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.

1. PERFURAÇÃO DE ROCHA

1.1 OBJETIVO

A perfuração das rochas, dentro do campo dos desmontes, é a primeira

operação que se realiza e tem como finalidade abrir uns furos com uma

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.

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

1

Prof. Valdir Costa e Silva

1.2 APLICAÇÕES DA PERFURAÇÃO

Os tipos de trabalho, tanto em obras de superfície como subterrâneas, podem

classificar-se nos seguintes: perfuração de banco, perfuração de produção,

perfuração de chaminés (raises), perfuração de poços (shafts), perfuração

de rochas com capeamento e reforço das 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 roto-

percussivo).

Perfuração por percussão:

Também conhecido por perfuração por martelo, é o método mais comum de

perfuração para a maioria das rochas, os martelos podem ser 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 máquinas, protótipos de Singer (1838) e Couch (1848), utilizavam

vapor para o seu acionamento, mas foi com a aplicação posterior do ar

comprimido como fonte de energia (1861) que este sistema evoluiu e passou a

ser utilizado de forma intensa (Jimeno,1994).

As perfuratrizes rotopercussivas geralmente exercem um papel menor quando

comparadas com

2


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

fundo de furo (down the hole) com diâmetro de perfuração na faixa de 150 mm

(6”) a 229 mm (9”) vem ganhado campo de aplicação nas rochas de alta

resistência por propiciar maiores taxas de penetração quando 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 sobre a lança da perfuratriz, conforme 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);

martelo de fundo de furo (Down The Hole).

3


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 por um menor custo operacional e maior produtividade quando

comparadas com máquinas pneumáticas (Crosby, 1998).

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:

um cilindro fechado com uma tampa dianteira que dispõe de uma abertura

axial onde é fixado o punho e as hastes de perfuração;

um pistão que com o seu movimento alternativo golpeia o punho de

perfuração, o qual transmite a onda de choque à haste;

uma válvula que regula a passagem de ar comprimido em volume fixado e

de forma alternada para a parte anterior e posterior do pistão;

um mecanismo de rotação para girar a haste de perfuração;

4


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 máxima alcançada por este sistema não supera os 30 metros,

devido as perdas de energia na transmissão das ondas de choque do martelo

para a coroa. A cada haste adicionada na coluna de perfuração maior é a perda

de energia devido a reflexão da energia nas conexões e luvas de perfuração.

O campo de aplicação das perfuratrizes pneumáticas de 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/min por cada cm de diâmetro, além de apresentar alto desgaste das

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

tecnológico na perfuração de rochas com o desenvolvimento dos martelos

hidráulicos.

Uma perfuratriz hidráulica consta basicamente dos mesmos elementos

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, para o acionamento do motor de rotação e para

produzir o movimento alternativo do pistão do martelo, 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):

5


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 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;

melhores condições ambientais: a ausência de exaustão de ar resulta em

menores níveis de ruído quando comparadas com perfuratrizes

pneumáticas;

maior flexibilidade na operação: é possível variar a pressão de

acionamento do sistema, a energia por impacto e a freqüência de 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

antitravamento da coluna de perfuração.

Martelos de Fundo (Down The Hole – DTH)

Os martelos de fundo de furo foram desenvolvidos na década de 50 e,

originalmente, eram utilizados para aumentar a taxa de penetração em rochas

duras e muito duras. Neste método, o martelo e a broca de perfuração

permanecem sempre no fundo do furo, eliminando as perdas de energia ao

longo da coluna de perfuração.

A principal aplicação deste método é a perfuração em rochas duras quando se

usa brocas de 152 a 229 mm (6” a 9”). Para estes diâmetros, os rolamentos das

brocas tricônicas são demasiadamente pequenos para suportar grandes cargas

verticais (pressão de avanço), o que se traduz em baixa taxa de penetração e

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;

6

necessita de moderada força de avanço (250 a 500 lbf/in de diâmetro de bit)

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;

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 para a broca por um tubo, que gira e pressiona o bit contra a rocha.

Os botões de metal duro são pressionados na rocha, causando o fraturamento

desta, de acordo basicamente com o mesmo princípio da perfuração por

percussão. A velocidade normal de rotação é de 50 a 90 rev/min.

1.5 Rotação/Corte

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

7



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 relação entre a pressão necessária e a faixa de rotação, determina a

velocidade e a eficiência da perfuração:

a) a rocha branda requer menor pressão e rotação mais rápida;

b) a rocha dura necessita de alta pressão e rotação mais lenta.

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 diesel ou 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

equipamento de perfuração, pode-se adotar máquinas a motor diesel. As

perfuratrizes médias e pequenas, que são montadas sobre caminhões, podem

ser acionadas por motores a diesel.

Segundo Jimeno (1994), uma divisão média da potência instalada nestas

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%.

8

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).

1.7 SISTEMA DE ROTAÇÃO

Com o objetivo de girar as hastes e a broca para efetuar a perfuração, as

perfuratrizes possuem um sistema de rotação montado, geralmente, sobre uma

unidade que desliza no mastro da perfuratriz. Esta unidade é geralmente

denominada de cabeça rotativa.

O sistema de rotação é constituído por um motor elétrico ou um sistema

hidráulico. O primeiro é utilizado nas 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 com bombas de pressão contínua, com um conversor, para variar a

velocidade de rotação do motor hidráulico.

