velocidade de Detonação (confinada) (m/s) 2700 – 5700 4700 7500 – 7800 5000 4900 – 5100 3500 4500 – 4700 3300 – 5400 5100 – 5800 3620 – 4130

Pressão de Detonação (Kbar) 25 – 144 69 225 83 74 – 85 28 43 – 47 28 – 80 72 – 79 44 – 56

Energia da Volume de Explosão Gases (cal/g) (l/kg) 935 664 821 1430 740 1125 900 890 – 950 800 – 810 900 1050 960 – 1360 900 – 1030 700 – 1400 710 – 750 900 – 1000 630 – 865 1045 – 1120

2.7 CRITÉRIOS GERAIS DE SELEÇÃO DE UM EXPLOSIVO COMERCIAL COMERCIAL Critério de seleção de explosivos A escolha adequada de um explosivo é uma das partes mais importantes no proj projet etoo de des desmo mont ntee de roch rocha. a. Esta Esta sel seleç eção ão é dita ditada da po porr consi consider deraçõ ações es econômicas e condições de campo. Os fatores que devem ser levados em consideração consideração na escolha do explosivo explosivo incluem: tipo de desmont desmonte, e, propriedades propriedades dos explosivos (densidade, velocidade e pressão de detonação, resistência à água, classe dos gases), segurança no transporte e manuseio, diâmetro da

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carga; custo do explosivo, da perfuração, do carregamento, do transporte e britagem britagem da rocha; condições condições da geologia local, caracterís características ticas da rocha a ser  desmontada (densidade, resistência à tração, à compressão e cisalhamento, módulo de Young, coeficiente de Poisson, velocidade sísmica), condições da ventila vent ilação ção dos amb ambient ientes es subt subterrâ errâneos neos,, imp impact actos os ambi ambient entais ais gerados gerados pel pelos os desmontes de rocha etc. Conhecidos esses fatores, pode-se definir qual o explosivo mais indicado para cada situação particular.

Guia para seleção de explosivos disponíveis no mercado brasileiro Para auxiliar os profissionais que atuam na atividade do desmonte de rocha, é que desenv desenvolve olvemos mos as tabelas tabelas de de equival equivalênc ência ia dos difer diferent entes es produto produtoss de diversos fabricantes que atuam no mercado brasileiro. Além da equivalência, as tab abeela 10 e 11 mostr stram a aplicação de cada exp xpllosiv sivo e ac aceessó ssório, respectivamente.

Tabela 10 - Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no mercado brasileiro. TIPO DE FABRICA ICANTE EXPLOSIVO ORICA EMULSÃO ENCARTUCHADA AVIBRAS MAGNUM PIROBRÁS ORICA ORICA ORICA ORICA

NOME OME COM COMERCIAL

APLICAÇÕES ÕES

-

- Mineração a céu aberto, subterrânea e subaquático. - Qualquer tipo de rocha, céu aberto, subsolo e subaquático - Especial para prospecção sísmica. - Minerações no subsolo e túneis. - Mineração a céu aberto,  pré-fissuramento  pré-fissuramento e fogacho. - Pedreiras e mineração a céu aberto, construção civil em geral e desmontes subaquáticos.

POWERGEL 800 BRASPEX MAG-GEL 100 PIROFORT POWERGEL 800 SISMOGRÁFICO - POWERGEL RX 800 - POWERGEL RX 900 - POWERGEL 900 E 1000 (EMULSÃO) ALUMINIZADA - PREMIUM

- Desmontes em geral Tabela 11 - Equivalência de alguns explosivos explosivos comerciais comerciais disponíveis no mercado mercado brasileiro.

TIPO DE EXPLOSIVO EMULSÃO BOMBEADA ANFO PESADO

FABRICA ICANTE NOME OME COM COMERCIAL

APLICAÇÕES ÕES

ORICA MAGNUM IBQ

POWERGEL MAG-MAX IBEMUX

Rochas brandas ou duras. Carga de fundo. Desmonte em geral

ORICA

EXPLON AP

Rocha dura, sã ou fissurada.

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BOMBEADO GRANULADO BOMBEADO AQUAGEL (LAMAS) GRANULADO

IBQ ORICA IBQ MAGNUM BRITANITE IBQ

IBEMEX / IBENITE EXPLON OS 65 ANFOMAX MAGMIX /MAGNUMB TOVEX E BRITANITE AL  NITRON, BRITAMON E BRITON

AVIBRAS

BRASPON

ORICA

POWERMIX MG

IMBEL

BELGEX PV 15

SEMIGELATINA

IMBEL

TRIMONIO

Em furos com água. Rochas brandas e friáveis em furos secos. Desmonte subaquático, céu aberto e subterrâneo. - Explosivos de coluna em furos secos, e para o desmonte secundário (fogacho). - Operações a céu aberto ou subsolo, em furos secos onde existe a necessidade de explosivos de baixa densidade de carregamento e nas operações com carregamento  pneumático. - Rochas duras e médias. - Rochas muito duras e resistentes. - Rochas muito muito duras e resistentes. - Carga de fundo. Carga de coluna em desmonte a Céu aberto.

 Pro . Valdir Costa Costa e Silva

3. ACESSÓRIOS DE INICIAÇÃO 3.1 Introdução Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os acessórios de iniciação de desmonte de rochas por explosivos vêm sofrendo, desde os anos 40, um acentua acen tuado do dese desenvol nvolvim viment entoo tec tecnol nológic ógico, o, obj objeti etivand vandoo alc alcança ançarr os segu seguint intes es resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior precisão nos tempos

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de retardo, maior segurança e facilidade no manuseio, redução dos problemas ambientais gerados durante os desmontes, menor custo por unidade de rocha desmontada.

3.2 Histórico Os ac aces essó sóri rios os su surg rgir iram am a pa part rtir ir do mo mome ment ntoo em qu quee o ho hom mem ten endo do conhecimento conhecimento do poder do explosivo, pólvora negra, que até então era utilizada utilizada em armas de fogo e em fogos de artifícios, decidiu utilizá-la na atividade de mineração. mineração. No ano de 1613, Morton Weigold sugeriu sugeriu a utilização utilização de explosivos nas minas minas da região região da Saxônia. Saxônia. Porém Porém sua idéia não obteve obteve sucesso. sucesso. Em fe feve vere reir iroo de 16 1627, 27, Kaspa Kasparr Wein Weindl dl,, na nasci scido do na regi região ão do Tiro Tirol,l, nos Alpes Alpes austr aus tría íacos cos,, real realiz izou ou um umaa det detona onação ção na mina mina real real de Schem Schemni nitz tz,, em Ob Ober er-Biberstollen, na Hungria, sendo esta, a primeira detonação em mineração que se tem notícia. Provavelmente, Kaspar Weindl utilizou um acessório, também de pólvora pólv ora negra, negra, para para inicia iniciarr a carga carga explosi explosiva. va. Possivel Possivelmen mente te est estee primei primeiro ro acessório teria sido uma trilha, que descia acesa ao furo, preenchido por pólvora negra. O sistema era muito inseguro e impreciso (Rezende, 2002).  Prof. Valdir Costa e Silva

3.3 Generalidades Os explosivos industriais tem um certo grau de estabilidade química que os tornam perfeitamente manuseáveis, dentro de condições normais de segurança. Para desencadear a explosão, será necessário comunicar ao explosivo uma quantidade inicial de energia de ativação, suficientemente capaz de promover as reações internas para sua transformação em gases. Uma vez iniciada esta reação, ela se propaga através de toda a massa explosiva. Esta energia inicial provocadora é comunicada sob forma de choques moleculares, oriundos de calor, chispas, atrito, impacto etc.

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Os acessórios de detonação são destinados a provocar estes fenômenos iniciais de uma forma segura. Alguns deles são destinados a retardar a explosão, quando isto for desejável. Pode Podemo mos, s, poi pois, s, dize dizerr qu quee os ace acess ssór órios ios de det detona onação ção são são disp disposi osititivos vos,, aparelhos ou instrumentos usados na operação de explosão, para se obter  explosão segura e eficaz. Se o acessório iniciador não comunicar uma energia de ativação satisfatória para ocasionar uma iniciação desejável, pode resultar, simplesmente, na queima dos explosivos, sem detoná-lo. A eficiência da explosão está intimamente ligada ao modo pelo qual foi iniciado, pois, sabemos que, a energia energia desenvolvida desenvolvida pelo corpo, pela sua decomposição, for inferior a energia inicial de ativação, a reação não se propagará (Reis, 1992).

3.4 Principais acessórios transmissores de energia Estopim de Segurança Acessório desenvolvido para mineração, por William Bickford, na Inglaterra, no anoo de 18 an 1831 31.. O esto estopi pim m de segu segura ranç nça, a, ou esto estopi pim, m, cond conduz uz cham chamaa com com velocidade uniforme a um tempo de queima constante de 140 s (± 10 s) por  metro, para ignição direta de uma carga de pólvora ou detonação de uma espoleta simples. Constituída de um núcleo de pólvora negra, envolvida por  materiais têxteis que, por sua vez, são envolvidos por material plástico ou outro, visando sua proteção e impermeabilização. Para Para se inic inicia iarr o esto estopi pim, m, pod poder er-se -se-á -á usar usar pa palilito toss de fósf fósforo oross com comun unss e isqueiros. Espoleta simples Alfred Nobel, conhecedor do poder da nitroglicerina, por vários anos tentou criar  umaa carg um cargaa de inic inicia iaçã çãoo qu quee pud pudess essee det detona onarr este este expl explos osiv ivo. o. Após Após várias várias te tent ntati ativa vass fraca fracass ssada adas, s, ut utililiz izand ando-s o-see de um umaa mist mistur uraa de pó pólv lvor oraa neg negra ra e nitroglicerina, observou que a nitroglicerina molhava a pólvora negra reduzindo

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assim a capacidade de queima. Então, no ano de 1863 ele desenvolveu o que seria chamado do primeiro protótipo da espoleta simples. A espo espole leta ta simp simple less cons consta ta de um tu tubo bo,, de alum alumín ínio io ou cobr cobre, e, com com um umaa extremi extre midad dadee abe abert rtaa e outr outraa fe fecha chada, da, conte contendo ndo em seu seu inte interi rior or um umaa carga carga detona det onante nte const constitituíd uídaa por uma uma carga carga cha chama ma prim primári ária, a, ou de igniç ignição, ão, cujo cujo explosi explo sivo vo é a azi azida da de chum chumbo bo Pb (N3)2, e uma carga básica de PETN Tetranitrato Tetranitrato de pentaeritrit pentaeritritol ol (C2H4N2O6). A razão destas duas cargas, é devido ao fato de que a azida de chumbo é um explosivo fulminante que pode ser  iniciado à custa de uma fagulha. A azida de chumbo, uma vez iniciada pela faísca do estopim, faz detonar a carga de PETN. Os tipos mais comuns das espolet espo letas as encont encontrada radass no mercado mercado são são do tipo tipo n.º 6 (massa (massa de 0, 0,325 325 g de PETN e 0,3 g de misto iniciador) iniciador) e a n.º 8 (massa de 0,5 g de PETN e 0,3 g de misto iniciador). A cápsula de cobre só é usada para casos particulares, porque a presença de umidade contendo gás carbônico, a azida de chumbo pode se transformar em azida de cobre, que é muito mais sensível e, portanto, mais perigosa.

Espoletas Elétricas As exigências do mercado com relação à necessidade de um acessório que oferecesse um maior controle da detonação levaram H. Julius Smith a inventar a espoleta espoleta elétrica em 1876. A grande idéia que este cientista cientista teve foi a de utilizar  utilizar  o conceito da lâmpada e da espoleta simples, para criar a espoleta elétrica. Esta novidade, que poderia ser chamada de cruzamento entre os dois acessórios, tinha como princípio de funcionamento uma fonte de energia elétrica que gerava um aquecimento pelo efeito  joule, em uma ponte de fio altamente resistente, inca incande ndesce scent nte, e, cap capaz az de des desenc encade adear ar a det detona onação ção da carga carga expl explosi osiva va de ignição da cápsula, formada por uma pequena substância pirotécnica. A espoleta elétrica é um iniciador ativado por corrente elétrica. O tipo instantâneo funciona em tempo extremamente curto quando a corrente circula pela ponte elétrica.

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O tipo retardo, por ação de um elemento de retardo, proporciona um tempo de espera controlado entre suas iniciações e a detonação da espoleta propriamente dita. Tempo de Espera: 0 a 5 s ....................................... ................................................................ .................................... ........... Série S 25 a 1000 ms ...................................... ............................................................. .......................... ... Série MS As espoletas elétricas são empregadas em trabalhos cujo a iniciação deva ser  controlada com rigor (prospecção geofísica) ou em condições onde não seja possível o uso do cordel detonante (carga de abertura de forno metalúrgico).

Cordel Detonante Histórico • França

– 1879 Tubos finos de chumbo, carregados com nitrocelulose que depois eram

estirados. • Áustria – 1887 Fulminato de mercúrio, misturado com parafina, envolto por uma fiação de algodão; VOD = 5000 m/s. • França

– 1906 Melinte (trinitro fenol fundido misturado com pó de nitrocelulose); VOD = 7000

m/s. • Alemanha – 1910 TNT fundido envolvido por tubos flexíveis de estanho; VOD = 5400 m/s. • Europa – 1920 Pentaeritritol (nitropenta) envolvido por uma fiação de algodão parafinado ou coberto com betume ou uma capa de chumbo. • Cobertura

de chumbo – anos 50. • Cobertura Plástica – Meados da década de 50.

Definição

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O cordel detonante é um acessório de detonação consistindo, essencialmente, de um tubo de plástico com um núcleo de explosivo de alta velocidade nitropenta (C5H8N4O12) - e de materiais materiais diversos diversos que lhe lhe dão confinamento confinamento e resistência mecânica. O cordel detonante é usado para iniciar cargas explosivas simultaneamente, simultaneamente, ou com com reta retard rdos os em lavr lavraa a céu céu aber aberto to e/ou e/ou subs subsol olo. o. A sua sua velo veloci cida dade de de detonação detonação é de, aproximadamente, aproximadamente, 7000 m/s. Muito embora a alta velocidade velocidade e violê violênci nciaa de exp explo losão são,, o cordel cordel det detona onante nte é mu muititoo seg segur uroo no ma manus nuseio eio e impermeável. Vantagens do cordel detonante em relação às espoletas elétricas: a) as corrent correntes es elé elétri tricas cas não não o afetam; afetam; b) perm permititee o carr carrega egame ment ntoo da dass minas minas em regi regime me descont descontín ínuo, uo, com o uso de espaçadores; c) é mu muititoo segu seguro ro,, po pois is,, nã nãoo de deto tona na po porr atri atrito to,, calo calor, r, choq choque uess na natu tura rais is ou faíscas; d) detona todos todos os cartuchos, cartuchos, ao longo longo dos quais está em contat contato. o. A iniciação do cordel se faz com espoletas simples ou instantâneas, firmemente fixadas ao lado do cordel detonante com fita adesiva, e com sua parte ativa, isto é, o fundo, voltado para a direção de detonação. O cordel detonante é fabricado com as seguintes gramaturas: NP-10 (10 g/m de Nitropenta ± 10%), NP-5 (5 g/m de Nitropenta ± 10%), 10%), NP-3 NP-3 (3 g/m g/m de de Nitropenta ± 10%). Retardo Bidirecional não elétrico para Cordel Detonante O retardo de cordel é um tubo metálico, revestido de plástico, iniciado em um dos extremos pelo cordel, ao passar pelo dispositivo, sofre uma queda de velocidade, enquanto queima o misto de retardo. Terminada esta queima, ele detona o cordel na sua extremidade. extremidade. Os retardos retardos de cordel, cordel, denominados “osso de cachorro”, são fabricados com os seguintes tempos de retardos: 5 ms, 10 ms, 20 ms, 30 ms, 50 ms, 75 ms, 100 ms e 200, 300 ms.

Sistema não Elétrico com Linha Silenciosa

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O sistema não elétrico de iniciação, com linha silenciosa, foi desenvolvido por P. A. Person, nos laboratórios da empresa Nitro Nobel, na Suécia, entre 1967 e 1968. Consiste basicamente basicamente de uma espoleta comum, não elétrica, elétrica, conectada a um tubo de plástico transparente, transparente, altamente resistente, resistente, com diâmet diâmetro ro externo e interno de 3 mm e 1,5 mm, respectivamente. O tubo plástico plástico contém, em média, uma película de PETN pulverizada de 20 mg/m de tubo, que, ao ser iniciada, gera uma onda de choque, causada pelo calor e expansão dos gases dentro do tubo, que se propaga propaga com uma velocidade velocidade,, aproximadame aproximadamente, nte, de 2000 m/s. Essa reduzida carga explosiva, geradora da onda de choque, que se desloca através do tubo, não chega a afetar o lado externo do mesmo, porém, inicia a espoleta instantânea ou de retardo. O sistema oferece inúmeras vantagens quando comparado comparado a outros acessórios. acessórios. Entre elas, baixo ruído, ruído, é insensível à corrente elétricas e parasitas, não destrói parte da coluna de explosivo dentro do furo, diferentemente do cordel, seu tubo não detona nenhum tipo de explosivo comercial, permite a iniciação pontual, contribuindo para diminuir a carga por  espera. Esse Esse sist sistem emaa ap apre rese sent ntaa a segu seguin inte te de desv svan anta tage gem m em rela relaçã çãoo ao cord cordel el detonante: detonante: quando a coluna de explosivos explosivos encartuchad encartuchados os perde o contato, contato, a depender do “Air Gap”, alguns cartuchos podem não ser iniciado.

Detonador Eletrônico Acompanhando a evolução tecnológica, o mercado desenvolveu o Sistema de Retardo Retardo Eletrônico, Eletrônico, que consiste de uma espoleta de retardo retardo eletrônico, eletrônico, fácil de usar, programável, para todo tipo de desmonte em mineração e na construção civil, podendo ser usado tanto em obras a céu aberto como subterrâneas. O detonador eletrônico apresenta o mesmo layout e diâmetro de uma espoleta elét elétri rica ca de retar retardo do conve convenci nciona onal.l. A grand grandee dife difere rença nça resi reside de em qu quee cad cadaa espoleta pode ter seu tempo de retardo programado individualmente. Contém, em média, 790 mg de PETN (Tetra Nitrato de Penta Eritritol), como carga de base, e 90 mg de azida de chumbo, como carga primária, ponte de fio de alta

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resist resistênci ênciaa (infla (inflamado mador) r) e um circui circuito to elet eletrôn rônico ico que cont contém ém um mic microc rochip hip inteligente e dois capacitores eletrônicos - um para assegurar a autonomia do detonador e o segundo para iniciar o inflamador. Ideal para uso nos altos explosivos explosivos comerciais comerciais sensíveis à espoleta, espoleta, podendo também, ser usado para a detonação de boosters. Programação da unidade

Cada detonador contém um microchip, possibilitando estabelecer o tempo de reta retard rdoo at atrav ravés és da uni unida dade de de progr program amaçã açãoo indiv individ idual ualme ment nte, e, seg segund undoo a conveniência e a necessidade da seqüência de saída dos furos. Outros sistemas utilizam utilizam um código de barra, que permite permite ident identificar ificar o tempo de retardo retardo de cada espoleta, através de um scanner manual. Quando a unidade é registrada, o scanner estabelece automaticamente um incremento de tempo no retardo em relação ao seu predecessor ou permite que o usuário especifique o tempo de retardo retardo.. Estas Estas inform informaçõe açõess ficam ficam est estoca ocadas das no scanner scanner send sendoo transfe transferid ridas, as, posteriormente, para a máquina detonadora. Desde que a unidade de programação registra o tempo de retardo de cada unidade, é irrelevante a seqüência em que cada detonador é conectado, isto é, cada unidade detonará no tempo especificado pela unidade de programação. Ligação no campo

Apó póss os fios ios de ca cada da es espo pole letta ser serem co cone nect ctad ados os a um umaa un unid idad adee de prog program ramaç ação, ão, três três parâ parâmet metro ross de iden identitififica cação ção são são atri atribuí buídos dos para para cada cada detonador: número do furo, seqüência de saída e o tempo de retardo. Existe a possibilidade em qualquer instante ser checado ou modificado o seu tempo de retardo. Após a programação de cada detonador, elas são conectadas à linha de desmonte através de um conector. Duas linhas, então, são conectadas à maquina detonadora, que armazena todos os dados contidos na unidade de programação. Caso ocorra curto-circuito ou existam fios desconectados, um aviso é dado pela máquina detonadora, bem como sugestões para sanar o problema.

51

Em desmontes mais complexos, é possível programar os tempos de retardo dos detonadores, bem como a seqüência de saída dos furos, utilizando-se um transferindo-se, em seguida, através de um disquete, para a máquina notebook , transferindo-se, detonadora, detonadora, cuja memória tem capacidade de armazenar armazenar dados de até 3 planos de fogo. O fogo é iniciado quando o operador pressiona, simultaneamente, o botão de deto de tona naçã çãoo e o de carg cargaa na má máqu quin inaa de deto tona nado dora ra.. Algu Alguma mass má máqu quin inas as detona deto nado dora ras, s, po porr qu ques estã tãoo de segu segura ranç nça, a, exig exigem em a senh senhaa  password   (password ) do operador. A depender do sistema, até 200 espoletas podem ser utilizadas em um mesmo desmonte. Outro recurso do sistema consiste do operador poder  programar na máquina detonadora o instante em que os mesmos desejam que o fogo seja iniciado em um determinado turno.

Precisão Medições realizadas nos tempos de detonação dos iniciadores eletrônicos em umaa mina um mina na Fran França ça,, em julh julho/ o/97 97,, atra atravé véss de foto fotogr graf afia iass ultr ultraa-rá rápi pida da e sism sismogr ograma amass dos des desmo mont ntes, es, os valor valores es obs obser ervad vados os aprese apresent ntara aram m uma uma dife difere renç nçaa de te temp mpoo de reta retard rdo, o, em rela relaçã çãoo ao aoss teór teóric icos os,, de ± 3 ms. Comprovando a grande precisão dos detonadores eletrônicos em relação aos sistemas convencionais de iniciação.

Segurança O detonador eletrônico é imune à eletricidade estática, a sinais de rádio e à detonação pré-matura pelos detonadores apresentarem as seguintes características eletrostáticas e eletromagnéticas, respectivamente: 2000 pF – 10 KV – 0 Ω , 150 KHz a 1 GHz/40 V/m.

Benefícios Os detonadores eletrônicos apresentam os seguintes benefícios aos desmontes de rochas: •

alta precisão no tempo de retardo (± 3 ms);

52 •

todos detonadores são idênticos, podendo os tempos de retardo serem

programados livremente e a qualquer instante; • o sistema permite a detecção de possíveis falhas nas ligações, sugerindo medidas de correção; • as ligações dos furos são facilmente efetuadas, não necessitando de mão-deobra especializada; • por não ser necessária a utilização de retardos de superfície, ocorre uma redução considerável nos custos com acessórios de iniciação; • redução do nível de vibração e ultralançamento dos fragmentos rochosos, em função da grande precisão que evita a sobreposição dos tempos de retardo; • redução do nível de ruído e pulso de ar, pela iniciação ser elétrica; • melhor fragmentação da rocha em função da precisão e da grande faixa de tempo de retardo (de 1 até 6000 ms) e da possibilidade de escolha do tempo de retardo pelo usuário; • seguro, por ser insensível a cargas estáticas e eletromagnéticas; • aumento da eficiência do explosivo, pela iniciação ser pontual; • redução da necessidade de estoque de espoletas, visto que todas são idênticas. A programação do tempo de retardo é feita durante o carregamento dos furos.

53

 Prof. Valdir Costa e Silva

A tabela 12 mostra a equivalência de alguns acessórios fabricados no mercado brasileiro. Tabela Tabela 12 - Equiva Equivalênc lência ia de alguns alguns brasileiro.

TIPO DE ACESSÓRIO ESPOLETA ELÉTRICA SISMOGRÁFICA ESPOLETA SIMPLES

acessó acessório rioss comerci comerciais ais dispo disponív níveis eis no

mercad mercado o

FABRICANTE NOME COMERCIAL ORICA MANTESIS

APLICAÇÕES

ORICA BRITANITE

Iniciar cargas explosivas de  pequeno diâmetro ou cordéis por  meio de estopim .

Especial para prospecção sísmica.

IMBEL

MANTESPO ESPOLETA N° 8 BRITANITE BELDETON

ESTOPIM DE SEGURANÇA

ORICA PIROBRÁS ORICA BRITANITE IMBEL PIROBRÁS

COBRA - Destinado à iniciação de COMUM PIONEIRO espoletas simples e pólvoras. MANTOPIM BRITAMPIM - Iniciação de cargas cargas explosivas explosivas BELPIM e fogacho. PIROPIM

CORDEL DETONANTE

ORICA BRITANITE IMBEL PIROBRÁS

MANTICORD BRITACORD BELCORD PIROCORD

Iniciação de cargas explosivas, iniciação do Nonel, Brinel, Piro Nel, Mag-nel, Exel etc.

CORDEL

ORICA

CORDTEX

Iniciação de cargas explosivas e

54

DETONANTE REFORÇADO ESPOLETA SIMPLES DE RETARDO BOOSTER 

da linha silenciosa. BRITANITE PIROBRÁS

PIROBRÁS

Retardar através de esperas de milesegundos, a propagação da detonação do cordel detonante. AMPLEX Reforçar a iniciação de qualquer  BRITEX/BOOSTER  tipo de explosivo. BRITANITE PIROFORT

SISTEMA DE RETARDO NÃO ELÉTRICO (LINHA SILENCIOSA)

ORICA BRITANITE IMBEL PIROBRÁS

EXEL BRINEL  NONEL PIRO-NEL

Destinado a retardar em milesegundos, a iniciação das cargas explosivas.

DETONADOR  ELETRÔNICO

ORICA

I-KOON

Destinado a retardar em milesegundos, a iniciação das cargas explosivas.

ORICA BRITANITE

BRITACRON PIROCRON

4. MECANISMOS DE RUPTURA DA ROCHA A finalidade desmonte por explosivo é de converter a rocha em vários fragmentos menores para

que po possa ssam m ser escava escavados dos,, trans transpor porta tados dos e brit britad ados os pel pelos os eq equip uipam ament entos os disponíveis. Para isso, são necessários 4 fatores: i) fragmentação suficiente; ii) desl de sloc ocam amen ento to,, mo movi vime ment ntaç ação ão e lanç lançam amen ento to da pilh pilhaa ; iii) iii) redu reduçã çãoo do doss problemas ambientais; iv) mínimo de dano ao maciço remanescente .

FASE DINÂMICA A fase dinâmica do processo de fragmentação corresponde à ação das ondas de ch choq oque ue.. In Inic icia ia pe pela la de defflagr lagraç ação ão da reaç reação ão qu quím ímic icaa do ex expl plos osiivo vo,, termodinamicamente instável. Para Para SCOT SCOTT T (199 (1996) 6),, a fa fase se dinâ dinâmi mica ca corr corres espo pond ndee à fase fase de choq choque ue repr represe esenta ntada da pe pelas las on ondas das de te tens nsão ão P (com (compr press essão ão)) e S (cis (cisal alham hamen ento) to) associadas associadas à rápida aceleração aceleração da explosão explosão da parede do furo. A passagem da onda de tensão em volta do furo estabelece um estado de tensão semi-estático. A fase dinâmica finda com o surgimento gradativo das fraturas tangenciais a partir das faces livres.

55

Quando a onda de choque compressiva possui energia suficiente suficiente para alcançar  a face livre e retornar refletida com amplitude de tensão superior a resistência de tração do maciço rochoso, resulta em fragmentação adequada.

FASE SEMI-ESTÁTICA Esta fase corresponde corresponde a ação da pressão dos gases de detonação. detonação. Trata-se do trabalh alho mec ecâânic nico rea eallizado duran urantte o proces essso de ex exppan anssão ou descompressão dos gases da detonação. Ao percorrem pelas fendas e pelas Valdir Costa e Silva microfissuras resultantes da fase dinâmica, os gases gerados da Prof. detonação agem através da ação de cunhas, propagando fendas e fraturas, conforme ilustrado na figura 9. Assim, separam parte do maciço rochoso em fragmentos de rochas. A medida em que os gases são liberados, ocorre o lançamento dos blocos, consumando-se o desmonte de rocha propriamente dito (Magno, 2001).

Figura 9 – Fase Semi-estática

Trituração da rocha Nos primeiros instantes da detonação, a energia é transmitida para o maciço rochoso vizinho, na forma de uma onda de compressão, ou onda de choque, que se propaga a uma velocidade velocidade de 2.000 a 6.000 m/s. A pressão da frente da onda de choque, que se expande de forma cilíndrica, atinge valores acima de

56

18.0 18 .000 00 atm, atm, supe supera rand ndoo a resi resist stên ênci ciaa dinâ dinâmi mica ca à comp compre ress ssão ão da roch rocha, a, provocando a destruição de sua estrutura inter-cristalina e intergranular.

Fraturamento radial  Durante a propagação da onda de choque, a rocha circundante ao furo é submetida a uma intensa compressão radial que induz componentes de tração nos planos tangenciais da frente da onda. Quando as tensões superam a resistência dinâmica à tração da rocha, inicia-se a formação de uma zona densa de fraturas radiais ao redor da zona triturada que rodeia o furo. Reflexão da onda de choque Quando a onda de choque alcança uma superfície livre são geradas uma onda de tração e outra de cisalhamento. A onda de tração pode causar fissuramento e fazer a rocha se lascar lascar na região região da superfíci superfície e livre. livre. Ambas as ondas ondas de tração e de cisalhamento podem estender as fissuras pré- existentes. Extensão e abertura de fendas radiais Dura Du rant ntee e dep depoi oiss da formaçã formaçãoo das fendas fendas radiai radiais, s, os gas gases es come começam çam a expandir-se e penetrar nas fratura prolongando as mesmas. Fratura por cisalhamento Em formações rochosas sedimentares sedimentares quando os extratos apresentam distintos módulos de elasticidades ou parâmetros geomecânicos, se produz a ruptura nos planos de separação. O fraturamento por cisalhamento ocorre quando uma rocha adjacente é deslocada deslocada em tempos diferentes diferentes ou a velocidades diferentes. diferentes. O deslocamento é causado pelos gases a alta pressão. A figura 10 apresenta um resumo dos principais mecanismos de ruptura da rocha.

57

Figura 10 - Principais mecanismos de ruptura ruptura da rocha. Ruptura por flexão A pressão exercida pelos gases da explosão faz com que a rocha atue como uma viga, produzindo a deformação e fraturamento na mesma pelos fenômenos da flexão (figura 11).

58

 Prof. Valdir Costa e Silva

Figura 11 - Mecanismo de ruptura por flexão.

5. PLANO DE FOGO 5.1 Introdução

- A CÉU ABERTO

59

A partir da década de 50 desenvolveu-se um grande número de fórmulas e métod mét odos os de de detterm erminaç inação ão da dass va vari riáv ávei eiss ge geom omét étrricas icas:: afas afasttam amen ento to,, espaç esp açam ament ento, o, subpe subperf rfura uraçã çãoo et etc. c. Esta Estass fórm fórmula ulass util utiliz izava avam m um ou vários vários diâmetro ro do furo, característi características cas dos explosivos explosivos e dos grupos de parâmetros parâmetros: diâmet maciços rochosos etc. Nãoo obs Nã obsta tant nte, e, de devi vido do a grand grandee het hetero erogen genei eidad dadee das roch rochas, as, o mé méto todo do de cálculo do plano de fogo deve basear-se em um processo contínuo de ensaios e análises que constituem o ajuste por tentativa. As regras simples permitem uma primeira primeira aproximação do desenho geométrico geométrico dos desmontes e o cálculo das cargas. É óbvio que em cada caso, depois das provas e análises dos resultados iniciais, será necessário ajustar os esquemas e carg argas de exp xpllosivos, os tem empo poss de retard ardos até obter bter um grau de fragmentação, um controle estrutural e ambiental satisfatórios.

5.2 Desmonte em banco Aplicações As aplicações mais importantes são: escavação de obras públicas e mineração a céu aberto. Diâmetro da perfuração A eleição do diâmetro de perfuração depende da produção horária, do ritmo de  Prof. Valdir Costa e Silva escavação, da altura da bancada e da resistência da rocha. Umaa prod Um produç ução ão elev elevad adaa requ requer er fu furo ross ma maio iore res. s. A prod produç ução ão nã nãoo aume aument ntaa

linearmente em relação ao diâmetro do furo, mas praticamente de uma forma quadrática, o que depende da capacidade dos diferentes equipamentos de perfuração.

Altura do banco A escolha da altura de bancada é uma decisão que deve ser tomada levando-se em consideração questões de ordem técnica e econômica, a saber:

60

a) as condi condições ções de estabi estabilid lidade ade da rocha rocha que com compõe põe o maciço e a segurança segurança nas operações de escavação; b) o volu volume me de produ produçã çãoo des desej ejado ado,, o qua quall determ determin inará ará o tipo tipo e o po port rtee dos equipamentos de perfuração, carregamento e transporte; c) a maximização da eficiência no custo total de perfuração perfuração e desmonte. Principalmente quando se considera a redução dos custos de perfuração e desmontee há uma tendência mundial por se trabalhar desmont trabalhar com bancadas altas. altas. Para se entender melhor o porque disto, considere o exemplo de uma mineração em bancadas cuja cava tenha 60 metros de profundidade conforme a figura 12 (Carlos, 1998). 1º CASO

2º CASO

60 m

10 m

15 m

Figura 12 - Comparativo entre a utilização de bancadas de diferentes alturas.

Conforme se observa, no primeiro caso onde a altura de bancada escolhida foi de 10 m, se seri riam am ne nece cess ssár áriias 6 ba banc ncad adas as pa parra se atin atingi girr os 60 m de profundidade. Já no segundo caso, com bancadas de 15 m de altura, seriam necessárias necessárias apenas 4 bancadas para se atingir os mesmos mesmos 60 m. Ou seja, uma economia de 33 % em número de bancadas.

61

Con onsi side derrem emos os ag agor ora, a, qu quee os se segu guin inttes iten itenss de cu cust stoo sã sãoo igua iguais is ou aproximadamente iguais tanto para a bancada de 10 m quanto para a bancada de 15 m: a) a metragem de tampão, por exemplo 1,5 m , a qual é responsável pela maior 

parte dos fogos secundários secundários de uma detonação por ser a porção do furo não carregada com explosivos;  b) a metragem de subperfuração, a qual não contribui com nenhum acréscimo

para o volume de material detonado; c) o consumo de acessórios utilizados na ligação dos furos na superfície superior da bancada; d) a mão-de-obra utilizada no carregamento dos fogos de uma das bancadas; e) o período período de tempo tempo necessá necessário rio para para evacuaç evacuação, ão, espera espera e retorno retorno às áreas áreas detonadas, durante o qual as operações de lavra devem ser suspensas. Fica claro que todos os itens listados acima, sofreriam uma redução de 33 % se optássemos pelo segundo caso no exemplo da figura 11. Todav Todavia ia,, ao ado adota tarm rmos os ban banca cadas das ma mais is alta altass no noss dep depar aramo amoss com algun algunss inconvenientes, os quais podem ou não anular e até suplantar o peso das vantagens obtidas:  Prof. Valdir Costa e Silva

a) a precisão da perfuração torna-se cada vez menor à medida que cresce a

colu coluna na de ha hast stes es de pe perf rfur uraç ação ão,, ge gera rand ndoo de desv svio ioss inde indese sejá jáve veis is qu quee comprometem seriamente os resultados de fragmentação e arranque do pé da bancada; b) devido aos mesmos mesmos desvios, há sempre sempre um risco de acidentes acidentes com ultralançamento; c) a vel veloc ocida idade de de perfur perfuraçã açãoo ef efet etiv ivaa cai cai com o au aume ment ntoo da prof profund undid idade ade perf pe rfura urada, da, ta tant ntoo pel pelaa dimi diminui nuição ção na veloc velocid idade ade de avanç avançoo como como pe pelo lo aumento no ciclo de introdução e remoção das hastes;

62

d) a altura altura da pilha pilha de materi material al detonado detonado aumenta, aumenta, demandando demandando equipamentos equipamentos de carga de maior maior porte, ou causando causando aumento aumento no ciclo de carregamento carregamento e submetendo os equipamentos a um maior desgaste; e) há um ligeiro aumento na razão de carga. A altura do banco, também, é função do equipamento de carregamento. As dimensões recomendadas levam em conta os alcances e características de cada grupo de máquinas. Em alguns casos a altura do banco está limitada pela geologia do jazimento, por  imperativos do controle da diluição do minério, por questões de vibração do terreno durante os desmontes e por razões de segurança.

Granulometria exigida É função do tratamento e utilização posterior do material, e em alguns casos indiretamente da capacidade dos equipamentos de carga. O tamanho dos blocos “Tb“ se expressa por sua maior longitude, podendo apresentar os seguintes valores: a)

Tb < 0,8AD

sendo:

AD = tamanho de admissão do britador;

b) Material estéril que vai para a pilha de deposição controlada, dependerá da capacidade da caçamba do equipamento de carregamento: Tb <

0,7 3 cc

sendo: cc = capacidade da caçamba, em m3 .

Observação: Observação: O tamanho ótimo ótimo do bloco é, normalmente, normalmente, aquele aquele cuja relação relação com a dimensão da caçamba do equipamento de carregamento se encontra entre 1/6 e 1/8. Material para o porto e barragens: barragens: granulometria granulometria que vai deste deste 0,5 t a 12 t c) Material por bloco.

63

 Prof. Valdir Costa e Silva

5.3 VARIÁVEIS GEOMÉTRICAS DE UM PLANO DE FOGO A figura 13 mostra as variáveis geométricas de um plano de fogo.

64

Figura 13 - Variáveis geométricas de um plano de fogo. sendo: H = altura altura do banco; banco; D = diâmetro diâmetro do furo; furo; L = longitude longitude do furo, furo, d = diâmetro diâmetro da carga; A = afasta afastamen mento to nomi nominal nal;; E = Espaç Espaçame amento nto nomi nominal nal;; LV = long longitu itude de do desm desmont onte; e; AV = comprimento da bancada; Ae = Afastamento efetivo; Ee = espaçamento efetivo; T = tampão; S = Subperfuração; Subperfuração; I = longitude da carga; θ = angulo de saída; saída; v/w = grau de de equilíbrio; tr  = tempo de retardo. 1

= repé;

2

= meia cana do furo;

5

= fenda de tração;

6

3

= rocha saliente;

= trincamento do; maciço

4 = sobreescavação; sobreescavação;

7 = cratera; 8

= carga desacoplada.

Afastamento Afastamento (A) - É a menor distância que vai do furo à face livre livre da bancada ou a menor distância de uma linha de furos a outra. De todas as dimensões do plano de fogo essa é a mais crítica. AFASTAMENTO MUITO PEQUENO - A rocha é lançada a uma considerável distância da face. Os níveis de pulsos de ar são altos e a fragmentação poderá ser excessivamente fina.

65

AFASTAMENTO MUITO GRANDE - A sobreescavação (backbreak ) na parede é muito severa. AFASTAMENTO AFASTAMENTO EXCESSIV EXCESSIVO O - Grande emissão de gases dos furos contribuindo para um ultralançamento dos fragmentos rochosos a distâncias consideráveis, crateras verticais, alto nível de onda aérea e vibração do terreno. A fragmentação da rocha pode ser extremamente grosseira e problemas no pé da bancada podem ocorrer. Outras variáveis do plano de fogo são mais flexíveis e não produzirão efeitos drásticos nos resultados tal como os produzidos pelo erro na estimativa da dimensão do afastamento. O valor do afastamento (A) é função do diâmetro dos furos, das características das rochas e dos tipos de explosivos utilizados. Os valores do afastamento oscilam entre 33 e 39 vezes o diâmetro do furo, dependendo da resistência da rocha e da altura da carga de fundo. Uma formula empírica e bastante útil para o cálculo do afastamento (A) é expressa por:

 A

sendo:

   ρ     = 0,0123 2  e   + 1 , 5   x d e    ρ      r   

= densidade do explosivo (g/cm3); ρr  = densidade da rocha (g/cm (g/cm3);

ρ

e

de = diâmetro do explosivo (mm). CONSIDERAÇÕES SOBRE O DESMONTE DE ROCHAS Um dos fatores que interferem na qualidade do desmonte de rocha é a razãoY entre a altura da bancada (Hb) e o afastamento (A). A tabela 13 tece alguns comentários acerca desta relação. Tabela 13 - Comentários a respeito da relação Hb e Afastamento (A). Fonte: (Konya, 1985) Hb/A

1

Fragmentação Ruim

O n da aérea Severa

UltralançaMento Severo

Vibração

Comentários

Severa

Quebra para trás. Não detonar. Recalcular o plano de fogo.

66 2 3 4

Regular Boa Excelente

Se Hb/A > 4 Se Hb /A < 4

Regular Boa Excelente

Regular Bom Excelente

Regular Boa Excelente

Recalcular, se possível. Bom controle e boa fragmentação Não há aumento em benefícios  para Hb/A > 4.

A bancada é considerada alta. A bancada é considerada baixa.

b) ESPAÇAMENTO (E) - É a distância entre dois furos de uma mesma linha.

No caso de bancada baixa (Hb/A<4), dois casos devem ser observados: - os furos furos de uma uma linha são iniciados iniciados instanta instantaneamente, neamente, a seguinte seguinte expressão expressão pode ser usada: E

= 0,33 (Hb +2 A )

- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser usada:

E

=

(Hb

+ 7A) 8

No caso de bancada alta (Hb/A>4), dois casos devem ser observados: - os furos são iniciados instantaneamente, a seguinte expressão pode ser  usada: E=2xA

- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser usada: E = 1,4 x A

O espaçamento nunca deve ser menor que o afastamento, caso contrário, o número de matacões será excessivo.

Observação: as Malhas Alongadas possuem elevada relação E/A, geralmente acima de 1,75. São indicadas para rochas friáveis/macias. c) SUBPERFUR SUBPERFURAÇÃO AÇÃO (S) - É o comprimento perfurado abaixo da praça da

bancada ou do greide a ser atingid atingido. o. A nece necessid ssidade ade da subp subperf erfuraç uração, ão, decorre do engasgamento da rocha no pé da bancada. Caso não seja

67

obser obs ervad vadaa esta esta subpe subperf rfur uraçã ação, o, a ba base se nã nãoo será será arra arranca ncada da seg segund undoo um angulo de 90° e o pé da bancada não permanecerá horizontal, horizontal, mas formará o que é conhecido como “repé”. O repé exigirá perfurações secundárias de acabamento, grandemente onerosa e de alto riscos para os operários e os equipamentos. S = 0,3 A d) PROFUNDIDADE DO FURO (H f ) - É o comprimen comprimento to total total perfura perfurado do que,

devid dev idoo a incl inclin inaç ação ão e a subpe subperf rfur uraçã açãoo (S), (S), será será ma maio iorr qu quee a altu altura ra da bancada. O comprimento do furo aumenta com a inclinação, entretanto, a subperfuração (S) diminui com esta. Para calcular  (Hf ) utiliza-se a seguinte expressão:

H f 

=

α     +   1 −  x S cos cos α     100 100  

Hb

e) TAMPÃO (T) - É a parte superior do furo que não é carregada com explosivos,

mas sim com terra, areia ou outro material inerte bem socado a fim de confinar  os gases do explosivo. explosivo. O ótimo tamanho tamanho do material do tampão (OT) apresenta  Prof. Valdir Costa e Silva um diâmetro médio (D) de 0,05 vezes o diâmetro do furo, isto é: OT = D / 20

O material do tampão deve ser angular para funcionar apropriadamente. Detritos de perfuração devem ser evitados. O adequado confinamento é necessário para que a carga do explosivo funcione adequadamente e emita a máxima de energia, bem como para o controle da sobrepre sobrepressã ssãoo atm atmosf osféric éricaa e o ultral ultralança ançament mentoo dos fragmen fragmentos tos rochoso rochosos. s. A altura do tampão pode ser calculada pela seguinte expressão: T = 0,7 A

T < A ⇒ risco de ultralançamento da superfície mais alta aumenta.

68

T > A ⇒ produzirá mais matacões, entretanto o lançamento será menor ou eliminado.

DE ROCHA ROCHA POR FURO (V) - O volume de rocha por furo é obtido f) VOLUME DE multltip mu iplilican candodo-se se a altu altura ra da ban bancad cadaa (Hb) pe pelo lo afas afasta tame ment ntoo (A) (A) e pe pelo lo espaçamento (E): V = H b x A x E

g) PERFURAÇÃO ESPECÍFICA (PE) -

É a relaç relação ão ent entre re a quan quantid tidade ade de metros perfurados por furo e o volume de rocha por furo (V), isto é:

 P E  =

 H  f  V 

h) CÁLCULO DAS CARGAS

Razão Linear de Carregamento (RL)

 R L =

π  d e

2

4000

 x  ρ e

onde: de = diâmetro do explosivo (mm); ρe

= densidade do explosivo (g/cm3).

 Altura da carga de fundo (H cf  cf  ) A carga de fundo é uma carga reforçada, necessária no fundo do furo onde a rocha é mais presa. Alguns autores sugerem que H cf  cf  deve ser um valor entre 30 a 40% da altura da carg cargaa de expl explos osiv ivos os (Hc) (Hc).. A te tend ndên ênci cia, a, a de depe pend nder er do doss resu resultltad ados os do doss desm de smon onte tes, s, é de redu reduzi zi-l -laa cada cada vez vez ma mais is pa para ra dimi diminu nuir ir os cust custos os com com explosivos.

69

Hcf  = 0,3 x Hc = 0,3 x (Hf  - T)

 Altura da carga de coluna (H cc  cc  ) Carga de coluna é a carga acima da de fundo; não precisa ser tão concentrada quando a de fundo, já que a rocha desta região não é tão presa. A altura da carga de coluna é igual a altura total da carga (Hc) menos a altura da carga de fundo (Hcf ): ): Hcc = Hc - Hcf 

Carga Total (CT) A carga total será a soma da carga de fundo mais a de coluna: CT = CF + CC

h) RAZÃO DE CARREGAMENTO (RC)

 RC  =

CT  V 

 RC  =

CT   ρ r  V 

( g / m 3 )

ou

( g  / t )

70

5.4 EXEMPLOS DE CÁLCULO DE DE PLANO DE FOGO Exemplo 1 Dados: Rocha: calcário Altura da bancada: 15,0 m Diâmetro da perfuração: 101 mm (4”) Angulo de inclinação dos furos: 20° Explosivo utilizado: ANFO (94,5/5,5); ρ = 0,85 g/cm3 Densidade da rocha: 2,7 g/cm3 = 2,7 t/m3 Condição de carregamento: furos secos. a)

Cálculo do Afastamento (A)

71

A

  ρ    1 , 5 = 0,0123 2  e   +  x De   ρ    r     =

A

0,0123

  0,85    2  2,7  + 1,5 x 101      

=

2,6 m

b) Cálculo da Subperfuração (S) S = 0,3 x A = 0,3 x 2,6 m = 0,8 m c) Cálculo da profundidade do furo (Hf)

α    15 20   +   +   1 −  x S = 1 −  x 0,8 = 16,6 m cos cos α    100 100   100   cos cos 20   100 d) Cálculo do Espaçamento (E) Como Hb/A = 5,8 ⇒ Hb/A > 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os furos de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada:

Hb

=

H f 



E = 1,4 x A = 1,4 x 2,6 = 3,6 m e) Cálculo do Tampão (T)

T = 0,7 x A = 0,7 x 2,6 m = 1,8 m  f)

Cálculo da razão linear de carregamento (RL)  R L

π  d e =

2

 x  ρ e 4000

Para o ANFO: RL ANFO

=

π d e

2

4000

x  ρ e

=

3,14(101) 4000

2

x 0,85

=

6,8 Kg / m

72

 g)

Cálculo da altura da carga de explosivo (H e )  ) He = Hf  - T = 16,6 – 1,8 = 14,8 m

h) Cálculo da carga de explosivo (CE) CE = RLANFO x He = 6,8 Kg/m x 14,8 m = 100,64 kg h)

Cálculo do volume de rocha por furo (V)

V = Hb x A x E = 15 x 2,6 x 3,6 = 140,4 m 3  j) Cálculo da razão de carregamento (RC)

 RC 

=

CE  V 

=

100 100 ,64 kg  140 140 ,4 m

=

3

=

716 716 ,81  g  / m 3

100 100 ,64 kg  140 140 ,4 m 3  x 2,7 t  / m 3

=

265 265 ,48  g  / t 

l) Cálcu Cálculo lo da Perf Perfur uraçã ação o Esp Especí ecífi fica ca (PE) (PE)

PE

=

H f  V

=

16,6 m 140,4 m

3

=

0,12 m / m

3

ou

0,12 m / m 3 2,7 t / m

3

=

0,04

m t

Exemplo 2  Considere os dados do problema anterior, assuma que um total de 4481 m3 de rocha deve ser escavada. Dados:

Custo com explosivos e acessórios:  ANFO: R$ 0,9/kg  32 Boosters (um por ffuro): uro): R$ 6,0 / unidade ⇒ R$ 6,0 x 32 = R$ 192,00  2 Retardos de superfície de 30 ms: R$ 6,0 / unidade ⇒ 6,0 x 2 = R$ 12,0

73  

Cordel detonante (581 m): R$ 0,45/m ⇒ R$ 0,45 x 581 = R$ 261,45 2 estopins espoletados: R$ 0,85 ⇒ R$ 0,80 x 2 = R$ 1,60

Custo da perfuração da rocha / m: m:  Acessórios da perfuratriz: R$ 0,81  Mão de obra: R$ 1,50  Custo do equipamento e compressor: R$ 2,01  Combustível, graxas, lubrificantes etc. : R$ 1,20 Total: R$ 5,52 / m Determinar Determinar o custo do desmont desmonte e por m3 e tonelad tonelada a (perfuração (perfuração + explosivos explosivos + acessórios). a) Cálculo do número de furos necessários (NF) NF = (m3 necessários) : (volume de rocha por furo) = 4481 : 140,4 = 32

b)

Cálculo do total de metros perfurados (MP) MP = NF x H f 

c)

= 32 x 16,6 = 531,2 m

Cálculo do total de explosivos (TE) TE = NF x CE = 32 x 100,64 kg = 3220,48 kg

d)

Cálculo do custo dos explosivos e acessórios (CEA) Custo com explosivo (CCE): CCE = ANFO = R$ 0,9 x 3220,48 Kg =

Custo com acessório (CA ):

R$ 2.898,43

74

CA = R$ 192 + R$ 12 + R$ 261,45 + R$ 1,6 =

R$ 467,05

Custo com explosivo e acessório (CEA) CEA = CCE + CA = R$ R$ 2.898,43 + R$ 467,05 =

R$ 3.365,48

e) Cálculo do custo da perfuração perfuração (CP) CP = MP x custo/m

=

531,2 m x R$ 5,52/m =

R$ 2.932,22

f) Cálculo do do Custo Custo Total Total do Desmonte (Perfuração + Explosivos e acessórios )

[CTD] CTD = CP + CEA = R$ 2.932,22 + R$ 3.365,48 =

R$ 6.297,70

g) Custo por m3 (R$ 6.297,70 : 4481 m3) = h)

R$ 1,41 / m3

Custo por tonelada [R$ 6.297,70 : (4481 m3 x 2,7 t/m3)] =

R$ 0,52 / t

Exemplo 3 Cálculo do Plano de Fogo usando Cartuchos Dados: Rocha: granito Altura da bancada: 7,5 m Diâmetro da perfuração: 76 mm (3”) Angulo de inclinação dos furos: 15° Explosivo utilizado: Emulsão encartuchada; ρ = 1,15 g/cm3; Furos com água.

75

Dimensões dos cartuchos: 2½ ” x 24” (64 mm x 610 mm) Densidade da rocha: 2,5 g/cm3 = 2,5 t/m3. a)

Cálculo do Afastamento (A)

A

 1,15    = 0,0123 2     +1,5 x    2,5   

≅

64

2,0m

b) Cálculo da Subperfuração (S)

S = 0,3 x A = 0,3 x 2,0 m = 0,6 m c) Cálculo da profundidade do furo (Hf )

H f 

=

α    +   1 −  x S = cos α    100 100  

Hb

7,5 cos 15



20   +   1 −  x 0,6 = 100     100

8,2 m

d) Cálculo do Espaçamento (E)

Como Hb/A =3,8 ⇒ Hb/A < 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os furos de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada:

E

=

(Hb

+ 7 A) 8

=

( 7,5 + 7 x 2) 8

=

2,7 m

e) Cálculo do Tampão (T)

T = 0,7 x A = 0,7 x 2,0 m =

1,4 m

f) Cálculo da altura altura da carga de explosivo (H ce  ) ce ) Hce = Hf  - T = 8,2 m - 1,4 m = 6,8 m

76

g) Cálculo do número de cartuchos da carga de explosivo (N Ce  ) Ce )

NCe

i)

=

Hcc Comp . do cartucho

=

6,8 m 0,610 m

=

11

Cálculo da massa da carga de explosivo (CE)

Como a razão linear do cartucho (RL) de 64 mm x 610 mm é de 3,7 kg/m, teremos: CE = Hce x RL = 6,8 m x 3,7 kg/m = 25,16 kg

 j) Cálculo do volume de rocha por furo (V) V = Hb x A x E = 7,5 m x 2,0 m x 2,7 m = 40,5 m3

k) Cálculo da razão de carregamento (RC) RC = CE : V = 25,15 kg : 40,5 m3 = 621 g/m3 = 621 : 2,5 = 248,4 g/t

l) Cálculo da Perfuração Específica (PE)

PE

=

H f  V

=

8,2 m 40,5 m

3

=

0,20 m / m

3

ou

0,20 m / m 2,5 t / m

3

3

=

0,08

m t

77

 Prof. Valdir Costa e Silva

6. ESTUDO DA FRAGMENTAÇÃO DA ROCHA Uma pobre pobre fragmen fragmentaç tação, ão, usua usualme lmente nte,, result resultaa em alto alto custo custo no desm desmont ontee secundário e alto custo de carregamento, transporte, britagem e manutenção, gerando os seguintes problemas:

Carregamento

Transporte

- menor enchimento das caçambas - presença de blocos e lajes - pilha baixa e compacta - aumento nos custos da manutenção - aumento do ciclo dos caminhões, escavadeiras e/ou pá carregadeira - aumento do desmonte secundário

- atraso na pilha de deposição - pisos irregulares - ângulos acentuados das das vias de acesso - aumento nos custos de manutenção - desgastes dos pneus e/ou das correias transportadoras

 

Britagem

- engaiolamento de blocos no britador - atrasos nas correias - aumento nos custos da manutenção

Controle do Maciço

- instabilidade dos taludes - aumento no tempo do  bate choco - sobreescavação sobreescavação do maciço

78

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 Meio Ambiente

- excessivo pulso de ar  - maior ultralançamento - excessiva poeira e gases - excessiva vibração - riscos de danos às instalações, estruturas, equipamentos e operários

A fragmentação pode ser melhora nos seguintes aspectos:  menor espaçamento entre os furos;  

menor afastamento; furos mais rasos ou melhor distribuição da carga dentro do furo;



maior controle e supervisão na perfuração; uso de maiores tempos de retardo;



uso de explosivos mais energéticos.



Para realizar uma avaliação global de um desmonte de rocha, os seguintes aspectos devem ser analisados: 

fragmentação e compactação da pilha da rocha desmontada;



geometria da pilha, altura e deslocamento; estado do maciço residual e piso do banco;

  

presença de blocos na pilha de material; vibrações, projeções dos fragmentos e onda aérea produzida pelo desmonte.

A figura 14 analisa os diversos perfis de uma pilha de rocha desmontada.

79

(As figur figuras as 15-(a) 15-(a) e 15-b) 15-b) mos mostra tram m a altura altura da pilha apropri apropriada ada para a pá carregadeira, e para a escavadeira a cabo e hidráulica, respectivamente.

Figura 14 - Perfis de pilhas de rochas desmontadas.

 Prof. Valdir Costa e Silva

80

Figura 15: a) altura de pilha apropriada para a pá carregadeira de pequeno porte; b) altura da pilha apropriada para escavadeiras a cabo e hidráulica.

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7. EFEITO DOS RETARDOS NOS DESMONTES DE ROCHAS

81

A iniciação simultânea de uma fila de furos permite um maior espaçamento e conseqüentemente o custo por m3 de material desmontado é reduzido. Os fragmentos poderão ser mais grossos. Os tempos dos retardos produzem os seguintes efeitos: a) menores tempos de retardo causam pilhas mais altas e mais próximas à face;  b) menores tempos de retardo causam mais a quebra lateral do banco (end 

); break ); c) menores tempos de retardo causam onda aérea; d) menores tempos de retardo apresentam maior potencial de ultralançamento

(fly rock ); ); e) maiores tempos de retardo diminuem a vibração do terreno;

maio iore ress te temp mpos os de retar retardo do dimi diminue nuem m a inci incidên dênci ciaa da que quebr braa pa para ra trás trás f) ma (backbreak ). ). As figuras 16, 17 e 18 mostram diferentes tipos de ligação.

82

Figura 16: a) ligação em um banco que apresenta apenas uma face livre; b) ligação em um banco que apresenta duas faces livres.

83

Figura 17 - Ligação em “V” utilizada para se obter uma pilha mais alta e uma melhor   fragmentação, utilizando o sistema sistema de iniciação de tubos de de choque.

84

Figura 18 - Sistema de iniciação “down -the-hole” utilizada para evitar cortes cortes na ligação.

 Prof. Valdir Costa e Silva

85

8. MÉTODOS MÉTODOS DE AVALIAÇÃO AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DESEMPENHO DO DESMONTE DESMONTE DE ROCHA

Nas operações mineiras utilizam-se os seguintes métodos: 

análise quantitativa visual;



método fotográfico; método fotogramétrico;

  

fotografia ultra-rápida estudo da produtividade dos equipamentos;



curv curvaa gran granulo ulomét métri rica ca com compl plet etaa (Frag Fragme ment ntat atio ion n Phot Photoa oana naly lysi sis s Sy Syst stem em ); WipFrag );



volume do material que requer fragmentação secundaria (fogacho); interrupções pela presença de matacões no britador primário.



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9. ESCAVAÇÃO DE TÚNEIS E GALERIAS COM O USO

86

DE EXPLOSIVOS 9.1 HISTÓRICO É possível que as primeiras aberturas de túneis foram elaboradas pelo homem (mulher) pré-histórico (a), objetivando ampliar suas cavernas, primeiras moradas natura nat urais. is. Todas Todas as civili civilizaçõ zações es da ant antigu iguidad idadee dese desenvol nvolver veram am mét métodos odos de abertura de túneis. Na Babilônia, os túneis eram usados extensivamente para irrigação e uma passagem para pedestres, revestido por alvenaria de tijolos com comprimento de 500 m, foi construído por volta de 2180-2160 A.C. sobre o rio Eufrates, e que ligava o palácio o palácio real com o templo. A construção foi procedida por desvio do rio, ou construção de uma ensecadeira, na estação seca. Os egípcios desenvolveram técnicas para o corte de rochas macias, com serras de cobre, e perfuratrizes de canos ocos, ambas circundadas com abrasivos, uma técnica possivelmente possivelmente primeira usada para a lavra de rochas ornamentais. ornamentais. O templo de Abu Simbel no rio Nilo foi construído construído em arenito, arenito, em 1250 A.C. por  Ramsés II. Tanto os gregos como romanos fizeram extensivo uso de túneis para retificar  cursos d’água por drenagem para obtenção de água por aquedutos; como exemplo, temos o túnel d’água grego na ilha de Samos, aberto em calcário por  uma extensão de 1 km, com seção transversal de 2 m 2. O maior túnel da antiguidade foi rodoviário (o túnel de Pausilippo) de 1500 m de comprimento com largura de 8 metros e 9 m de altura, entre Nápoles e Pozzuoli, executado em 36 A.C. Para evitar a necessidade de revestimento, a maioria dos túneis foi localizada em rocha rochass sól sólid idas as que eram eram fragm fragment entada adass (lasc (lascada adas) s) pel peloo cham chamado ado fogo fogo resfriado, um método envolvendo o aquecimento da rocha com fogo, seguido de seu súbito resfriamento resfriamento por lançamento lançamento de água fria. Os métodos métodos de ventilação eram primitivos, freqüentemente se limitavam à agitação de leques nas bocas dos poços, e a maioria dos túneis custou a vida de centenas ou mesmo milhares de escravos utilizados como trabalhadores.

87

Em 41 D.C. os romanos usaram cerca de 20.000 homens por 10 anos para abrir  um túnel de 6 km para drenar o lago Fucinus. O primeiro dos diversos túneis hidroviários foi o do canal “du Medi” túnel francês construído de 1666-1681 por Pierre Riquet como parte do primeiro canal ligando o oceano Atlântico ao mar Mediterrâneo através da Europa Central. Simultaneame Simultaneamente, nte, a abertura abertura de túneis ferroviários ferroviários espetaculares espetaculares foi iniciada na Euro Europa pa Ce Cent ntra rall at atra ravé véss dos Alpes Alpes.. O prim primei eiro ro de deles les,, o túnel túnel Mo Mont nt Ce Ceni niss necessitou de 14 anos (1857-1871) para ser completado em seus 14 km. Seu engenheiro, Germain Sommeiller, introduziu várias técnicas pioneiras, incluindo carr carret etas as de pe perf rfur uraç ação ão sobr sobree tril trilho hos, s, comp compre ress ssor ores es de ar hidr hidráu áulilico coss e acampamento de operários completos com dormitórios, residências, escolas, hospitais e áreas recreativas além de oficinas de reparos. Sommeiller também projetou uma perfuratriz a ar que se tornou possível o avanço da face do túnel a razão de 4,5 m por dia. Estas perfuratrizes foram usadas em vários túneis euro eu rope peus us po post ster erio iore res, s, ap após ós a subs substititu tuiç ição ão das das broc brocas as por por ou outr tras as ma mais is resistentes desenvolvidas por Simon Ingersoll e outros nos Estados Unidos, na obra do túnel de Hoosac. No Brasil o privilégio para a construção e exploração industrial de uma estrada de ferro que partisse de Santos, alcançasse São Paulo e fosse em direção à então vila de Judiai, foi iniciado iniciado pelo Barão de Mauá para a constituição constituição de uma empresa, que mais tarde se chamaria “São Paulo Railway Company”. O primeiro sistema funicular, ou “Serra Velha”, consistia de 8 km de rampas de 10% por  onde os trens se deslocavam através de um sistema de duas pontas chamado “tail-end”. Foi inaugurado em 29 de julho de 1864, e aberto ao tráfego na inauguração de toda estrada em 1867. A abertura de túneis sob rios era considerada impossível até o desenvolvimento da couraça protetora, na Inglaterra, por Mar Brunel, um engenheiro imigrante fran francê cês. s. O prim primei eiro ro uso uso da cour couraç açaa foi foi em 18 1825 25 no túne túnell de Wapp Wappin inggRotherhithe através das argilas do rio Tamisa. As esporádicas tentativas do sonho dos engenheiros e túneis de possuir uma escavadora escavadora mecânica rotativa foram coroadas com êxito em 1954, na barragem

88

de Oahe no rio Missouri perto de Pierre no Dakota do Sul (Hennies, W. T. & Silva, L. A. A, 1997). In Inau augur gurada ada em de dezem zembr broo de 200 2002, 2, a pist pistaa des desce cende ndente nte da Ro Rodov dovia ia dos Imigrantes é um marco na história da engenharia rodoviária do Brasil. A maior  obra do gênero na América Latina aliou alta tecnologia à preocupação com o meio am meio ambi bient entee para para of ofer erece ecerr um umaa nov novaa alte altern rnat ativ ivaa na ligaç ligação ão do Plana Planaltltoo Paulista com a Baixada Santista. A redução do impacto ambiental foi enorme. A primeira pista das Imigrantes, construída nos anos 70, afetou 1.600 hectares de Mata Atlântica. A nova pista, que ele elevo vouu em 70% a cap capac acida idade de do Sist Sistem emaa Anch Anchiet ieta-I a-Imi migr grant antes, es, afet afetou ou apenas 40 hectares, graças às soluções de gestão ambiental e construção adotadas pelas empresas que participaram da obra. A nova obra facilitou não só o acesso dos turistas ao litoral, mas a ligação com o porto de Santos, principal canal de exportação dos produtores brasileiros. O empreendimento foi tocado pela Ecovias, empresa concessionária do sistema Anch Anchie ieta ta-I -Imi migr grant antes. es. A execu execução ção ficou ficou a carg cargoo do Co Consó nsórc rcio io Im Imig igran rante tes, s, formado pelas construtoras CR Almeida, do Brasil, e Impregilo, da Itália. As empresas optaram por fazer dois terços do trajeto na área da Serra do Mar  em túneis e o terço restante em viadutos. Foram construídos construídos três túneis, com extensão total de 8,23 quilômetros. quilômetros. O Túnel Descendente (TD) 1, que tem 3,146 metros de comprimento, é o maior túnel rodoviário do Brasil. A utilização de túneis diminui a interferência na floresta nativa. Os seis viadutos da rodovia também foram redesenhados para aumentar a distância distância entre seus pilares, que passou de 45 para 90 metros. Desta forma, forma, foi possível utilizar menos colunas, outra maneira de reduzir a área afetada. Foi utilizado o pavimento rígido de concreto, mais resistente e aderente que o asfalto, o que vai reduzir a necessidade de manutenção. O projeto incluiu uma

89

série de medidas de segurança, como telefones de emergência, câmeras de TV e sistema de ventilação no interior dos túneis para a remoção de fumaça gerada em acidentes. Na construção da nova pista foram criados pelo Governo do Estado mais de 4.500 empregos diretos e 14 mil indiretos.

9.2 TÚNEL NA ENGENHARIA CIVIL A abertura em túneis é uma obra muito comum nos projetos de engenharia civil. Os comp compri rime ment ntos os do doss tú túne neis is po pode dem m vari variar ar de algu alguns ns me metr tros os,, em túne túneis is ferroviários, até alguns quilômetros em projetos hidrelétricos. Em muitos casos, os túneis na engenharia civil não apresentam nenhum valor  atéé os me at mesmo smoss serem serem comp comple letad tados, os, ent então, ão, um umaa rápi rápida da taxa taxa de avanç avançoo é usualmente uma meta. Outros fatores de preocupação incluem o uso final (requerendo um acabamento na pa pare rede de), ), tipo tiposs de supo suport rte, e, tipo tiposs de reve revest stim imen ento tos, s, tipo tiposs de roch rochas as encontr enco ntradas adas,, perfuraç perfuração, ão, carregam carregamento ento e equi equipame pamentos ntos de carrega carregament mento, o, ventilação, habilidade e experiência dos trabalhadores e outras restrições tais como a proximidade de estruturas e a presença de água.

9.3 FINALIDADES DAS VIAS SUBTERRÂNEAS Quanto à finalidade a que a via subterrânea se destina podemos distinguir as seguintes categorias: a) túneis túneis hidr hidrovi oviári ários os ou de de canal; canal; b) tú túnei neiss ferro ferroviá viári rios; os; c) tú túnei neiss rodo rodovi viár ário ios; s; d) sistem sistemas as met metropo ropolit litanos anos;; e) sistem sistemas as para para suprime suprimento nto d’águ d’água; a; f) sist sistem emaa de disp dispos osiçã içãoo de esgo esgoto tos; s; g) cond conduto utoss forçados forçados de usinas usinas hidrelét hidrelétric ricas; as;

90

h) via viass e câm câmaras aras subterrâ subterrâneas neas estratég estratégica icass (armaze (armazename namento nto de resídu resíduos os atômico, testes nucleares etc.); i) vias vias de mi mine nera raçã ção. o.

9.4 CICLO DA ESCAVAÇÃO DA ROCHA O objetivo da escavação com o uso de explosivos é de desenvolver desenvolver um ciclo de operações compatível com os recursos e as condições de trabalho para que se atinja uma taxa de avanço máximo. Isso inclui a combinação do tempo de perfuração perfuração (número e comprimento comprimento dos furos) com o tempo de limpeza limpeza (tipo de carr carreg egad adei eira rass e/ e/ou ou esca escava vade deir iras as e eq equi uipa pame ment ntos os de tran transp spor orte te)) e as necessidades de reforço da rocha (tempo de instalação e o comprimento do túnel a ser reforçado). Nos últimos anos, várias tentativas para eliminar o ciclo natural natural da perfuração perfuração e detonação detonação vêm sendo tentadas, tentadas, porém porém com limitado limitado sucesso. O ciclo básico das escavações dos túneis é composto das seguintes operações: • marcação

da posição dos furos • perfuração dos furos; • carregamento

dos furos; • conexão dos acessórios e disparo do desmonte; • espera

até que a ventilação retire a poeira e os fumos; • verificação de possíveis falhas dos explosivos e acessórios • batimento

de choco; • carregamento e transporte do material desmontado; • reforço

da rocha (se necessário); • levantamento topográfico; • preparação

do novo desmonte.

9.5 TBM (Tunnel Boring Machine) VERSUS PERFURAÇÃO E DESMONTE Fatores que influenciam na decisão se a TBM deve ser usada no lugar do desmonte por explosivos:

91

Dureza da rocha: em rochas bastante duras o desgaste dos acessórios da TBM é excessivo tornando, às vezes, o uso desse equipamento impraticável, embora esse fator venha sendo gradualmente superado. • Custo de capital: a operação de escavação com explosivo requer um menor  custo de capital. A TBM é extremamente, requerendo túneis bastantes longos para justificar o seu uso. méttod odoo de es esca cava vaçã çãoo co com m o us usoo de • Custo Custo corren corrente te e variaçõ variações es: o mé explosivos necessita de muita mão de obra. O consumo de acessórios de perfuração e explosivos varia grandemente em função da natureza do túnel e os tipos de rocha. • Fatores de tempo e Taxa de Avanço: Muitas das TBM necessitam de muito tempo para montagem. As taxas de avanço são amplamente governadas pelas características das rochas, e talvez não seja tão rápida como a operação de escavação por explosivos. perf rfur uraç ação ão e o de desm smon onte te po pode dem m se ser  r  • Flexibi Flexibilid lidade ade na operação operação: A pe imediatamente adaptados aos diferentes tipos de rocha ou em uma mudança na programação geral do túnel (escavações adicionais). Acabamento final: A TBM deixa bem apresentável, relativamente sem danos • Acabamento às paredes dos túneis, minimizando a necessidade de revestimentos, bem como reduzindo as necessidades de suportes (split set, rock bolts etc.). •

9.6 DIÂMETRO DA PERFURAÇÃO DA ROCHA Pequenos diâmetros de perfuração, freqüentemente, necessitam de um ciclo de perfuração, detonação e carregamento a ser completado em uma ou mais vezes por turno. Em tú túne neis is perf perfur urad ados os com com gran grande de diâm diâmet etro ro,, o cicl cicloo de pe perf rfur uraç ação ão,, de detona det onação ção,, de carreg carregame ament ntoo e de refo reforç rçoo da roch rochaa será será inf influ luenc encia iado do não somentee pel soment peloo te tempo mpo para para execu executa tarr a taref tarefa, a, ma mass tamb também ém pe pelo loss segui seguint ntes es fatores: • as

necessidades de reforço que limitam o avanço da face;

92 •

a preocupação com os níveis de vibração que restringem a massa e a

profundidade da carga; • a logística da movimentação necessária dos equipamentos para execução de uma de uma deter termi mina nada da ta tare refa, fa, ma mante ntendo ndo fo fora ra do circ circuit uitoo out outra rass ativ ativid idade adess qu quee poderiam ser feitas simultaneamente.

9.7 FORMAS DE ATAQUE MAIS COMUNS (SISTEMAS DE AVANÇO) Em rochas competentes os túneis com seções inferiores a 100 m2 podem ser  escavados com perfuração e desmonte à seção plena. As escavações por fase são utilizadas na abertura de grandes túneis onde a seção é demasiada grande para ser coberta pelo equipamento de perfuração ou quando as características geomecânicas das rochas não permitem a escavação à plena seção. As cinco formas de ataque mais comuns são: • Seção

Plena; • Galeria Superior e Bancada; • Galeria

Lateral; • Abertura Integral da Galeria Superior e Bancada; • Galerias • Seção

múltiplas.

Plena Sempre que possível o sistema conhecido por sistema inglês ou da seção plena (figura (figura 26 a) avanço integral da seção é escolhido para realizar realizar um determinado determinado avanço de uma só vez. As principais vantagens da abertura de túneis por seção plena constituem que esse tipo de avanço permite a aplicação de equipamento de alta capacidade, e conseqüentemente é o procedimento que atinge as maiores velocidades de avanço nas frentes. Existem sérias restrições quando as seções são maiores principalmente em áreas de grande tensão tectônica, quando a descompressão da rocha pode causar sérios problemas de explosão da rocha (“rock bursting”).

93

Galeria Superior e Bancada A área total é retirada em duas seções, sendo a superior uma galeria de seção em forma de arco (parte da pata de cavalo) sempre em primeiro lugar, ficando sempre à frente da bancada inferior. As principais vantagens desta forma de ataque estão na redução de armações, pois sempre há bancadas para trabalhar em cima. O avanço da bancada inferior fica condicionado ao avanço da abertura da galeria superior, assim algum problema que ocorra na parte superior se reflete no avanço inferior. A figura 19 mostra detalhes dessa forma de ataque.

Figura 19 – Forma mista de ataque do túnel Galeria Lateral O sistema de ataque que abre a metade da área da seção do túnel, porém subdividindo o mesmo em duas galerias que são detonadas em separado, é também conhecido pelo nome de sistema belga. Na escolha da forma de ataque ou método de escavação deve-se levar em conta o sistema de suporte a ser empregado. Esta seleção de método sempre consiste consiste de num compromisso compromisso de entre uma tentativa tentativa de acelerar acelerar ao máximo a operação de abertura e a necessidade de suportar a rocha antes que esta caia

94

no túnel originando problemas de segurança ou estabilidade. estabilidade. Por isso o método de at ataq aque ue depen depende de do comp comport ortame ament ntoo e da dim dimens ensão ão e form formaa da seção seção transversal do túnel, e principalmente do tipo e natureza e comportamento mecânico estrutural da rocha. A figura 20 a) mostra os tipos de sistemas de avanços, enquanto a figura 20 b) mostra as perfurações perfurações e um túnel com com avanço em duas seções. seções. Já a figura figura 21 mostra uma perfuração de um túnel efetuada por um jumbo.

Figura 20 20 - a) tipos de sistemas de avanços; b) túnel com avanço em duas seções.

Figura 21 - Perfuração de um túnel sendo efetuada por um jumbo

95

9.8 PILÕES Para um desmonte ser econômico, e necessário necessário que a rocha a ser desmontada te tenh nhaa fa face ce livr livre. e. Em algum algumas as ap aplilica caçõe çõess de des desmo monte ntess essas essas faces faces livr livres es inexistem. É o caso do desenvolvimento de túneis, poços (shafts), e outras abertu aber turras su subt bter errrân ânea eas, s, on onde de se torna orna ne nece cess ssár áriio cri criar face facess livr livres es artificialmente. Isto é feito preliminarmente no desmonte principal, através da perfuração e detonação de uma abertura na face da perfuração. Essa abertura é denominada “pilão” (cut ). ). A seleção do pilão depende não somente das características da rocha e da pres presenç ençaa de junt juntas as e plano planoss de fraqu fraquez eza, a, ma mass també também m da ha habi bililida dade de do operador, do equipamento utilizado, do tamanho da frente e da profundidade do desmonte. Os principais tipos de pilão são: • Pilão

em centro ou em pirâmide (Center Cut ) – figura 22

• Pilão em V (Wedge Cut )

– figura 23 • Pilão Norueguês (The Draw Cut ) – figura 24 • Pilão

Coromant – figura 25 • Pilão queimado ou estraçalhante (The Burn Cut ) – figura 26 • Pilão em Cratera • Pilão

Circular ou Pilão de Furos Grandes

Pilão em Pirâmide

96

O pilão em pirâmide, também conhecido por pilão alemão, caracteriza-se por ter  os 3 ou 4 furos centrais convergentes a um ponto. Usa-se principalmente em poços poç os e cham chaminé inés. s. Em trec trechos hos ho hori rizo zont ntai aiss est estee pilã pilãoo não tem tem sido sido mu muititoo utilizado devido aos furos desviados para baixo.

Figura 22 - Pilão em Centro ou em Pirâmide

Pilão em V ou em Cunha

Vista Vista Isométrica Frontal

 Prof. Valdir Costa e Silva

97

Não mais são necessários os furos descarregados de diâmetro grande, pois o alívio da rocha, dado o ângulo do furo em relação à face livre, faz-se não mais em direção a um furo descarregado, mas em direção à própria face livre.

Plano

Vista Frontal

Vista Isométrica

Figura 23 - Pilão em V (em cunha)  Prof. Valdir Costa e Silva

Pilão Norueguês

98

O pilão norueguês consta de uma combinação do pilão em V com o pilão em leque. Apresenta-se simétrico em relação ao eixo vertical do túnel e tem sido utilizado com sucesso em rochas com fissuramento horizontal.

Vista Lateral

Vista Frontal

Vista Isométrica

Figura 24 - Pilão Norueguês

Pilão Coromant Consis Cons iste te na pe perf rfur uraç ação ão de do dois is fu furo ross seca secant ntes es de igua iguall diâm diâmet etro ro,, qu quee constituem a face livre em forma de 8 para as primeiras cargas

99

Figura 25 – 25 – Pilão Coromant

Pilão em Cratera Esse tipo de pilão desenvolvido originalmente por Hino no Japão, aproveitando o efeito cratera que as cargas de explosivo concentradas no fundo dos furos produzem sobre a superfície livre mais próxima. Esta metodologia se aplica mas nas escavações de chaminés do que em túneis.

Pilão Queimado (Burn Cut) O pilão queimado queimado é o mais utilizado na abertura de túneis e galerias. É assim chamado porque consta de uma série de furos, dos quais um ou mais não são carregados. A detonação da carga se faz por fogos sucessivos, servindo os furos não carregados como pontos de concentração concentração de tensões. As figuras 26 e 27 mostram o esquema de um pilão queimado.

100

Figura 26 - Pilão queimado de quatro seções

Figura 27 – Vista Lateral do Pilão Queimado

 Prof. Valdir Costa e Silva

9.9 PLANO DE FOGO SUBTERRÂNEO

101

Conceituação Chama-se “plano de fogo” o plano que engloba o conjunto dos elementos que permitem uma perfuração e detonação correta de um túnel, galeria, poço etc., através do equipamento previsto para este serviço e dos tempos necessários ao cumprimento do cronograma. A primeira parte de um plano de fogo refere-se à determinação do explosivo e sua forma de detonação. Seguem-se a verificação do projeto e o estudo do tempo. As figuras figuras 28 e 29 mostram as zonas zonas de um desmonte desmonte de um túnel ou galeria.

Zona dos furos de Contorno Zona dos furos de Alívio

Pilão Zona dos furos Auxiliares Zona dos furos do Piso (Sapateira) Figura 28 - Zonas de uma seção de uma galeria ou túnel 

102

Figura 29 – Elementos da face de um túnel

A operação unitária de perfuração e desmonte por explosivos usada em túneis realiza-se perfurando-se a rocha na frente de avanço do túnel ou galeria com uma série de furos de mina nos quais se coloca o explosivo juntamente com linha linha silenc silenciosa iosa para para tún túnel el (Brine (Brinel,l, Exel Exel etc etc.), .), cordel cordel det detonan onante te (Manti (Manticord cord,, Britacord etc.) e estopim espoletado (Britapim, Mantopim, Espoletim etc.). Os furos de mina e a sua seqüência de iniciação são dispostos segundo um plano previamente estabelecido que vai determinar como a rocha vai se romper, em geral denominado como plano de fogo. Os primeiros furos de mina a detonarem devem criar um vazio para o qual se lança sucessivamente o resto da rocha. Esta abertura, o pilão, que em geral ocupa 1 m2 da frent rentee de av avan anço ço é a ch chav avee qu quee ab abre re a roc ocha ha até até um umaa profundidade que depende da forma e sucesso conseguido no mesmo.

103

As fases seguintes do desmonte, repartidas no espaço remanescente, devem ser projetadas projetadas para se obter o contorno contorno desejado com um menor dano possível possível da rocha remanescente. A maior parte da rocha de um desmonte por explosivos em um túnel deve romper, contra uma face mais ou menos livre, o que significa com um ângulo inferior a 90°.

9.10 CÁLCULO DOS ELEMENTOS DO PLANO DE FOGO

104

PILÃO O pilão é composto de um ou mais furos de diâmetro grande e descarregados os quais são rodeados por furos com diâmetros menores e carregados. Os furos do pilão são dispostos em quadrados (seções) em torno da abertura inicial (furos de alívio). O pilão de três seções tem sido aplicado aplicado para equipamento equipamento de perfuração perfuração leve, manual e com um furo central vazio de 75 mm. Por outro lado, o pilão de quatro seções por proporciona avanço satisfatório tornou-se o tipo de pilão mais atualizado na atualidade, devido, especialmente, a elevada mecanização e automação, principalmente com o emprego de jumbos. No projeto do pilão, os seguintes parâmetros são muito importantes para a obtenção de um bom resultado: • diâmetro

do furo alargado; • afastamento; • concentração

da carga; • precisão da perfuração.

Profundidade de perfuração (H) e Avanço (X) No pilão de quatro seções a profundidade do furo pode ser estimada com a seguinte expressão:  H 

=

0,15 + 34,1 D 2

− 39,4 D 2 2

sendo D2 = diâmetro do furo alargado (vazio), em metro. Quando se utiliza mais de um furo vazio o valor de D2 pode ser calculado através da expressão:  D2

= D 2´  x

n

105

onde: D’2 = diâmetro do furo alargado (m) n = número de furos vazios O avanço dos desmontes está limitado pelo diâmetro do furo de expansão (alargado) e pelos desvios dos furos carregados. Sempre que está última se mantenha abaixo dos 2%, os avanços médios “X” podem chegar a 95% da profundidade dos furos “H”, de acordo com a expressão:

X = 0,95 x H Um bom avanço nos desmontes de rochas, bem como uma boa fragmentação da roch rocha, a, são são extr extrem emam amen ente te de depe pend nden ente tess da prec precis isão ão do esqu esquem emaa de perfuração. A qualidade da perfuração da rocha é afetada pelos três tipos de erros: a) erros de embocadura (emboque dos furos); b) erros de alinhamento dos furos; c) erros de desvios adicionais no interior da rocha decorrentes da presença de descontinuidade descontinuidadess (falhas e juntas) juntas) e mudanças litológicas, litológicas, bem como pelo peso da coluna de perfuração. Cada cent Cada centím ímet etro ro pe perd rdid idoo no avan avanço ço tem tem qu quee ser ser no nova vame ment ntee pe perf rfur urad ado, o, recarregado e desmontado. A qu qual alid idad adee do de desm smon ontte po poss ssui ui gran grande de im impa pact ctoo na se segu gurran ança ça e na nass necessidades de suporte. É muito importante que os furos do pilão sejam perfurados o mais paralelo possí pos sível vel,, respe respeititand andoo a dist distânc ância ia cal calcu cula lada da no plano plano de fogo. fogo. De Desvi svios os tão tão pequenos como, por exemplo, de 50 mm em uma perfuração de 3 m podem resultar em uma saída ruim do pilão. Quando Quando possível, o pilão de ser perfurado

106

no mínim imoo 150 mm a mais do que os de dem mais furos para ara au aum mentar ntar o desempenho do pilão, a região mais crítica da face.

CÁLCULO DO 1 QUADRADO Pela figura 30 observa-se que a distância “a” entre os furos de carga do 1 Quadrado e o furo alargado para se obter a quebra e a expulsão do material fragmentado (desmonte limpo) deve ser calculada pela expressão :

a = 1,5 x D2

Figura 30 – Distância entre os centros dos furos e os efeitos nos desmontes

Cálculo do Tampão (T1): T1 = a

Cálculo da Razão Linear (RL)  RL

=

π d e

2

4000

 x  ρ 

107

onde: de = diâmetro do explosivo (mm); ρ

= densidade do explosivo (g/cm3).

Carga explosiva por furo do 1 Quadrado (Q1) Q1 = (H – T 1) x RL

Número de cartuchos por furo do 1 quadrado (NC1)

=

 NC   NC 1

( H  − T 1 ) 0,610 m

onde: 0,610m é o comprimento do cartucho

Distância entre os furos do 1 Quadrado ou Superfície Livre (W1) W 1

=a

2

CÁLCULO DO 2 QUADRADO

 Prof. Valdir Costa e Silva

Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 2  °  Quadrado (d cc2   ): cc2 

dcc2 = 1,5W1

Cálculo do lado lado do do 2 °   )  ° Quadrado (W 2  2 W 2

=

d cc 2

2

Cálculo do Tampão (T 2   )  2

T2 = 0,5W1 Carga explosiva por furo do 2 ° Quadrado (Q 2  )

108

Q2 = (H – T 2) x RL Número de cartuchos por furo (NC 2  )

 NC   NC  2

=

( H  − T 2 ) 0,610 m

CÁLCULO DO 3 QUADRADO Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 3 °  Quadrado (d cc3  ):  ): cc3

dcc3 = 1,5W2 Cálculo do lado do 3 ° Quadrado (W 3 )  ) W 3

=

d cc 3

2

Cálculo do Tampão (T 3 )  )

T3 = 0,5W2 Carga explosiva por furo do 3 ° Quadrado (Q 3 )  )

Q3 = (H – T 3) x RL Número de cartuchos por furo (NC 3 )  )  NC   NC 3

=

( H  − T 3 ) 0,610 m

CÁLCULO DO 4 QUADRADO Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 4 °  Quadrado (d cc4  ):  ): cc4

dcc4 = ar  + 0,5 x W3; sendo ar  o afastamento recomendado Pela tabela 14, ar  = 1,0 m

109

Tabela 14: Valores do afastamento para diversos diâmetros da perfuração Diâmetro da perfuração 25 mm = 1” 29 mm = 1 1/8” 32 mm = 1 ¼” 38 mm = 1 ½” 51 mm = 2”

Afastamento recomendado - ar (m) 0,75 0,80 084 1,00 1,18

Cálculo do lado do 4° Quadrado (W 4 )  ) W 4

=

d cc 4

2

Cálculo do tampão (T4) T4 = 0,5ar  Carga explosiva por furo do 4° Quadrado (Q4 )  )

Q4 = (H – T4) x RL Número de cartuchos por furo (NC 4 )  )

 NC   NC 4

=

( H  − T 4 ) 0,610 m

CÁLCULO DOS DEMAIS FUROS DA SEÇÃO

FUROS DO PISO (Levante, Sapateira, Rebaixe)  Afastamento recomendado (a  ) r  do último quadrado Cálculo do do Espaçamento Espaçamento do levante levante (E  )l l 

El = 1,1ar 

Número de furos do piso (NF  )l 

110

 NF   NF l 

 L arg ura do Túnel  = INT    E  p 

  

O tampão dos furos de levante é calculado através da seguinte expressão: Tl = 0,2ar  Carga explosiva de cada furo do levante (Q )l 

Ql = (H – T l) x RL Número de cartuchos por furo (NC  )l 

 NC   NC l 

=

( H  − T l  ) 0,610

FUROS DA PAREDE Nest Ne stee caso caso te terem remos os que exe execut cutar ar a técni técnica ca de “Det “Detona onação ção Amor Amorte teci cida” da”,, utilizando a tabela 15:

Tabela 15: Valores a serem aplicados na técnica de Detonação Amortecida Diâmetro da perfuração (mm) 25 – 32 25 – 48 51 – 64 76

RL (kg/m) 0,11 0,23 0,42 0,50

Diâmetro do cartucho (mm) 11 17 22 38

Cálculo do tampão dos furos da parede (T  p  )  )  p

T p = 0,5a p Cálculo da carga dos furos da parede (Q p )  )

Q p = (H-T p) x RL

Afastamento (ap), em metros 0,3 – 0,5 0,7 – 0,9 1,0 – 1,1 1,4

Espaçamento (Ep), em metros 0,25 – 0,35 0,50 – 0,70 0,80 – 0,90 1,6

111 Cálculo do número de cartuchos dos furos da parede (NC  p )

 NC p = (H – T p) / 0,5 Onde: 0,5 é o comprimento do cartucho utilizado na parede Cálculo do número de na parede (NF  p )  NF   NF  p

  Altura = INT    

da  parede

− a l 

 E  p

  +1   x 2  

CÁLCULO DOS FUROS DO TETO Os furos do teto apresentam os mesmos dados que os furos da parede:

at = ap;

Et = Ep;

Qt = Qp;

Tt = Tp

 Número de furos do teto (NFt)  NF   NF t 

 π   R  = INT   −1  E   T  

sendo R = altura da abóbada. Número de furos furos do contorno contorno (teto + parede) (NF c  )  NF   NF c

 LD   LD = INT   −1  E T  

onde: LD = (altura da parede – al) x 2 + π R Ao locar os furos de contorno, devemos ter em mente os ângulos de saída (γ  ), figura figura 31 . A magnitude do ângulo depende do equipamento de perfuração e da profundidade do furo. Para um avanço em torno de 3 m um ângulo igual a 3°

112

(cor (corre respo spond ndee a 5 cm cm/m /m)) dev devee ser sufi suficie cient ntee para para permi permititirr espaç espaçoo para para a perfuração da nova frente, evitando-se que o túnel afunile.

Figura 31 - Ângulo de saída dos furos

CÁLCULO DOS FUROS INTERMEDIÁRIOS LATERAIS AO PILÃO Número de linhas verticais (NLV)  NLV 

 Espaço = INT   

disponível  na horizontal 

( EDH  )

 E li

 +1 

sendo: Eli = 1,1 x ar  EDH = LT – W4 – 2 x ap Número de linhas horizontais (NLH)

 NLH 

 Espaço = INT   

disponível  na vertical  ( EDV  ) a r 

 + 1 

EDV = ap – al Número de furos intermediários laterais ao pilão (NF  ) il 

113

NFil = NLV x NLH Cálculo do Tampão (T  ) il  il 

Til = 0,5 x a r  Cálculo da carga por furo (Q  ) il 

Qil = (H - T il ) x RL Cálculo do número de cartuchos por furo (NC  ) il 

NCil = (H - T il ) / 0,601 m

CÁLCULO DOS FUROS INTERMEDIÁRIOS ACIMA DO PILÃO (REALCE) Ei = 1,2 x ai = 1,2 m Número de arcos e linhas (N al  )

Nal = INT(R – ap) Número de furos do 1 ° arco superior (NF 1 )  )  NF   NF 1

π   r   = INT   1    E i 

Número de furos do 2 ° arco superior (NF 2   )  2  NF 2

π   r   = INT   2    E i 

Número de furos do 3 ° arco superior (NF3)  NF   NF 3

π  r   = INT   3    E i 

Número de furos na horizontal (NFh)

114

 NF h

 E h = INT     E i

  

onde: Eh = espaço disponível na horizontal. Cálculo do tampão dos furos intermediários acima do pilão (T iap )  )

Tiap = 0,5 x ar  Cálculo da carga dos furos intermediários acima do pilão (Q iap )  )

Qiap = (H - Tiap ) x RL Cálculo do número de cartuchos por furo (NCiap) NCiap = (H - Tiap ) / 0,610 m

9.11 TEMPOS DE INICIAÇÃO DA SEÇÃO DO TÚNEL Exis Existe tem m po pouc ucas as regr regras as pa para ra a de dete term rmin inaç ação ão do doss temp tempos os de reta retard rdoo na escava esca vaçã çãoo po porr ex expl plos osiv ivos os de um tún únel el.. Os tem empo poss de retar etardo do se serrão influenciados pelas condições específicas das faces, incluindo: • tipo

de rocha a ser detonada: resistência, estrutura, elasticidade etc.; • o lançamento necessário dos fragmentos; • a fragmentação exigida. Tempos curtos versus tempos longos A África do Sul é um dos poucos paises no mundo em que a iniciação dos furos na escavação do túnel é feita utilizando-se retardos de períodos longos (LPD), incluindo o uso do estopim de segurança. Na maioria dos túneis na Europa e na América América do Norte e em outras partes partes do mundo é utilizado retardo de tempos tempos curtos (SPD). Vantagens dos retardos de tempos curtos: • fragmentação • pilha

mais fina;

mais solta (mais fácil de escavar);

115 •

reduzida probabilidade de cortes devido a movimentação do maciço rochoso

causado pela detonação dos primeiros furos. Vantagens dos retardos de tempos longos: • menor sobrepressão atmosférica, permitindo que as tubulações de água e ar  permaneçam próximas à face; • menor lançamento do material. É importante na detonação do túnel, termos um intervalo de tempo suficiente. Para furos com profundidade de 4 m são indicados normalmente os seguintes tempos: - Pilão: 75 a 100 ms, devendo usar tempos diferentes para cada furo. - Nos demais furos, usar intervalo de 100 a 500 ms.

9.12 EXEMPLO PRÁTICO: Pretende-se realizar a escavação, em maciço rochoso, dum túnel. As dimensões do túnel são de 12 m de vão ou largura, 3,28 m de parede e 6 m de altura de abóbada. A área da seção é de 96 m2.

O túnel de 1500 m de extensão apresenta os seguintes dados de projeto:

116

•

Diâmetro da perfuração (D1) = 38 mm = 0,038 m Diâmetro Diâmetro do furo central vazio do pilão - alargado alargado (D 2) = 127 mm = 0,127

•

m Ângulo de saída dos furos de contorno (γ ) = 3°

•

•

•

Explosivo Explosivo a ser utilizado: utilizado: Emulsão Emulsão com as seguintes seguintes dimensões dimensões = 29 mm x 610 mm; Explos Explosivo ivo (petec (petecas) as):: 22 mm x 500 mm; densidade densidade da peteca (ρ ) = 1,0 g/cm 3 Rocha e densidade: calcário; ρ = 2,7 g/cm3 = 2,7 t/m 3

Pede-se dimensionar o plano de fogo e o consumo de explosivos e acessórios necessários para a execução da obra.

Solução: a) Cálculo Cálculo da da profundi profundidade dade do furo furo (H) e do do Avanço Avanço (X)  H 

=

 H 

=

0,15 + 34,1 D 2 0,15

− 39,4 D 2 2

+ 34,1( 0,127 ) − 39 ,4( 0,127 ) 2

⇒

 H  = 3,8 m

Avanço (X)  X 

 b)

=

0,95  H  = 0,95  x 3,8 m

⇒

 H  =3,6 m

Cálculo do 1 Quadrado do Pilão Cálculo da distância “a” (centro a centro) entre os furos de carga do 1° quadrado e o furo alargado:

117

a = 1,5D2 = 1,5 x 0,127 m ⇒ a = 0,19 m = 19 cm Cálculo da razão linear (RL) para d e = 29 mm

 RL =

π d e

2

4000

 x  ρ  =

3,14( 29)

2

 x 1,15

4000

⇒

 RL = 0,759 kg / m

Tampão (T 1 )  )

T1 = a = 0,19 m = 19 cm Carga explosiva por furo do 1 ° Quadrado (Q 1 )  )

Q1 = (H – T 1) x RL = (3,8 m - 0,19 m) x 0,759 kg/m ⇒ Q1 = 2,740 kg Número de cartuchos por furo do 1 ° quadrado (NC 1 )  )

 NC  NC 1

=

( H − T1 ) compriment o do cartucho

=

( 3,8 m − 0,19 m ) 0,610 610 m

⇒

 NC  NC 1

=6

Distância entre os furos do 1 ° Quadrado ou Superfície Livre (W 1 )  ) W 1

=a

2

= 0,19

m  x 1,4142

⇒

W 1

= 0,27

m

= 27

cm

118

c) Cálculo do 2 Quadrado do Pilão A detonação do 1° Quadrado ocasionará uma abertura de 0,27 m x 0,27 m. Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 2  °  Quadrado (d cc2   ): cc2 

dcc2 = 1,5W1 = 1,5 x 0,27 m ⇒ dcc2 = 0,405 = 41 cm ° Quadrado (W 2  Cálculo do lado lado do do 2 °   )  2 W2

= d cc 2

2

= 0,405

m x 1,4142

⇒

W2

= 0,57

m

= 57

cm

T2 = 0,5W1 = 0,5 x 0,27 m ⇒ T2 = 0,14 m = 14 cm Carga explosiva por furo do 2 ° Quadrado (Q 2  )

Q2 = (H – T 2) x RL = (3,8 m - 0,14 m) x 0,759 kg/m ⇒ Q2 = 2,778 kg Número de cartuchos por furo (NC 2  )

 NC   NC 2

=

( H  − T 2 ) 0,610 m

=

( 3,8 m − 0,14 m) 0,61 m

⇒

NC 2

=6

119

d) Cálculo do 3 Quadrado A detonação do 2° Quadrado dará uma abertura de 0,57 m x 0,57 m. dcc3 = 1,5W2 = 1,5 x 0,57 m ⇒ dcc3 = 0,86 m = 86 cm ⇒ W 3 =1,22 m W 3 = d cc 3 2 = 0,86 m  x 1,4142 T3 = 0,5W2 = 0,5 x 0,56 m ⇒ T3 = 0,3 m = 30 cm Carga explosiva por furo do 3 ° Quadrado (Q 3 )  )

Q3 = (H – T 3) x RL = (3,8 m - 0,3 m) x 0,759 kg/m ⇒ Q3 = 2,657 kg Número de cartuchos por furo (NC 3 )  )

 NC 3

=

( H  − T 3 ) 0,610 610 m

=

( 3,8 m − 0,3 m ) 0,61 m

⇒

NC 2

=

6

120

e) Cálculo Cálculo do 4 Quadrado A detonação do 3° Quadrado dará uma abertura de 1,22 m x 1,22 m. dcc4 = ar  + 0,5 x W3; sendo ar  o afastamento recomendado Pela tabela 13, ar  = 1,0 m dcc4 = 1 + 0,5 x 1,22 ⇒ dcc4 = 1,61 m W 4

= d cc 4

2

=1,61 m  x 1,4142

⇒

W 4

= 2,28

m

T4 = 0,5ar  = 0,5 x 1,00 m ⇒ T4 = 0,5 m = 50 cm Carga explosiva por furo do 4 ° Quadrado (Q 4 )  )

Q4 = (H – T 4) x RL = (3,8 m - 0,5 m) x 0,759 kg/m ⇒ Q4 = 2,505 kg Número de cartuchos por furo (NC 4 )  )

 NC 4

=

( H  − T 4 ) 0,610 610 m

=

( 3,8 m − 0,5 m ) 0,610 610 m

⇒

NC 2

=

5,5

121

CÁLCULO DO DEMAIS FUROS DA SEÇÃO f) Furos do Piso (Sapateira, Levante)  Afastamento prático (a ) r  do último quadrado (a r  = 1,0 m)

Cálculo do Espaçamento do levante levante (E  )l l 

El = 1,1ar  = 1,1 x 1,0 m ⇒ El = 1,1 m Número de furos do piso (NF  )l 

 NF   NF l 

 L arg ura do Túnel  = INT    E  p 

 +2 = 

 INT 

12 m  1,1 m  + 2 ⇒  

NF l 

=12

O tampão dos furos de levante é calculado através da seguinte expressão: Tl = 0,2ar  = 0,2 x 1,00 m ⇒ Tl = 0,2 m = 20 cm Carga0 explosiva de cada furo do levante (Q )l 

Ql = (H – T l) x RL = (3,8 m - 0,2 m) x 0,759 kg/m ⇒ Ql = 2,732 kg Número de cartuchos por furo (NC  )l 

122

 NC l 

=

( H  − T l  ) 0,610 610

=

( 3,8 m − 0,2 m ) 0,610 610 m

⇒

NC l 

=

6

g) FUROS DA PAREDE Neste caso teremos que executar a técnica de “Detonação Amortecida”, utilizando a tabela 16:

Tabela 16: Valores a serem aplicados na técnica de Detonação Amortecida Diâmetro da perfuração (mm) 25 – 32 25 – 48 51 – 64 76

RL (kg/m) 0,11 0,23 0,42 0,50

Diâmetro do Afastamento cartucho (mm) (ap), em metros 11 0,3 – 0,5 17 0,7 – 0,9 22 1,0 – 1,1 38 1,4

Espaçamento (Ep), em metros 0,25 – 0,35 0,50 – 0,70 0,80 – 0,90 1,6

Logo para D1 = 38 mm, utilizando os valores médios ⇒ ap = 0,8 m e Ep = 0,6 m. Tp = 0,5ap = 0,5 x 0,8 m ⇒ Tp = 0,4 m

RL = 0,230 kg/m Cálculo da carga dos furos da parede (Q p)

123

Qp = (H-Tp) x RL = (3,8 m – 0,4 m) x 0,230 kg/m ⇒ Qp = 0,782 kg NCp = (H – T p) / 0,5 0,5 = (3,8 m – 0,4 m) / 0,5 ⇒ NCp = 7

 NF   NF  p

  Altura = INT    

da  parede

− al 

 E  p

   3,28 m −1,0 m   + 1  + 1   x 2 = INT      x 2 ⇒   m 0 , 6      

h) FUROS DO TETO Os furos do teto apresentam os mesmos dados que os furos da parede:

at = 0,8 m;

Et = 0,6 m;

Qt = 0,782 kg;

Tt = 0,4 m

Número de furos do teto (NFt)  NF   NF t 

π   R  = INT   −1 =  E   T  

3,14  x 6,0 m  INT    0,6 m

 −1 ⇒ 

sendo R = altura da abobada. Número de furos do contorno (teto + parede) (NFc)

NF t 

= 30

NF p

=8

124

 NF   NF c

 LD   LD = INT   −1 =  E T  

 23,4 m  −1 ⇒  0,6 m 

 INT  

NF c

= 38

onde: LD = (altura da parede – al) x 2 + πR = (3,28 m – 1,0 m) x 2 + 3,14 x 6,0 m LD = 23,4 m

i) FUROS INTERMEDIÁRIOS LATERAIS AO PILÃO Número de linhas verticais (NLV)  NLV 

 Espaço = INT   

disponível  na horizontal  ( EDH  )  E li

 +1 

sendo: Eli = 1,1 x ar  = 1,1 x 1,0 m ⇒ Eli = 1,1 m EDH = LT – W4 – 2 x ap = 12 m - 2,28 m – 2 x 0,8 ⇒ EDH = 8,12 m Sendo: LT = largura do túnel, então:

125

 NLV 

8,12 m  = INT   +1 ⇒  1,1 m 

NLV 

=8

Número de linhas horizontais (NLH)  Espaço = INT    sendo:

 NLH 

disponível  na vertical  ( EDV  ) a r 

 +1 

ar  = 1,0 m EDV = ap – al = 3,28 m – 1,0 m ⇒ EDV = 2,28 m; então:

 NLH 

2,28 m  = INT   +1 ⇒  1,0 m 

NLV 

=3

Número de furos intermediários laterais ao pilão (NF  ) il 

 NFil = NLV x NLH = 8 x 3 ⇒ NFil = 24 Cálculo do Tampão (T il  i ) l 

Til = 0,5 x ar  = 0,5 x 1,0 m ⇒ Til = 0,5 m Cálculo da carga por furo (Q  ) il 

Qil = (H - Til ) x RL = (3,8 m – 0,5 m) x 0,759 kg/m

⇒

Qil = 2,505 kg

Cálculo do número de cartuchos por furo (NC  ) il 

NCil = (H - Til ) / 0,601 0,601 m = (3,8 m – 0,5 m) / 0,601 m

⇒

NCil = 5,5

126

 j) Furos Furos Inter Intermed mediár iários ios acim acimaa do pil pilão ão (Realc (Realce) e) ai = 1,0 m (último quadrado);

Ei = 1,2 x a i = 1,2 m

Número de arcos e linhas (N al  )

Nal = INT(R – ap) = INT(6,0 m – 0,8 m) ⇒ Nal = 5 Número de furos do 1 ° arco superior (NF 1 )  )  NF 1

π  r    3,14(6 m − 0,8 m )  = INT   1  =  INT    ⇒ 1,2 m     E i 

NF 1

= 13

Número de furos do 2 ° arco superior (NF 2   )  2  NF 2

π  r   3,14(6 m − 0,8 m − 1,0 m)  = INT   2  = INT    ⇒ 1 , 2  E  m    i 

Número de furos do 3 ° arco superior (NF 3 )  )

NF 2

= 10

127

 NF 3

π  r   3,14(6 m − 0,8 m − 1,0 m − 1,0 m )  = INT   3  = INT    ⇒ 1,2 m     E i 

NF 3

=8

Após o 3° arco o espaço disponível na horizontal será (Eh) Eh = 12 m – 2 x 0,8 m – 4 x 1,2 m ⇒ Eh = 5,6 m Número de furos na horizontal (NF h )  )

 NF h

 E h = INT     E i

  5,6 m   = INT    ⇒ 1 , 2 m   

NF h

=6

Cálculo do tampão dos furos intermediários intermediários acima do pilão (T iap )  )

Tiap = 0,5 x ar  = 0,5 x 1,0 m ⇒ Tiap = 0,5 m Cálculo da carga dos furos intermediários acima do pilão (Q iap )  )

Qiap = (H - Tiap ) x RL = (3,8 m – 0,5 m) x 0,759 kg/m

⇒

Qiap = 2,505 kg

Cálculo do número de cartuchos por furo (NC iap) NCiap = (H - Tiap ) / 0,610 m = (3,8 m – 0,5 m) / 0,610 m ⇒ NCiap = 5,5

RESUMO

128

•

Número de furos por detonação: 127

•

Diâmetro dos furos carregados: 38 mm

•

Diâmetro do furo vazio alargado: 127 mm

•

Profundidade da perfuração por fogo: 4,1 m

•

Avanço médio por detonação: 95 % x 4,1 m = 3,9 m

•

Número total de detonações: 1500 m / 3,9 m por detonação = 385 detonações

•

Volume total de rocha rocha “in situ” por detonação (V): 3,6 m x 96 m2 = 346 m3

SISTEMÁTICA DE CARREGAMENTO DO FOGO Região

Número de furos

Dimensões do explosivo

Carga por furo (kg) 2,740 2,778 2,657 2,505 2,732 0,782 0,782 2,505

1° Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2° Quadrado 4 29 mm x 200 mm 3° Quadrado 4 29 mm x 200 mm 4° Quadrado 4 29 mm x 200 mm Piso (sapateira) 12 29 mm x 200 mm Paredes 8 17 mm x 500 mm Teto 30 17 mm x 500 mm Intermediários 24 29 mm x 200 mm laterais ao pilão Intermediários 37 25 mm x 200 mm 2,505 acima do pilão Consumo total de explosivos por desmonte: 258,023 kg

Total de explosivo (kg) 10,960 11,110 10,628 10,020 32,784 6,256 23,460 60,120 92,685

CONSUMO TOTAL DE EXPLOSIVOS E ACESSÓRIOS POR POR DETONAÇÃO •

Cartuchos de 29 mm x 610 mm: 228,307 kg

•

Cartuchos de 17 mm x 500 mm:

•

Espoleta não elétrica com retardo (Nonel-Túnel, Exel-T, Brinel-Túnel): 127 peças

29,716 kg

129

•

Cordel detonante: 115 m

•

Estopim espoletado (1,2 m): 2 peças

Consumo de Explosivo e acessórios para o total da obra: Cartuchos de 29 mm x 610 mm: 228,307 kg / detonação x 385 detonações: 87,90 t Cartuchos de 15 mm x 500 mm: 11,44 t

29,716 kg / detonação x 385 detonações:

Espoleta não elétrica com retardo: 127 peças / desmonte x 385 detonações: 48.895 peças Cordel detonante: 115 m / desmonte x 385 detonações: 44.275 m Estopim de segurança espoletado: 2 peças / desmonte x 385 detonações: 770 peças

Razão de carregamento (RC): 258,023 kg / 346 m3 ⇒ RC = 745,73 g/m3 Razão de carregamento (RC) em g/t: 745,73 g/m3 / densidade da rocha = 745,73 g/m3 / 2,7 t/m3 ⇒ RC = 276,20 g/t

Metros perfurados por detonação (MPD) MPD = 127 furos x 3,8 m ⇒ MPD = 482,6 m

Perfuração específica (PE) PE = MPD / V = 482,6 m / 346 m3 ⇒ PE = 1,39 m/m m/m3

Ligação da Face do Túnel

130

 Prof. Valdir Costa e Silva

9.14 DESMONTE DE PRODUÇÃO

131

FIGURA 32 – MÉTODO DE LAVRA SUBLEVEL

STOPING

132

FIGURA 33 – PERFURAÇÃO DO REALCE

Figura 34 - Perfuração no Método de Furos Longos

133

Figura 35 - Método de Lavra VCR – Vertical Crater Retreat

Figura 36 - Carregamento do VCR 

134

 Prof. Valdir Costa e Silva

10. PLANO DE FOGO PARA O DESMONTE ESCULTURAL

10.1 Introdução O desmonte escultural, também chamado de detonação controlada, pode ser  considerado como a técnica de minimizar-se as irregularidades provocadas na rocha pelo ultra-arranque ultra-arranque (backbreak ) nos limites limites da escavação, escavação, quando se usa explosivos. O ultra-arranque, ultra-arranque, ou sobrescavação, sobrescavação, ocorre quando a resistência à compressão compressão dinâ dinâmi mica ca do ma maci ciço ço rocho rochoso so é excedi excedida da.. Se a resis resistê tênci nciaa à comp compre ressã ssãoo dinâmica for igual a pressão máxima do explosivo, a mesma não produzirá a quebra da parede no limite da escavação. As conseqüências negativas que derivam do ultra-arranque (quebra para trás): •

maior diluição do minério com o estéril, nas zonas de contato, nas minas metálicas;

•

aumento do custo de carregamento e transporte, devido ao incremento do volume do material escavado;

•

aumento do custo de concretagem nas obras civis: túneis, centrais hidráulicas, câmaras de armazenamento, sapatas, muralhas etc.;

•

necessidade de reforçar a estrutura rochosa residual, mediante custosos sist sistem emas as de sust sustent entaçã ação: o: tira tirant ntes, es, cavi cavilh lhas as,, spl splitit set set,, cint cintas as me metá tálilicas cas,,

revestimento e/ou jateamento de concreto, redes metálicas, enchimento etc.; • manutenção do maciço residual com um maior risco para o pessoal da operação e equipamentos;

135 •

aume au ment ntoo da vazã vazãoo da ág água ua na zona zona de trab trabal alho ho,, de devi vido do a ab aber ertu tura ra e prolongamento das fraturas e descontinuidades do maciço rochoso.

Nas minerações a céu aberto, no controle dos taludes finais, podem produzir as seguintes vantagens: •

elevação do angulo do talude, conseguindo-se um incremento nas reservas recuperáveis ou uma diminuição da relação estéril/minério;

•

redução dos riscos de desprendimento parciais do talude, minimizando a necessidade necessidade de bermas largas, repercutindo repercutindo positivament positivamentee sobre a produção produção

e a segurança nos trabalhos de explotação; • tornar seguro e estético os trabalhos de desmonte relacionados à engenharia urbana. Paralel Paralelamen amente, te, nos trabal trabalhos hos subt subterr errâneo âneoss a apl aplicaç icação ão dos desm desmonte ontess de contorno tem as seguintes vantagens: • menores dimensões dos pilares nas explotações e, por conseguinte, maior  recuperação do jazimento; • melhora a ventilação, devido ao menor atrito entre o ar e as paredes das galerias; • aberturas mais seguras com um menor custo de manutenção das paredes, tetos e pisos; • menor risco de danos à perfuração prévia, no caso do método de lavra VCR (Vertical Crater Retreat). Assim, pois, os esforços destinados à aplicação do desmonte escultural, nas obras obras sub subter terrân râneas eas e a céu abe abert rto, o, são são jus justitifificad cados os po porr mo motitivo voss técn técnic icos, os, econômicos e de segurança.

10.2 Pressão produzida no furo durante a detonação detonaçã o do explosivo O pico da pressão exercida exercida pela expansão expansão dos gases, depende primariamente primariamente da densidade e da velocidade de detonação do explosivo. As pressões podem ser calculadas usando a seguinte expressão:

136  Prof. Valdir Costa e Silva  P F 

sendo:

PF

1 0

=

6

−

V O D

ρ 

2

4

= press pressão ão da carga carga da colu coluna na de expl explos osiv ivoo acop acopla lada da ao furo furo (GPa (GPa); );

= densidade do explosivo (g/cm (g/cm3); VOD = vel veloci ocidade dade de deton detonação ação de de um explosi explosivo vo confi confinado nado (m/s); (m/s); ρ

Quanto menor a pressão da carga da coluna de explosivo, menor será o ultraarranque.

10.3 Desacoplamento e espaçadores O ultra-arranque pode ser reduzido através do desacoplamento das cargas e espaçadores. A razão entre o diâmetro da carga de explosivo (d) e o diâmetro do furo (D) é a medida do desacoplamento entre as cargas de explosivos e as paredes dos furos (d/D < 1). As cargas são espaçadas através através da separação separação de porções da coluna de explosivos, através do uso de material inerte (argila, detritos da perfuração, madeira etc.). A redução da pressão de detonação da carga de explosivo, decorrente da expansão dos gases na câmara de ar (colchão de ar) pode ser quantificada a partir da seguinte expressão:

PE =

 PF 

d   C l      D 

2,4

onde: PE Cl

= pres pressã sãoo ef efet etiv ivaa (amo (amort rtec ecid ida) a),, GPa; GPa; = quociente entre entre a longitude da carga de explosivo e da longitude da carga de coluna (Cl = 1 para cargas contínuas, isto é, sem espaçadores);

d D

= diâm diâmet etro ro da ca carrga de ex expl plos osiv ivoo (po pole lega gada dass ou mm mm); ); = diâmetro da perf erfuraç uraçãão (po (pollega gaddas ou mm).

137

Dess De ssaa ma mane neir iraa a pres pressã sãoo do fu furo ro é dras drastitica came ment ntee redu reduzi zida da atra atravé véss do desacoplamento. Nesse texto abordaremos os seguintes tipos de desmonte escultural: pré-corte ( pre-splitting  cargas desac desacopl oplad adas as ou esp espaça açadas das e pré-c pré-cor orte te  pre-splitting ) com cargas sistema  Air deck .

com com o

O métod étodoo do prépré-co cort rtee (figur iguraa 37 37)) co comp mpre reen ende de um umaa ca carr rrei eira ra de furos uros espaçadamente próximos, perfurados ao longo da linha limite da escavação. Os furos são carregados levemente com um explosivo apropriado, e são detonados antes que qualquer escavação escavação nas adjacências adjacências tenha sido executado. executado. Acreditase que este procedimento procedimento cria umas fraturas fraturas abertas, necessárias para dissipar  dissipar  a expansão dos gases provenientes da escavação principal.

Figura 37: Método do Pré-corte (pre-splitting)

138

10.4 10.4 Regr Regras as empí empíri rica cass para para o cálc cálcul ulo o do plano plano de fogo fogo do de desm smon onte te escultural Plano de fogo ara o pré-corte com carga contínua ou desacopladas As seguintes regras empíricas podem ser utilizadas para o cálculo do plano de fogo: • • •

Espaçamento entre os furos: 10 a 12 vezes o diâmetro do furo (em metros); Longitude do tampão: 0,6 a 1,5 m, dependendo do diâmetro do furo; Distância da linha do pré-corte pré-corte à linha de furos mais próxima de produção: 15 a 20 vezes o diâmetro diâmetro do furo (em metros).  Desmonte de pré-corte com carga contínua desacoplada (figura 1)

Desacoplamento entre a carga de explosivo e o furo (d/D): 0,4 a 0,6; sendo (d) o diâmetro do explosivo e (D) o diâmetro da da perfuração;

A literatura recomenda os seguintes espaçamentos e razões lineares de carregamento em função do diâmetro do furo:

Diâmetro do furo (mm) 32 38 45 51 64 76 89 102 127 152

Espaçamento (m) 0,25 0,30 0,35 0,40 0,45 0,50 0,55 0,65 0,75 0,90

-

0,40 0,45 0,50 0,55 0,65 0,75 0,85 0,95 1,15 1,30

Razão linear (g/m) 90 130 180 230 350 500 690 900 1400 2000

Observação: Uma boa indicação indicação e fazer a distância distância X igual ao compriment comprimentoo do cartucho utilizado.

5. Pré-corte com o sistema air air deck

139

O pré-cort pré-cortee com Air deck deck refererefere-se se a um sistema sistema no qual combina combina o efeito do explosivo efeito explosivo com uma câmara de ar no furo da perfuração. perfuração. Esse sistema dife difere re do tradi tradici ciona onall de carga carga sóli sólida. da. O ar se form formaa ao remover remover parte parte da quantid quant idade ade de exp explos losiv ivoo norma normalm lment entee util utiliza izado do em um umaa carga carga sóli sólida da.. O Multltip Mu iplu lugu guee cons co nsis istte de um umaa bo bols lsaa inf inflada lada de ar co com m um umaa pres pressã sãoo aproximadamente de 7 psi, cujo objetivo é de reter os gases por um certo tempo, que é colocada a um nível de profundidade determinado, vindo logo abaixo do tampão (figura 38-c). Tampão

Tampão Carga

Desacoplada

Tampão Plugue Cargas

Espaçadas Carga

Fig.38-a - Pré-corte com carga contínua DECK 

Fig. 38-b - Pré-corte com cargas Fig. 38-c – Pré-corte desacopladas. com AIR-

O método de desmonte escultural com AIR DECK diminui a pressão inicial dos gases produzidos pela explosão, e incrementa o confinamento dos gases e tempo de ação da explosão sobre a rocha. O princípio básico é o de permitir que a ene energ rgia ia pot potenc encia iall do expl explosi osivo vo sej sejaa trans transfe feri rida da ao me meio io sól sólid idoo em um umaa seqüênci seqüên ciaa de pu puls lsos os em vez vez de um umaa exp expans ansão ão inst instan antân tânea. ea. Essa Essa técn técnic icaa apresenta as seguintes vantagens em relação à técnica do pré-corte com cargas desacopladas ou cargas espaçadas: uso uso de exp explos losiv ivos os com comuns uns (ANF (ANFO) O),, em vez vez de exp explos losiv ivos os esp espec eciai iaiss • utilizados para o pré-corte, traduzindo-se em redução de custo; • obtenção de taludes mais altos e seguros, pela diminuição de fraturas nos bancos; • diminuição dos níveis de vibração do terreno provocado pelo desmonte escultural; • permite usar o mesmo diâmetro de perfuração que é utilizado na produção, evitando-se a necessidade de usar uma segunda perfuratriz.

140

PLANO DE FOGO PARA PARA O PRÉ-CORTE COM O SISTEMA AIR-DECK  AIR-DECK   Regras práticas para o cálculo do desmonte escultural com o sistema AIR DECK 

•

Espaçamento dos furos: furos: (16 a 24) vezes o diâmetro do furo (em metros); metros);

•

Longitude do tampão:

•

Carga de explosivos por furo (Q): (0,4 a 1,4) x H x E (em kg), sendo: H = prof. do furos, E = espaçamento;

•

Distância da linha do pré-corte pré-corte à linha de furos furos mais próxima de produção: produção: 12 vezes o diâmetro do furo (em metros). metros).

(12 a 18) vezes o diâmetro do furo (em metros);

 Exemplo do cálculo do desmonte escultural com o sistema AIR DECK :

Considerando os seguintes seguintes dados na realização realização de um desmonte desmonte escultural com o sistema AIR  DECK: Diâmetro dos furos: 6” = 0,1524 m; Profundidade dos furos (H): 15 m; Número de furos: 17.

Para efeito de cálculo utilizaremos os valores médios das regras práticas na determinação dos seguintes parâmetros: •

Espaçamento entre os furos (E): 20 x 0,1524 = 3,0 m

•

Longitude do tampão tampão (T) ou posição do plugue plugue em relação ao topo do furo: furo: 15 x 0,1524 = 2,3 m

•

Carga de explosivos por furo (Q): (Q):

•

Distância à linha de furos mais próxima de produção: 12 x 0,1524 = 1,8 m

•

Carga total de explosivo: 40,5 kg/furo x 17 furos = 688,5 kg

0,9 x 15 x 3,0

= 40,5 kg

Observações: última linha linha de furos furos de produçã produçãoo (buffer line ) dev devee ter ter sua carga carga • a última reduzi reduzida, da, no míni mínimo mo de de 50%, 50%, para para que que a parede parede do pré-c pré-cort ortee não não seja seja danificada durante a detonação principal; •

noss exem no exempl plos os acim acima, a, os valo valore ress de deve vem m ser ser ajus ajusta tado doss em funç função ão da dass descontinuidad descontinuidades es (falhas, (falhas, juntas, fissuras, fissuras, dobras dobras etc.) apresentadas apresentadas pelas rochas e o tipo de explosivo;

141

•

o sucesso do pré-corte pode ser constatado no campo através da ocorrência das “meias canas” (vestígios dos furos no talude após a detonação);

•

o pré-corte com cargas desacopladas vem caindo em desuso em função do método ser laborioso e apresentar um alto custo de execução em relação ao uso do sistema Air deck;

•

com a introdução do sistema Air deck, as minerações vêm reduzindo seus custos de perfuração e explosivos, no pré-corte, em até 30%, aumentando a segur seguranç ançaa dos ta talud ludes es e dimi diminui nuind ndoo os nívei níveiss de vibr vibraç ação ão do terr terreno eno,, provocados pelo desmonte escultural.

•

O uso da técnica de AIR-DECK no desmonte de produção, além de melhorar 

quantitativamente a fragmentação da rocha, reduz significativamente os problem problemas as ambien ambientai taiss gerados gerados durante durante o desm desmonte onte de rocha (vibraç (vibração ão do terreno, sobrepressão atmosférica e ultralançamento dos fragmentos rochosos).

 Exemplo do cálculo do desmonte de

PRODUÇÃO

o sistema AIR DECK :

Dados do furo: Diâmetro dos furos( φ f ): ): 3” = 0,0762 m; Profundidade dos furos (H): 14 m; Comprimento da carga de fundo (Cf ): ): 0,6 0,6 m (um cartucho cartucho de 2-1/2” x 24”, por por exemplo). exemplo).

Cálculos: tampão (T) ou posição do plugue plugue em relação ao topo do furo: furo: • Longitude do tampão T = 19 x φf  = 19 x 0,0762 = 1,4 m •

Air-Deck - espaço espaço de ar entre entre o plugue e a carga explosiva (AD): 10 x φf  AD = 10 x 0,0762 = 0,8 m

•

Comprimento da carga de coluna de explosivo por furo (C c):

Cc = H – T – Cf  -AD

142

Cc = 14 m – 1,4 – 0,6 - 0,8 m = 11,2 m

 Prof. Valdir Costa e Silva

11. PROBLEMAS AMBIENTAIS GERADOS PELOS DESMONTES DE ROCHAS 11.1 Problemas gerados pelos desmontes de rochas

143

A de deto tona naçã çãoo de um umaa carg cargaa expl explos osiv ivaa cont contid idaa em um furo furo ge gera ra pres pressõ sões es instantâneas instantâneas que podem atingir atingir níveis níveis que variam de 2 a 10 GPa, dependendo das características e quantidades do explosivo utilizado. Parte da energia gerada pelo explosivo vai trabalhar na quebra e lançamento da massa rochosa; outra parte vai passar diretamente diretamente ao maciço rochoso na forma de ondas de choque instáveis, de alta velocidade (body waves), que vai se propagar pelo maciço, sob forma ondulatória, provocando vibrações, até que a energi ener giaa se diss dissip ipe; e; um umaa te terc rcei eira ra pa part rtee da en ener ergi giaa de de deto tona naçã çãoo vai vai ser  ser  tran transmi smititida da à at atmo mosf sfera era,, prov provoca ocando ndo ruíd ruídos os e on onda da aé aére reaa (sobr (sobrepr epres essão são atmosf atmo sfér éric ica) a).. A figur figuraa 39 mo mostr straa os prin princip cipai aiss probl problem emas as ge gera rados dos pe pelos los desmontes de rochas.

Figura 39 - Perturbações originadas pelos pelos desmontes de rochas

Detonações realizadas próximas a locais muitas vezes geram conflitos devido a impactos ambientais. Um dos principais problemas de atrito da comunidade com a mineração é o desmonte de rochas por explosivo. Nestas situações, os responsáveis pelas detonações têm, muitas vezes, pouco o que fazer, pois tentam encontrar um plano de fogo para otimizar o desmonte de rocha sem realizar uma pesquisa, com o uso adequado de instrumentação, para determinar  a influencia de diversos parâmetros nos problemas ambientais gerados pelas detonações com o uso de explosivos.

144

A maioria dos países tem normas locais, que especificam legalmente níveis aceitáveis de vibração do solo provocadas por detonações. Estas normas são baseadas em pesquisas que relacionam o pico da velocidade com os dados estruturai estrut urais. s. No Brasil Brasil a ABNT ABNT (Assoc (Associaçã iaçãoo Brasil Brasileir eiraa de Normas Normas Técnica Técnicas) s) estabeleceu normas, válidas a partir de 31/10/2005, através da ABNT NBR 9653 (Norma (Norma Brasileira Brasileira Registrada), Registrada), para reduzir reduzir os riscos inerentes ao desmonte desmonte de rocha rocha com uso de explosi explosivos vos em min minera erações ções,, est estabel abelecen ecendo do os segu seguint intes es parâmetros a um grau compatível com a tecnologia disponível para a segurança das populações vizinhas: A ABNT NBR 9653:2005 apresenta as seguintes definições: a) velocidade de vibração de partícula de pico : máximo valor instantâneo da velocidade velocidade de uma partícula em um ponto durante um determinado intervalo intervalo de tempo, considerando como sendo o maior valor dentre os valores de pico das componentes componentes de velocidade velocidade de vibração vibração da partícula partícula para o mesmo intervalo intervalo de tempo;

b) velocidade de vibração de partícula resultante de pico (VR): máximo valor  obtido pela soma vetorial das três componentes ortogonais simultâneas de velocidade de vibração de partícula, considerado ao longo de um determinado intervalo de tempo, isto é:

VR 

=

VL

2

+ VT 2 + Vv 2

onde: VL, VT e VV são respectivamente os módulos de velocidade de vibração de partícula, segundo as direções L - longitudinal, T - transversal e V – vertical;

c) pressão acústica: aquela provocada por uma onda de choque aérea com componentes na faixa audível (20 Hz a 20.000 Hz) e não audível, com uma duração menor do que 1 s; d) área de operação : área compreendida pela união da área de licenciamento ambiental mais a área de propriedade da empresa de mineração. e) ultral ultralançam ançamento ento: arr arrem emes esso so de frag agm men enttos de roc ocha ha de deco corr rren ente te do desmonte com uso de explosivos, além da área de operação.

145

f) distância escalonada (DE) ou distância reduzida : calculada através da seguinte expressão e usada para estimar a vibração do terreno:

DE

=

D Q

onde: D é a distância horizontal horizontal entre entre o ponto de medição e o ponto ponto mais próximo próximo da detonação, em metros; Q é a carga máxima de explosivos a ser detonado por espera, em quilogramas.

g) desmonte de rocha com uso de explosivos : operação de arrancamento, fragmen fragmentaç tação, ão, deslocam deslocamento ento e lan lançam çamento ento de rocha rocha medi mediant antee apl aplicaç icação ão de cargas explosivas. Os limites para velocidade de vibração de partícula de pico acima dos quais podem ocorrer danos induzidos por vibrações do terreno são apresentados numericamente na figura 40.

146

Figura 40 – 40 – Limites de velocidade de vibração de partícula de pico por  faixas de freqüências. nível de pressão acústica: a pressão pressão acúst acústic ica, a, medida medida além além da área área de operação, não deve ultrapassar o valor de 100 Pa, o que corresponde a um nível de pressão acústica de 134 dBL pico. ultrala ralanç nçam amen entto nã nãoo deve deve oc ocor orrrer além além da área área de Ultralançamento: o ult operação do empreendimento, respeitadas as normas internas de segurança referentes à operação de desmonte. Na maioria das operações, os níveis de vibrações são mantidos bem abaixo dos critér critérios ios est estabel abeleci ecidos dos para para evi evitar tar dano danos. s. Entret Entretant anto, o, o respeit respeitoo às leis leis não excluem problemas: vibrações dentro de limite legais podem ainda aborrecer  vizinhos. vizinhos. Estes aborrecimentos aborrecimentos poderão induzir induzir a problemas problemas de relacionamento relacionamento com a vizinhança, litígios e fechamento da mina.

147

Situaçõ Situações es excepci excepcionai onaiss: quando por motivo excepcionai, houver o impe impedi dime ment ntoo da real realiz izaç ação ão do mo moni nito tora rame ment ntoo sism sismog ográ ráfifico co , po pode de ser  ser  consider considerada ada atendida atendida essa Norma Norma com relação relação à velocidade velocidade de vibração vibração de partícula de pico, se for obedecida uma distância escalonada que cumpra com as seguintes exigências: DE ≥ 40 m/kg0,5 para D ≤ 300 m

11.2 11.2 Causas Causas dos problema problemass ambientai ambientaiss gerados gerados pelos desmontes desmontes de rochas por explosivos Vibração do terreno Quando um explosivo detona dentro de um furo, ondas de tensão são geradas causando distorções e fissuras no maciço rochoso. Entretanto, imediatamente fora dessa vizinhança, não ocorrem permanente deformações, e sim uma rápida atenuação atenuação das ondas de tensão, fazendo com que o terreno terreno exiba propriedades propriedades elásticas. As vibrações dos terrenos geradas pelo desmontes de rochas por  explosi explosivos vos se transm transmite item m através através dos mat materi eriais ais com comoo onda ondass sísmic sísmicas, as, cuja frente frente de desloca desloca radialm radialmente ente a partir partir do ponto de det detonaç onação. ão. As distinta distintass ondas sísm ondas sísmic icas as se cla class ssifific icam am em doi doiss grupo grupos: s: “onda “ondass inte intern rnas” as” e “ond “ondas as superficiais”. O primeiro tipo de onda interna é denominada “Primária ou de Compressão”, figura 41 - (a). Estas ondas se propagam dentro dos materiais, produzindo alternadamente compressões e rarefações e dando lugar a um movimento das part pa rtíc ícul ulas as na dire direçã çãoo de prop propag agaç ação ão da dass on onda das. s. São São as ma mais is rápi rápida dass e produzem troca de volumes, sem troca de forma, no material através do qual se movimentam. (O segundo tipo é constituído constituído das “Ondas Transversais Transversais ou de Cisalhamento-S”, Cisalhamento-S”, figura 41 - b), que dão lugar a um movimento das partículas perpendicular a direção de propagação da onda.

148

Os materiais submetidos a esses tipos de onda experimentam trocas de forma e não de volume. a)

 b)

Figura 41 - Efeito das das ondas ondas “P” e “S” sobre as estruturas.

As ondas do tipo superficial que são geradas pelos desmontes de rochas são: as Ondas Rayleigh-R e as Ondas Love-Q. Outros tipos de ondas superficiais são as ondas Canal e as Ondas Stonelly. Na prática, a velocidade velocidade de pressão das ondas transversais transversais é da ordem de 50 a 60% da velocidade das ondas compressionais.

Sobrepressão atmosférica e ruído Sempre Sempre que um explosivo explosivo é detonado detonado ondas transie transientes ntes de pressões pressões são geradas. Como o ar é compressível, absorve parte da energia da onda de

149

pressão, pressão, à medida que essas ondas passam de um ponto a outro, a pressão do ar aum aument entaa rapi rapidam dament entee a um val valor or acim acimaa da pres pressão são atmo atmosfé sféri rica. ca. Antes Antes dessas ondas retornarem a um valor abaixo da pressão atmosférica as mesmas sofrem uma uma série de oscilações. oscilações. A pressão máxima, máxima, isto isto é, acima do valor valor da pressão atmosférica, é conhecida como sobrepressão sobrepressão atmosférica atmosférica ou sopro

de ar . Essas pressões compreendem energia em diferentes faixas de freqüências. A sobrepressão atmosférica que se transforma com a distância em relação à detonação, ao atingir a freqüência acima de 20 Hz é perceptível pela audição humana na forma de ruído, já os valores abaixo de 20 Hz são imperceptíveis, entretanto, eles podem causar uma concussão nas residências. A sobrepressão atmosférica e o ruído são medidos em decibéis (dB) ou pascal (Pa). A sobrepressão atmosférica contém uma considerável quantidade de energia de baixa bai xa freqü freqüênc ência ia qu quee pod podee chega chegarr a produ produzir zir dan danos os dire diretam tament entee sob sobre re as estruturas, entretanto são mais comuns as vibrações de alfa freqüência que se manifestam como ruído das janelas, portas etc. A sobrepre sobrepressão ssão atm atmosfé osféric ricaa de baixa baixa freqüên freqüência cia ao atingir atingir uma residên residência cia prov provoca oca vibr vibraçõ ações es nas est estrut rutura uras. s. Se a vibr vibraçã açãoo induz induzid idaa é de suf sufic icie ient ntee magnitude será percebida pelos ocupantes da residência podendo causar danos materiais. Os elem element entos os flex flexív ívei eiss de um umaa resi residên dênci ciaa (pare (paredes des,, piso pisos, s, teto teto etc. etc.)) e os objetos fixados aos mesmos (quadros, lustres, persianas, móveis, louças etc.) são muito sensíveis sensíveis as sobrepressões sobrepressões atmosféricas. atmosféricas. Muitas vezes a intensidade intensidade da sobrepressão é percebida pelos residentes através de objetos situados nas mesas, armários, armários, estante, estante, quando quando estes começam começam a vibrar, vibrar, ocorrendo ocorrendo assim uma vibração vibração secundária, secundária, provocando provocando a reação imediata imediata dos dos ocupantes ocupantes das residências. Causas da sobrepressão atmosférica As sobrepressões atmosféricas, decorrente das atividades dos desmontes de rocha por explosivo, são causadas pela movimentação da rocha, emissão dos tampões, emissão dos gases através dos tampões e fendas da rocha, colisão

150

dos fragmentos projetados, afastamentos incorretos e a falta de cobertura dos cordéis detonantes como mostra a figura 42.

Figura 42 - Fontes de ondas aéreas aéreas nos desmonte.

Os gradientes do vento e as inversões de temperatura podem afetar os níveis da sobrepressão atmosférica. Coberturas de nuvens também podem causar a reflexão reflexão da onda de pressão de volta para a superfície a uma certa distância distância do local do desmonte. A topografia e a geometria das formações geológicas podem conduzir a reflexão e concentração de frentes de ondas em determinados pontos.

Ultralançamento dos fragmentos rochosos O ultralançamento ultralançamento é o lançamento indesejável de fragmentos rochosos da área de desmonte, representando representando um grande perigo para as pessoas que vivem fora do limite da mina. Quando o afastamento da frente de uma bancada é inadequado ou quando a coluna de tamponamento é muito curta, uma cratera é formada e a rocha é ejetada da cratera e pode ser arremessada a uma distância ejetada distância considerável, como é mostrado na figura 43.

151

Figura

43:

Causas

dos

ultr ultral alan ança çame ment ntos os

dos dos

 fragmentos rochosos.

Continuação da Figura 43.

A

continuação

da

figur figuraa 43 mo most stra ra qu quee o ultr ultral alanç ançame amento nto pod podee ser causa causado do pel pelaa incl inclina inação ção incorreta da perfuração e por condições que permitam a fuga de gases explosivos ao longo da descontinuidade do maciço rochoso ou uma alta concentração de explosivo em virtude da presença de vazios (cavernas) na rocha.

152

11.3 Variáveis que afetam as características das vibrações

- Geologia local e características das rochas - Massa da carga operante - Distância ao ponto do desmonte

11.4 Medida da da velocidade de vibração do terreno A velo veloci cida dade de de vibr vibraç ação ão prov proven enie ient ntee de um umaa deto detona naçã çãoo é dire direta tame ment ntee prop propor orci cion onal al à en ener ergi giaa de dese senv nvol olvi vida da du dura rant ntee a reaç reação ão do expl explos osiv ivoo e, conseque consequente ntement mente, e, da quan quantid tidade ade de explosiv explosivos os utiliz utilizados ados,, e inv invers ersamen amente te proporcional à distância do sensor ao ponto do desmonte. A fim de se estudar o comportamento comportamento do terreno é necessário necessário realizar realizar um certo certo número número de testes, testes, através da medida da velocidade de vibração do terreno em diferentes pontos, com o uso de sismógrafo. Das três propriedades mais facilmente mensuráveis das ondas de tensão, que são ace acele lera ração ção,, vel veloci ocidad dadee e de deslo sloca camen mento to,, é de conse consenso nso geral geral que a velocidade pode ser correlacionada de maneira mais imediata a danos em estruturas. A onda de tensão possui três componentes - vertical, longitudinal (radi (radial) al) e tran transve svers rsal, al, sendo sendo ne neces cessár sária ia à me medi dição ção das três três comp compone onente ntess devendo-se usar a maior delas, denominada de Velocidade do Pico de Vibração da Partícula ou PPV (Peak Particle Velocity ), ), para avaliar o potencial do dano. A velo veloci cidad dadee de partí partícu cula la é a me medid didaa da velo velocid cidade ade de partí partícu cula la do terr terreno eno durante a passagem da onda de vibração, e não a velocidade da onda em si. Na prática prática,, a lei lei de atenuaç atenuação ão da vibraç vibração ão dos terr terreno enos, s, que rela relaci ciona ona a velocidade de partícula com a distância escalonada, seguinte expressão (Berta, 1994):

V

 = k  

  Q 

D

−m

 D

Q

, é regida pela

153

onde: V D

= =

velocidade de vibração da partícula (mm/s); distância do local do desmonte até o ponto de registro (m);

Q Kem

= carga máxima por retardo (kg); = constantes constantes que dependem do tipo de desmont desmonte, e, tipo de explosivo, explosivo,

da homogeneidade homogeneidade da rocha e da presença de juntas, falhas, falhas, fendas etc. No gráfico da figura 44 o valor de m corresponde a inclinação da reta, e k  é o ponto onde a reta intercepta o eixo das ordenadas.

154

Figura 44 - Gráfico da Lei de de Atenuação da Vibração do Terreno

155

Tem sido observado que os valores de k  e m variam consideravelment consideravelmentee de um local para outro, por isso as medições de vibração são úteis em situações críticas, críticas, a menos que restrições restrições conservadoras sejam aplicadas para a escolha da carga máxima por espera. Se este gráfico indicar que o nível de vibração está se aproximando do limiar de dano, então seria prudente a realização dos testes de desmontes e medições de níveis de vibração produzidos. O uso do sism sismógr ógraf afoo permi permite te levan levanta tarr os segui seguint ntes es da dados dos:: de deslo sloca came mento nto,, velocidade, aceleração e freqüência freqüência de vibração do terreno, terreno, pulsos de ar etc.

Exemplo de aplicação da lei de atenuação Um plano de fogo consiste de 20 furos, 114 kg de explosivos por furo. A carga total é de 2280 kg iniciada instantaneamente. A 305 m o provável nível de vibração pode ser calculado.

 Número de furos iniciados instantaneamente −1, 6

  D  V  =320    Q  

−1, 6

 305  =320    2280 

=16 ,5 mm /  s

Caso fosse utilizado um retardo entre as linhas, a carga máxima por espera passaria passaria a ser de 1140kg (10 furos x 114 kg). Dessa Dessa forma a nova velocidade velocidade de vibração seria de:   D V  =320    Q

−1, 6

   

11.5 Distância Reduzida (DR)

−1, 6

 305  =320    1140 

=9,5 mm /  s

156

A distância reduzida é um desenvolvimento da lei de propagação da United Stat States es Bure Bureau au of Mine Miness (USB (USBM) M),, e const constititui ui um me meio io prát prátic icoo e efet efetiv ivoo no controle da vibração. A distância reduzida é definida pela relação:  D

 D R =

Q

Exemplo: Assuma que um valor seguro seguro (imposto (imposto por lei) seja de DR = 60. Uma pedreira pedreira normalm normalmente ente usa uma carga carga máxima máxima de 350 kg por espera. Uma Uma nova casa está sendo construída a uma distância de 300 m do local do desmonte. As condições de desmonte são seguras?

 D R =

 D Q

=

300 350

= 16

Sendo 16 < 60, o desmonte não será seguro, pois, existe a probabilidade de danos. A que distância ou qual a carga máxima por espera que deve ser utiliza para satisfazer o padrão legal de segurança? •

Cálculo da distância, assumindo uma carga máxima de 350 Kg: 60 =

•

 D

= 1 1 2 2m

3 50

Cálculo da carga máxima por espera, assumindo uma distância de 300 m: 60 =

300

Q

=

2 5 kg 

Basicamente, um desmonte de rochas com a utilização de explosivos, tendo em vista o seu controle ambiental, deve passar, então, por etapas básicas:  reconhecimento geológico;  

estabelecimento de cargas iniciais; instrumentação sísmica, ajustes de campo em detonações bem projetadas com relação à vibrações pelo terreno, são suficientes para se trabalhar com baixos níveis de impacto de ar.

157

Dentre estes ajustes, citamos:  procurar não dirigir a frente de detonação para o receptor passível de dano; 

malhas de perfuração perfeitamente demarcadas e perfuradas evitando-se a ocorrência dos repés;



iniciar a detonação sempre no mesmo horário e com o menor número de furos possível;

 

considerar as condições meteorológicas; cuidado com os acessórios de iniciação. Usar os tubos de choque (Nonel,



Brinel, Exel) em vez dos cordéis detonantes; usar tempo de retardos convenientes;

 

diminuir o número de detonações/semana; manter uma boa política de relacionamento com a vizinhança;



estabelecer um programa de monitoramento das velocidades e freqüências de vibração do terreno, bem como da sobrepressão atmosférica;



utilizar o Laser Profile e o BoreTrak na verificação da qualidade da perfuração;



possuir uma boa supervisão dos desmontes de rochas (perfuração, carregamento, amarração dos furos, limpeza da face etc.).

 Prof. Valdir Costa e Silva

12. DESMONTE SUBAQUÁTICO 12.1 CONDIÇÕES DE APLICABILIDADE

158

Os desmontes subaquáticos ou submarinos se aplicam se aplicam a diversos tipos de obras, tais como: desmontes desmont es de trincheiras, trincheiras, através através de rios, para a colocação de tubulações tubulações e -

cabos; demolição de destroços de embarcações; abertura de canais através de recifes, rochas expostas e banco de areia; desenvolvimento e melhoramento de docas; instalação de oleodutos, gasodutos e cabos de comunicação; tomada d’água para centrais elétricas e fábricas; escavação para concretagem nas obras civis; explotação de jazimentos consolidados.

12.2 FATORES FATORES QUE QUE DEVEM DEVEM SER SER CONSI CONSIDERAD DERADOS OS PARA PARA A BOA BOA EXECUÇÃO DESTE TIPO DE DESMONTE -

a perfuração e carregamento dos furos se realizam na maioria dos casos desde a superfície e com equipamentos especiais;

-

os consumos específicos de explosivo são de 3 a 6 vezes maiores que os utilizados em desmonte a céu aberto;

-

os resultados em cada um dos desmontes devem ser satisfatórios, pois, a fragmentação secundária é difícil e onerosa;

-

os explosivos e os sistemas de iniciação têm que ser resistentes a água e a pressão hidrostática;

-

os efeitos ambientais perturbadores são mais acentuados, pois as vibrações terrestres são acompanhadas de baixa freqüência, e a onda de choque hidráulica tem um raio de ação maior.

As provisões especiais relacionados com o desmonte submarino incluem: o efeito da onda de choque transmitida através da água próxima à -

instalações: o efeito da pressão hidrostática;

-

necessidade de explosivos com alta resistência à água;

159 -

dificuldade de colocação dos equipamentos;

-

a subperfuração deve ser adequada; para evitar a deposição da areia, as cargas devem ser detonadas logo que

-

possível; uso de sistemas de iniciação seguros e confiáveis;

-

manter as vibrações e as ondas de choque da água em níveis controláveis, através do uso de produtos adequados e esquemas de retardos bem planejados.

Os métodos principais de desmonte subaquático são: perfuração e desmonte através de um aterro (figura 44); -

perfuração e desmonte a partir de uma plataforma (figura 45); perfuração e desmonte utilizando mergulhadores (figura 46);

-

desmonte com cargas pré-moldadas (figura 47).

-

Figura 44 - Perfuração e desmonte através de um aterro

160

Figura 45 - Perfuração e desmonte a partir de uma plataforma

 Prof. Valdir Costa e Silva

Figura 46 - Perfuração e desmonte utilizando mergulhadores

161

Figura 47 – Desmonte Subaquático utilizando cargas ocas

12.3 CÁLCULO DE CARGAS CARGAS E ESQUEMAS DE PERFURAÇÃO As dife difere renç nças as bá bási sica cass en entr tree um de desm smon onte te a céu céu ab aber erto to e um de desm smon onte te subaquático reside no fato que, geralmente, no último só se dispõe de uma face livre, livre, a água e a areia areia exercem exercem um empuxo empuxo ou pressão, pressão, e que os erros de emboque e desvios na perfuração podem provocar uma má ruptura da rocha, bem como e a transmissão da detonação entre as cargas. a) Para o cálculo cálculo da razão razão de carregamento carregamento (RC) (RC) as seguintes seguintes fórmulas fórmulas podem podem ser utilizadas: RCinclinados = 1,00 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR 

RCverticais = 1,10 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR 

Onde: RCinlinados = razão de carregamento quando os furos forem inclinados; RCverticais = razão de carregamento quando os furos forem verticais; HA = altura da lâmina d’água; HC = altura do capeamento; HR = altura da rocha. b) Ra Razão zão lin linear ear da da carga carga (RL) (RL)

RL =

π  d e

2

4000

x

ρ e

162

c) Superf Superfíci íciee efetiva efetiva de arran arranque que (SEA) (SEA)

SEA

=

RL RC

d) Esquema Esquema de perfu perfuraçã raçãoo – Malha ut utili ilizada zada (A x E) E) Neste caso utiliza-se a malha quadrada:

A

=

E

=

SEA

e) Subpe Subperf rfur uraçã açãoo (S) (S) A tabela 17 pode ser utilizada para o cálculo da Subperfuração. Tabela 17 – Determinação da Subperfuração em função do afastamento Ângulo da ruptura Subperfuração (m)

0° 0,70A

10° 0,88A

20° A

f) Tampão (T)

T

=

A 3

g) Ca Carg rgaa por por fur furoo (CF) (CF) CF = RL (Hf  - T)

Exemplo Deseja-se Deseja-se efetuar um desmonte subaquático subaquático de um banco de rocha de 12 m de altura que se encontra debaixo de uma lâmina d’água de 15 m e com um

163

capeamento de 2 m de altura. O diâmetro de perfuração é de 100 mm e se dispõe de uma carregadeira pneumática com a qual o explosivos alcança uma densidade dentro do furo de 1,3 g/cm3. A perfuração foi efetuada com um angulo de 0° em relação à vertical.

a) Cálculo Cálculo da da razão razão de carr carregam egamento ento (RC) (RC) RCvertical = 1,10 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR RCvertical = 1,10 + 0,01 x 15 + 0,02 x 2 + 0,03 x 12 = 1,65 kg/m3

b) Razão Razão linear linear de de carreg carregamen amento to (RL) (RL) RL

=

π  d e

2

4000

x ρ e

=

3,14 (100) 2

x 1,3

4000

=

10,21 kg / m

c) Superfície efetiva de arranque (SEA) SEA SE A

=

RL RC

=

10, 21 kg / m 1,65 kg / m

=

3

6,19 m 2

d) Afastamento (A) e Espaçamento (E) A

=

E

=

SEA

=

6,19

=

2,5 m

e) Subperfuração (S) S = 0,70A = 0,70 x 2,5 m = 1,8 m f) Tampão (T)

T = A/3 = 2,5 m/3 = 0,8 m g) Profundidade do furo (Hf )

Hf  = HR + S = 5 m + 1,8 m = 6,8 m

164

h) Carga por furo (CF)

CF = RL (Hf  - T) = 10,21 x (6,8 – 0,8) = 61,26 kg

 Prof. Valdir Costa e Silva

13. DESMONTES EM RAMPAS

O contínuo aprofundamento das explotações a céu aberto obriga a execução de rampas cada vez que se inicia a abertura de um novo nível. Difere dos desmontes em bancadas pelo fato da face livre ser horizontal. Os furos são orientados orientados perpendicularmente perpendicularmente à face livre e o movimento dos fragmentos fragmentos é cont contra ra a gravi gravidad dade. e. Será Será assum assumid idoo qu quee os diâm diâmetr etros os do doss furo fuross para para a abertura da rampa serão os mesmos utilizados nas bancadas. Técnicas de desmonte escultural serão utilizadas quando a rampa fizer parte da parede final. A figura 48 mostra um esquema representando a abertura de uma rampa.

Prof. do corte

Altura do banco

165

Figuras 48 – Variáveis da abertura de uma rampa

Uma certa quantidade de subperfuração subperfuração deve ser util utilizada izada para garantir que a eventual rampa satisfaça a inclinação desejada. A seqüência de iniciação deve garantir que ocorra um movimento suficiente da rocha antes da detonação dos próximos furos.

-

Para a abertura de rampa os seguintes parâmetros devem ser definidos: profundidade da perfuração;

-

malha (Afastamento x Espaçamento); carga do furo;

-

seqüência de iniciação.

-

Neste cálculo 3 zonas de desmonte serão diferenciadas: a) ZONA ZONA DE DETONA DETONAÇÃO ÇÃO PROFUN PROFUNDA DA A zona de detonação da bancada é caracteriza pela altura da bancada (H), conf confor orme me ilus ilustr trad adaa na figu figura ra 49 49.. Ne Ness ssaa zona zona as segu seguin inte tess fórm fórmul ulas as são são utilizadas: E

A

A

S

Figura 49 – Zona de Detonação Profunda A = K ADe

;

E = K E A

;

S = K SA

;

T = K T A

166

Onde: A = afastamento; E = Espaçamento; S = Subperfuração; T = tampão; KA = constante relacionando o afastamento e o diâmetro do furo; KE = constante relacionando o espaçamento e o afastamento; KS = constante relacionando a subperfuração e o afastamento; KT = constante relacionando o tampão e o afastamento. Mas A = S/KS = mS onde m = constante de proporcionalidade = 1/KS. A distância (LD) do início da rampa até quando a mesma atinge uma profundidade (H), pode ser calculada por: onde G = inclinação da rampa.

LD = H / G

B) ZONA ZONA RASA RASA A zona rasa figura 50 é definida como a região de corte controlada tanto pela mínima mínim a dimensão da malha, como pela mínima perfuração. A profundidade dos furos e o tamanho da carga são constantes nesta região (figura 51). Zona Rasa

Zona Profunda

S

Figura 50 – Localização da Zona Rasa e Profunda.

S’

167

Figura 51 – Detalhe da carga na Zona Rasa

No cálculo utilizaremos as seguintes simplificações: 1) O topo da carga carga é colocado colocado no nível do greide greide desej desejado. ado. A profund profundidad idadee do corte (H’) é igual ao comprimento do tampão (T); 2) A relação entre a profundidade do corte (H’), o comprimento da carga (S’) e o

diâmetro do explosivo (De) é dada por:

 H' + S'   =    2    

 De       2  

19 

3) Normalmente, nessa região, explosivos encartuchados são utilizado em vez

de explosivos bombeados. O comprimento comprimento S’, para um único cartucho, pode ser expresso em função do diâmetro do explosivo (De) do do cart cartucho ucho:: S’ = KeDe, onde K é a relação entre o comprimento e diâmetro do explosivo encartuchado utilizado. Depende do tipo e do adensamento do explosivo utilizado. Para furos com diâmetro ≥ 8”, Ke varia de 2 a 3. Assumiremos um valor  médio de 2,5, teremos: S’ = 2,5De

4) O afasta afastamento mento (A’) é relaciona relacionado do com com a Subperfuração Subperfuração (S’): A = mS

Combinando a equação do item 1 com a do item 3, teremos: O comprimento da região rasa será (L R ):

LR  = H’/G

H’ = 8,3De

168

C) ZONA ZONA DE DE TRAN TRANSIÇ SIÇÃO ÃO O comprimento da região de transição (L T) - figura 52 - é dado por: LT = LD - LS Rasa

Profunda

Transição S’

ST

S

Figura 52 – Detalhes das Zonas de uma rampa. Utilizando a semelhança de triângulo da figura 52 demonstra-se que:

( H' + S') ( L S + X)

=

( H + S) (LD

+

X)

=

( Ht + S T ) ( L t + X)

=

K

Resolvendo a equação em função de X - distância horizontal entre a linha teórica dos fundos dos furos e o começo da rampa -, teremos:

X

( H' + S') L D − (H + S) L S  =    (H + S) − (H' + S') 

A subperfuração (ST), em qualquer ponto (L T) na zona de transição, pode ser  determinada usando a seguinte expressão: ST = K(LT + X) - HT

HT = LT x G

AT = mST

Exemplo A seguir são mostrados os dados do desmonte de produção de uma certa mina. Diâmetro de perfuração (De) = 025 m = 9 7/8” -

-

Explosivo utilizado = ANFO; Densidade do ANFO = 850 kg/m3 Malha utilizada ( A x E ) = 7 m x 7 m

-

Subperfuração (S) = 1,8 m Altura do banco (H) = 12 m

-

Tampão (T) = 4,5 m

-

169 -

Comprimento da carga = 9,3 m

Quantidade de explosivo por furo = 391 kg A fragmentação do desmonte de produção é bastante utilizando esses

-

parâmetros no plano de fogo. A partir dessas informações iremos projetar uma rampa de 30 m de largura com uma inclinação de 8% (G = 0,08) da superfície até uma profundidade de 12 m.

Etapa 1. Cálculo e resumo das variáveis da zona profunda. H = 12 m LD = H / G = 12 m / 0,08 = 150 m De = 0,25 m; A = E = 7 m; S = 1,8 m LD = A / De = 7m / 0,25 m = 28 KS = S / A = 1,8 m / 7 m = 0,26 KT = T / A = 4,5 m / 7 m = 0,64 m = A / S = 7 m / 1,8 m = 3,89

Etapa 2. Cálculo e resumo das variáveis da zona rasa. S’ = 2,4De = 2,4 x 0,25 m = 0,60 m H’ = 8,3De = 8,3 x 0,25 m = 2,08 m LS = H’ / G = 2,08 m / 0,08 = 26 m A’ ≅ S’ x m = 0,6 m x 3,89 = 2,3 m

Etapa 3. Cálculo e resumo das variáveis da zona de transição. LT = LD - LS = 150 m - 26 m = 124 1 24 m X X

− ( H + S) L  ((2H,0' 8++S0'),L 6)D150 − (12 + 1,8S) 26  =   = =  ( H S ) ( H '0+ S '0 ) + −    ( ) ( ) 1 2 + 1 , 8 − 2 , 8 + , 6 

K

=

H+S LD

+X

=

12 + 1,8 150 150

+ 3,88

=

0,09

3,88 m

170

Etapa 4. Os valores para qualquer ponto da zona de transição podem ser  calculados. A distância LD = 50 m será selecionada como exemplo. Lt = 50 m Ht = Lt x G = 50 m x 0,08 = 4 m St = K x (L t + X) - Ht = 0,09 (50 m + 3,88 m) - 4 m = 0,85 m At = mJt = 3,89 x 0,85 m = 3,31 m Este processo pode ser repetido para qualquer ponto desejado dentro da zoa de transição. ábaco da figura figura 53, desenv desenvolv olvido ido por Chung, Chung, pode ser utili utilizad zadoo para para Etapa 5. O ábaco simp simpli lifi ficar car o proc proces esso so de cálc cálcul ulo. o. Cont Contém ém 4 esca escala las: s: dist distânc ância ia hori horizo zont ntal al (L); (L);  profundidade de escavação (H); subperfuração (S); afastamento e espaçamento. Para demonstrá-lo vamos desenhar uma linha através do ponto que representa a distância horizontal de 50 m e o alinhamento no ponto P. A linha intercepta as outras 3 escalas dando as seguintes variáveis: H = 4m; S = 0,85 m e A = 3,3 m. Distância Horizontal L (m) Prof. do corte H (m)

Subperfuração S (m)

E (m) e A (m)

Figura 53 – Ábaco de Chung para o cálculo das variáveis de uma rampa

Etapa 6. O ábaco da figura 53 será utilizado.

171

A abertura da rampa é dividida em duas partes. A primeira parte apresenta uma extensão de 0 a 80 m, enquanto a segunda parte está compreendida no intervalo intervalo de 80 m até 150 m. A profundida profundidade de da escavação da rampa rampa é de 30 m. Embo Embora ra exis exista tam m ou outr tras as comb combin inaç açõe õess qu quee po pode dem m ser ser util utiliz izad adas as,, as dimensões inteiras serão usadas o máximo possível para o afastamento e o espaçamento. No término da escavação o afastamento e o espaçamento são de 7 m. Na zona rasa eles são de 2 m. O projeto projeto real envolv envolvee uma transiçã transiçãoo de uma malha de 7 m x 7 m, até uma malha de 2 m x 2 m. Em primeiro lugar determinaremos a distância horizontal na qual a malha é consttan cons antte. É ne nece cess ssár ário io o us usoo do bo bom m se sens nsoo ne nest staa etap etapa. a. Linha inhass correspondendo correspondendo aos afastamentos afastamentos de 6,5; 5,5; 4,5; 3,5 e 2,5 m são traçadas no ponto de alinham ponto alinhamento ento.. As correspo correspondes ndestes tes dis distân tâncias cias são apresen apresentada tadass na tabela 18. Tabela 18 - Afastamentos em função da distância horizontal ao longo da escavação. escavação. Afastamento (m) Distância Horizontal (m) 6,5 136 5,5 110 4,5 81 3,5 53 2,5 26

Distância Horizontal (m)

Distância Horizontal (m)

172

Distância Horizontal (m)

Etapa 7. Determinação da profundidade da perfuração para cada malha. Essas profundidades profundidades são selecionadas selecionadas da mesma maneira tal como para o furo mais profundo (profundidade do corte + subperfuração) usando o ábaco. Os resultados são mostrados na tabela 19 e na figura 53. Tabela 19 - Profundidade dos furos para diferentes diferentes malhas. Malha (m x m) 7 x 7 6 x 6 5 x 5 4 x 4 3 x 3 2 x 2

Profundidade do furo (m) 13,8 12,4 10,2 7,8 5,3 3,1

Distância Horizontal (m)

Profundidade

173

Figura 88 – Resumo do cálculo do plano de fogo da rampa

Figura 63 - Distâncias horizontais e profundidades fIGURA Figura 53 – Resultado do plano de fogo para a abertura da rampa

Etapa 8. Determinação da quantidade de explosivos a ser colocado em cada furo. Na profundidade do corte (malha de 7 m x 7 m) o comprimento do tampão no fu furo ro é igua iguall a 0, 0,64 64A. A. Co Cons nsid ider eran ando do qu quee o furo furo é carr carreg egad adoo com com ANFO ANFO bombeado, a quantidade de explosivo (Q) será: Q

=

π  

4

2

D e ( H + S − T ) 850 850

=

3,14 ( 0,25) 2 (12 + 1,8 − 4,5 ) x 850 850 4

= 388 388 kg

O comprimento da coluna de explosivo é de 9,3 m. Na zona rasa (malha de 2 m x 2 m) um único cartucho de (0,203 m) 8” em diâmetro e 0,409 m (19”) de comprimento será utilizado em cada furo. A Q

=

π 

4

850 ) d 2 L ( 850

=

3,14 2 ( 0,203 203 ) ( 0,490 490 ) x 850 850 4

=

13,5 kg

quantidade de explosivo (Q) será:

O comprimen comprimento to da carga de explosi explosivo vo é de 0,32 m. A tabela tabela 20 mos mostra tra as massas das cargas para cada malha definida. Tabela 20 - Comprimento e massa massa das cargas para diferentes malhas Malha (A x E) (kg) 7 6 5 4

Comprimento da carga (m) 9,3 5,0 1,8 0,7

Massa da Carga 391 210 76 29

174

3 2

0,4 0,3

17 13

Etapa 8. Determinação da seqüência de iniciação. O desmonte da escavação pode ser detonado em único tiro ou em seções. A vantagem de um único tiro é que os distúrbios na cava são minimizados. Entretanto, existe a necessidade da utilização de uma grande quantidade de retardos para evitar que uma grande carga por espera provoque uma grande vibração do maciço. A figura 54 mostra a seqüência recomendada por Chung para um desmonte entre 50 e 150 m.

Retardos

Iniciação

Figura 89 – Esquema de iniciação da rampa.

Figura 54 – Seqüência recomendada por Chung

Neste caso serão utilizados retardos “osso de cachorro” com cordel detonante, e iniciando o desmonte na zona mais profunda para criar um vazio que sirva de pilão. Chung sugere os seguintes intervalos de tempo de retardo entre as linhas: -

zona profunda: 25 ms; zona rasa: 15 ms.

A figura 55 mostra ao método de amarração para a rampa na qual um lado será parte permanente da cava.

175

Figura 55 – Método de amarração quando a rampa é parte permanente da cava.

Os furos ao longo da linha da parede da cava a ser controlada devem: -

serem perfurados até o final do greide; não mais do que 1/3 da carga normal deve ser usada nesses furos.

Para reduzir a vibração na parede, retardos de 15 ms devem ser colocados em cada linha. A combinação de retardos de superfície e de dentro do furo podem ser utilizados.

 Prof. Valdir Costa e Silva

14. ESCAVAÇÃO DE RODOVIAS E AUTOPISTAS Na escavação de rodovias e autopistas os seguintes tipos de desmontes são necessários: em trincheira (1) e a meia encosta (2), como ilustrados na figura 56.

176

Figura 56 – Escavação em trincheira (1) e a meia encosta (2)

Os desmontes em ambos os casos podem ser realizados de uma única vez, entretanto entret anto quando quando as altura alturass são grandes grandes (> 15 m) recomen recomenda-se da-se efetu efetuar ar a escavação escavação por fase. Outros fatores fatores que podem influenciar influenciar na execução da obra são: segurança na operação; -

limitação das perturbações ambientais (onda aérea e vibrações); velocidade de avanço;

-

dimensões dos equipamentos de carregamento e transporte.

-

Dada a Dada impo import rtân ânci ciaa da esta estabi bililida dade de da roch rochaa no noss talu talude dess resi residu duai ais, s, espec esp ecia ialm lment entee em altu altura rass ele elevad vadas as,, é norma normall term termin inar ar a escava escavação ção com com desmonte de contorno, desmonte contorno, o qual constitui constitui outra razão para limitar a altura do corte entre 10-12 m pela necessidade de manter a precisão da perfuração. Valdiros Costa e Silva Os diâmetros de perfuração oscilam entre 65 e 125 mm. É habitual Prof. realizar desmontes com diâmetros de entre 89 e 125 mm e os de contorno entre 65 e 75

mm. Como o diâmet diâmetro ro de perfuração perfuração é infl influenciado uenciado pela altura do banco, devese utilizar a seguinte seguinte relação na seleção do diâmetro (D) ou da profundidade da escavação (H): D = H/60 .

Longitude da Perfuração. As longitudes dos furos (L) dependem da altura do banco, da inclinação - que varia de 15 a 20° - e da subperfuração em função da resistência da rocha:

L

Onde:

=

H + 1 − α    x S cos cos α    100 100 

177 α

= ângulo em relação à vertical, em graus;

H = altura do banco (m); S = subperfuração (m), estimada a partir da tabela 21. Tabela 21 - Subperfuração da rocha em função da resistência resistência da rocha Resistência da rocha à compressão simples (MPa) Subperfuração (m)

Branda < 70 10D

Média Dura Muito Dura 70 – 120 120 – 180 > 180 11D 12D 12D

Distribuição da carga e tampão Nesse tipo de desmonte utilizam-se colunas de explosivos seletivas com carga de fundo de explosivos gelatinosos ou emulsões e cargas de coluna de ANFO. Na tabela 22 são indicadas indicadas as longitudes longitudes recomendadas recomendadas das cargas de fundo e tampão (T) para diferentes diferentes tipos tipos de rocha. As alturas alturas da carga de coluna coluna são calculadas calculadas pela diferença entre as longitudes longitudes dos furos e a soma das cargas de fundo e dos tampões. Tabela 22 - Longitude do tampão da rocha em função da resistência resistência da rocha Resistência da rocha à Branda < 70 compressão simples (MPa) 30D Longitude da carga de fundo - Lf  35D Tampão – T (m)

Média 70 - 120 35D 34D

Dura Muito Dura 120 – 180 > 180 40D 46D 32D 30D

Esquemas de perfuração. São sempre realizadas com furos verticais, e conforme seja a relação “H/D” dois casos se distinguem: 100D. É mais habitual para bancos de 10 a 12 m de altura. Os a) Se H > 100D valores valores do afast afastamento amento (A) e do Espaçamento (E) são calculados a partir da tabela 23. Tabela 23 - Afastamento e Espaçamento da rocha em função da resistência da rocha Resistência da rocha à compressão simples (MPa)

Branda < 70

Média 70 - 120

Dura Muito Dura 120 – 180 > 180

178

Afastamento – A (m) (m) Espaçamento – E (m)

39D 51D

37D 47D

35D 43D

33D 38D

 b) Se H < 100D. Nestes casos o afastamento a fastamento é calculado a partir da expressão:

A

  =  E  A

x

  Q f   H x CE   cos α  

0,5

Esquema de iniciação. Os esquemas mais utilizados são os retangulares (figura 57) ou triângulos equiláteros (figuras 58 e 59).

Figura 57 – Malha retangular com seqüência de iniciação em “V1”

179

Figura 58 – Malha estagiada com seqüência de iniciação iniciação em “V1”

 Prof. Valdir Costa e Silva

Figura 59 – Malha estagiada com seqüência seqüência de iniciação em “V”

Figura 60 – Malha estagiada com seqüência de iniciação iniciação em linha

Exemplo Uma empreiteira responsável pela construção de uma rodovia fará fará a escavação de uma trincheira. O canteiro de obra dispõe de um ROCK DRILL que executa furos de 76 mm (0,0706 m). A trincheira trincheira apresenta as seguintes seguintes características: características: furos verticais, altura do banco 12 m, extensão de 25 m e largura de 10 m. A resistência à compressão simples da rocha é de 150 MPa. Na carga de fundo será utilizado utilizado emulsão encartuchada encartuchada (2 ½” x 24”) , e na carga de coluna ANFO, cuja razão linear (RL) será de 3,85 kg/m. Em função desses dados elabore o plano de fogo.

180

a) Determinação da subperfuração (S), pela tabela 21.

S = 12D = 12 x 0,0706 m ⇒ S = 0,8 m b)

Longi Lon gitu tude de do fu furo ro (L) L

=

H α   xS + 1 − cos cos α   100 

=

12 m cos cos 0 0

0  x 0,8 ⇒ + 1 −  100 

L = 12,8 m

c) Longitude da carga de fundo (Lf  ) e Tampão (T), pela tabela 22.

Lf  = 40D = 40 x 0,0706 m ⇒ Lf  = 2,8 m T = 32D = 32 x 0,0706 m ⇒ T = 2,3 m d) Afasta Afastament mentoo (A) e Espaçam Espaçamento ento (E). (E). Como H > 100D. Pela tabela 23 teremos: A = 35D = 35 x 0,0706 m ⇒ A = 2,5 m E = 43D 43 D = 43 x 0,0706 m ⇒ E = 3,0 m e) Carga de fundo (Cf ) e de coluna (Cc)

Cf  = Lf  /(24” x 0,0254 m) = 2,8 m / 0,6096 m = 4,5 cartuchos de emulsão Cc = RL x Lc = RL x (L – Cf  – T) = 3,85 kg/m x (12,8 – 2,8 – 2,3) = 29,6 kg

181

15. ESCAVAÇÃO ESCAVAÇÃO A MEIA ENCOSTA Este tipo de obra pode ser executada segundo três procedimentos (figura 61): a) furos furos vertic verticais ais pparal aralelos elos ou ou em leque; leque; b) furos furos vertic verticais ais e hori horizon zontai tais; s; c) furos furos hori horizont zontais ais ou ou de lev levant ante. e. As aberturas das pistas de acesso são assinaladas na figura 61 com a letra “A”. Nessa etapa utiliza-se o mesmo equipamento de perfuração, executando furos horizontais. O objetivo nesta etapa é de abrir plataformas cujas alturas variam de 6 a 9 m.

182

Figura 61 – 61 – Tipos de escavação a meia encosta Quando se utiliza furos horizontais ou de levante para o cálculo do espaçamento (E) a seguinte expressão pode ser utilizada: E

= 3

x

D x L

Onde: D = diâmetro do furo (m); L = longitude do furo (m). Se a altura do banco é inferior a 5 m utiliza-se somente uma linha de furos, entre 5 e 8 m duas linhas e acima acima de 8 m três ou mais linhas. Seqüência de iniciação.

A figura figura 62 representa uma seqüência seqüência de iniciação iniciação para o desmonte de meia encosta. Quando nos desmontes são combinados furos horizontais com verticais, é conve con venie nient ntee ef efet etuar uar a escava escavação ção por fases fases,, des desmo mont ntado ado-se -se o ma mater teria iall do primei primeiro ro tiro antes antes de dis dispara pararr o segu segundo. ndo. Se pela necessi necessidade dade da obra o desmonte se dispõe em uma só seção, a seqüência recomendada deve ser da figura 63.

Figura 62 - seqüência de iniciação para o desmonte de meia encosta.

183

Figura 63 – Seqüência de iniciação em “V” com saída paralela à face livre

184

Figura 64 - Seqüência de iniciação em seção com furos verticais verticais e horizontais  Prof. Valdir Costa e Silva

16. SEGURANÇA NOS DESMONTES DE ROCHAS 16.1 INTRODUÇÃO Estas instruções instruções e regras não invalidam, invalidam, e isso deve ser bem compreendido, as leis leis,, orden ordenss ou regu regulam lament entaçõ ações es fe feder derais ais,, estadu estaduai ais, s, corpor corporaci acion onais ais ou muni mu nici cipa pais is com com as qu quai aiss po poss ssam am esta estarr em conf conflilito to.. Para Para o cont contro role le do transpo transporte rte,, do man manusei useio, o, da armazen armazenagem agem e da dest destrui ruição ção dos explosi explosivos vos sugere-se a leitura do R-105 elaborado pelo exército brasileiro. A maioria dos acidentes ocorridos com explosivos poderia ter sido evitada e o obje ob jetitivo vo des deste te capí capítu tulo lo é o de aju ajuda darr na pre preve venç nção ão de de tais tais aci acide dent ntes es.. Para Para que os trabalhos de perfuração e desmonte de rochas se realizem em condições seguras, é preciso que em tais operações se observem os seguintes aspectos: 

cumprimento das normas e regulamentos vigentes; formação técnica dos operadores, cabos de fogo (blasters) e do pessoal



encarregado do carregamento com cursos periódicos adequados; utilização de máquinas, explosivos e acessórios e sistema de iniciação em



condições de segurança.

16.2 PERFURAÇÃO Uma lista de principais causas de traumatismo industrial que ocorre durante as operações de perfuratrizes na mineração são: - quebra e acidente durante a perfuração do furo de mina; - operário machucado por parte móvel da máquina; - condição precária e incorreto uso de cabo; - incorreta união de coluna de perfuração e troca de bit; - queda de objetos do alto;

185

- escorregamento e desalinhamento da perfuratriz, em virtude de instabilidade; - movimentos movimentos da perfuratriz perfuratriz com a torre torre elevada, e violação violação de outras outras regras para movimento. A operação de perfuração implica na adoção de uma série de medidas de segur seg uran ança ça a fim fim de mini minimi mizar zar os risc riscos os po pote tenci nciais ais,, tant tantoo hu human manos os com comoo materiais. 

a perfuração se realizará de acordo com as normas existentes, oficiais ou estabelecidas pela empresa;



o pessoal de operação deverá tem uma formação correta e conhecer o manual de operação da máquina antes de fazer uso dela;



os operadores devem usar equipamentos de segurança (máscara adequada para proteger proteger das poeiras e gases, protetor protetor auricular, auricular, óculos de segurança, segurança,



luvas, botas, capacetes etc.); to toda da má máqui quina na ou equ equip ipame ament ntoo de pe perf rfura uração ção dev devee est estar ar sobr sobree um pis pisoo nivelado, de tal modo que suas esteiras estejam pelo menos a 3 metros de dist distân ânci ciaa da cris crista ta da ba banc ncad ada. a. Semp Sempre re qu quee o terr terren enoo for for inst instáv ável el,, o



equipamento deve ser ancorado por meio de cabo de aço; nenhum nen hum equ equipa ipame mento nto de perfur perfuraçã açãoo dev devee ser de desl sloca ocado do por dist distân ânci ciaa superior a 100 metros com seu mastro levantado. Quando o equipamento deve cruzar por baixo de linhas de força, o mastro deve ser baixado. A perfuratriz deverá manter uma distância de segurança mínima de 10 m de qualquer rede elétrica;



não abandonar a perfuratriz em funcionamento; manter as perfuratrizes em boas condições de uso (manutenção preditiva,



preventiva e corretiva); é dev dever er do ope opera rador dor info inform rmar ar ao seu seu sub subst stititut utoo sob sobre re as con condi diçõe çõess de



operação do equipamento, todos os defeitos, que porventura forem notados durante o turno, devem ser registrados em relatório ao respectivo turno. Todas Todas as mu muda dança nçass brus bruscas cas ocorr ocorrida idass nas velo velocid cidade adess de perfu perfuraç ração ão,, especialmente quando for detectada a presença de vazios no maciço rochoso deve ser comunicada aos responsáveis pelo desmontes;

186 

nos trabalhos subterrâneos manter uma boa ventilação e iluminação;



nunca utilize tocos de furos como pontos de emboque, pois os mesmo podem conter restos de explosivos. estabelecer um programa para a verificação dos problemas ocorridos durante a perfuraç perfuração ão (desvi (desvios os dos furos, furos, profundi profundidade dade inc incorr orreta eta dos furos, furos, fac faces es irregular ulares es,, afas asttam amen entto, espa paççam amen entto e subp bpeerfuraç açãão fora ora da especificação) através do uso dos equipamentos BoreTrak e Laser Profile.



16.3

DESMONTE

Medidas de armazenamento de explosivos Todos os explosivos, explosivos, agentes detonantes, espoletas simples e elétricas elétricas , cordel detonante, estopins, tubos de choque e retardos deverão ser armazenados em paióis especialmente construídos para esse fim e localizados segundo as leis locais existentes. Devem-se manter sempre os paióis bem trancados, abrindo-os somente para a entrada e saída do material.

Normas para os paióis de explosivos 

armaze armazene ne som soment entee expl explosi osivo voss nes neste te pai paiol ol.. Nã Nãoo arma armazen zenee acess acessór ório ios, s,



materiais inflamáveis, ferramentas e outros utensílios metálicos; sempre embarque, despache e use com prioridade o estoque mais antigo;



não util não utiliz izee fe ferr rram amen enta tass de me meta tall pa para ra ab abri rirr ou fech fechar ar em emba bala lage gens ns de explosivos;



não deixe explosivos soltos pelo paiol; não fume, nem porte fósforos, isqueiros ou outro material inflamável;

 

mantenha o interior do paiol sempre limpo e ventilado e o terreno ao redor  livre de folhas, capim vegetação de qualquer espécie, lixo e detritos, detritos, a fim de evitar incêndios;

187 

proíba a presença de pessoas estranhas dentro e nas vizinhanças do paiol;



quando necessário o uso de luz artificial, utilize unicamente lanterna de segurança ou pilha elétrica;



sina sinaliliza zarr ad adeq equa uada dame ment ntee as inst instal alaç açõe õess e os veíc veícul ulos os de dest stin inad ados os ao armazenamento e transporte de explosivos;



armazenar os produtos de mesmo tipo e classe de maneira que seja fácil identificá-los.



mantenha constante vigilância sobre as embalagens que apresentam avarias, exsudação ou defeito. Coloque-as a um lado no paiol ou nas proximidades do paiol;

Medidas para transportar explosivos dentro das explotações 

acatar rigoro acatar rigorosamen samente te as dis disposi posições ções est estabel abelecid ecidas as pelo peloss Reg Regulam ulament entos os vigentes;



verifi verificar car dia diaria riament mentee se os veí veículo culoss dest destinad inados os a transp transporta ortarr exp explosi losivos vos reúnem as condições exigidas pelo organismo competente;



levar nos veículos extintores de incêndio, em lugares apropriados, de fácil acesso, devendo conhecer obrigatoriamente o motorista e os ajudantes o seu



uso; desligar o motor do veículo durante as operações de carga e descarga dos



explosivos; nunca transportar os acessórios de iniciação juntamente com explosivos em



veículos que não estejam de acordo com a exigência do R-105; não permitir fumar no veículo e a presença de pessoas não autorizadas ou



desnecessárias; usar us ar itin itiner erár ário ioss de tran transp spor orte te co com m po pouc ucoo mov ovim imen ento to de pe pess ssoa oall e



equipamentos; vigiar a zona de descarga de explosivos até sua colocação nos furos e amarração.

188

Medidas de segurança na área do desmonte  limpar a área do desmonte retirando as rochas soltas, os metais e outros materiais; delimitar com estacas, tambores ou bandeiras bandeiras de cores informativas informativas da zona  delimitar a desmontar e impedir o trânsito de pessoal e veículos sobre a mesmo;  na entrado do serviço anunciar ao pessoal a operação e a realização doa desmontes do dia;  verificar as amarrações dos acessórios de detonação;

16.4 Medidas de segurança durante o carregamento dos furos 

examinar cada furo cuidadosamente antes do carregamento a fim de se conhecer a longitude e o sue estado, usando para isso uma trena.



fixar os extremos dos acessórios de detonação a uma estaca de madeira ou rocha para impedir a queda dos mesmos dentro do furo;



não carregar os furos imediatamente após a perfuração, sem antes verificar  se o mesmo está limpo e não contem pedaços de rochas ou pedaços de



metal; nunca rec ecar arre rega garr fu furo ross qu quee te tenh nham am sido sido ca carr rreg egad ados os e de deto tona nado doss anteriormente.

16.5 Medidas de segurança durante o tamponamento dos furos 

confinar os explosivos nos furos por meio de detritos da perfuração, rocha britada ou outro material não combustível;



nunca utilizar atacadores metálicos de nenhuma classe; realizar o tamponamento sem violência para não danificar os acessórios de detonação; não introduzir pedras, sacos plásticos ou outros objetos juntamente com o material do tampão.





189

16.6 Medidas de segurança segurança antes antes e depois do disparo disparo 

certificar-se de que todos os explosivos excedentes se encontram em lugar  seguro e que todas as pessoas e veículos estão a uma distância segura ou devidamente resguardadas;



imped impedir ir os acess acessos os a área área de des desmo mont ntee dispo dispondo ndo de pes pessoa soall e me meio ioss adequados;



não disparar sem um sinal de autorização da pessoa encarregada e sem haver dado o aviso adequado, através de sirenes ou outros meios;

 

proteger os equipamentos auxiliares, de carregamento e transporte; não regressar a área de desmonte até que se tenha dissipados as poeiras e



os gases; no caso de desmonte subterrâneo não regressar até que se tenha uma



ventilação adequada, bem como tenha ocorrido o batimento dos chocos; sinalizar o lugar onde se encontram os furos falhados;



antes de regressar a área do desmonte, contar o número de furos detonados detonados e não regressar até que tenha transcorrido meia hora no caso de falha de



alguma carga; estabelecer um programa de monitoramento das vibrações dos terrenos e



pulsos de ar, através do uso de sismógrafos; motivar mot ivar a equipe equipe na discussão discussão da importâ importânci nciaa de cum cumpri prirr as normas normas de segurança.

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