A figura 3 mostra os principais componentes de um sistema de perfuração

rotativa: ar comprimido, sistema de elevação e avanço, motor de rotação,

cabeça rotativa, haste, estabilizador e broca.

9

Figura 3: Principais componentes de um de um sistema de perfuração rotativo

Fonte: Jimeno, 1994.

1.8 SISTEMA DE AVANÇO E 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

necessária, é preciso aplicar forças adicionais que são transmitidas

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.

10

Cabeça Rotativa

Ar Comprimido

Haste

Broca

Sistema de Elevação e Avanço

Motor de Rotação: Elétrico ou Hidráulico

EestabEilidador Estabilizador

Estabilizador

bit


1.9 PRINCIPAIS CARACTERÍSTICAS 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 endurecida são denominadas de brocas dentadas e as de 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 ação de raspagem em rochas macias, esmagamento-

trituração-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 do corpo da broca. Os elementos cortantes dos

11

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

dentes).

1.10 CARACTERÍSTICAS DOS FUROS

Os furos são geralmente caracterizados por quatro parâmetros: diâmetro,

profundidade, retilinidade e estabilidade.

Diâmetro dos furos

O diâmetro do furo depende da finalidade do mesmo. Em furos para

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

perfuração são determinadas pelo método de lavra adotado. Em trabalhos

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 da escavação e da resistência da rocha. A figura 5 mostra a 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.

12

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

A figura 6 mostra a relação entre o diâmetro de 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

13

Profundidade dos furos

A profundidade do furo determina a escolha do equipamento de perfuração. Em

espaços confinados somente ferramentas de perfuração curtas poderão ser

usadas.

No caso de maiores profundidades (50 a 70 m ou mais) utiliza-se perfuração de

fundo de furo, ao invés de martelo de superfície, já que o método de fundo de

furo proporciona mais eficiência de transmissão energética e 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 diâmetro e da profundidade do furo, do método e das condições do

equipamento utilizado, da experiência do 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.

14

Estabilidade do furo

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.

15

1.12 MALHAS DE PERFURAÇÃO

A geometria das malhas de perfuração pode ser quadrada, retangular,

estagiada, triângulo eqüilátero ou malha alongada:

A

E

a) malha quadrada b) malha retangular

c) malha estagiada (pé de galinha)

Malhas quadradas ou retangulares: devido a sua geometria é de fácil

perfuração (menor tempo de locomoção de furo a furo).

Malhas estagiadas: devido a geometria de furos alternados dificulta a

perfuração (maior tempo de locomoção furo a furo), porém possui melhor

distribuição do explosivo no maciço rochoso.

Malha Triângulo Eqüilátero: são malhas estagiadas com a relação E/A = 1,15.

São indicadas para rochas compactas e duras. Possuem ótima distribuição da

energia do explosivo na área de influencia do furo, maximizando a

fragmentação. O centro do triângulo eqüilátero, o ponto mais crítico para

fragmentação, recebe igual influência dos três furos circundantes.

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Malhas alongadas: : Conforme a relação E/A as malhas podem assumir várias

configurações. As malhas alongadas possuem elevada relação E/A, geralmente

acima de 1,75. São indicados para rochas friáveis/macias aumentando o

lançamento por possuírem menor afastamentos.

1.13 SELEÇÃO DOS DIFERENTES TIPOS DE PERFURATRIZES

A tabela 1 apresenta um resumo dos fatores que devem ser avaliados durante o

processo de seleção do método e equipamento de perfuração. Durante o

processo de seleção do método e do equipamento de perfuração é necessário

discutir e adequar estes fatores às características da jazida ou mina, de forma a

se fazer a melhor escolha.

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

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1.14 CÁLCULO DOS COMPONENTES DA PERFURATRIZ

a) Número de furos por dia (Nf )

sendo:

VA = volume anual (m3); A = afastamento (m); E = espaçamento (m);

Hf = comprimento do furo (m); Nd = dias trabalhados por ano.

b) 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 (%).

18

d) Número de perfuratrizes necessárias (NP)

Exemplo

Uma mineração pretende produzir anualmente 1.000.000 m3 de hematita. Seu

desmonte de rocha apresenta as seguintes características:

- Malha de perfuração: Afastamento (A) = 2,5 m; Espaçamento = 5,0 m; Altura do

banco = 10 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 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 (Nf )

NVA

A x E x H x x x xFf

365

1000 000

2 5 5 10 36522

. .

,

19

b) 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)

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)

NPP

x MP xT

365

80 300

365 174 081 26

.

,,

Obs.: Matematicamente o cálculo aponta, aproximadamente, para a

necessidade de duas perfuratrizes. Entretanto, a escolha correta será de uma só

perfuratriz, pois basta aumentarmos o número de horas trabalhadas por dia

para obtermos a produção diária desejada. Outra possibilidade seria a de

perfurar com uma maior taxa de penetração.

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

KH C

C xf

2

10 3

2 32 17,

f) Número de hastes (NH) e luvas (NL)

N e NP x K

vida util

xH L

T 80 300 217

1500116

. ,

20

g) Número de punhos (NP)

NP

vida utilPT

80 300

2 50032

.

.

h) Número de coroas (NB)

1.15 CÁLCULO DO CUSTO TOTAL DA PERFURAÇÃO

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:

CTPA

M

D

VP

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).

21


O exemplo a seguir evidencia que a soma expedida na aquisição de uma broca

com uma maior velocidade de penetração, aumenta os 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:

- Velocidade de penetração da broca normal: 25,0 m/h

- Custo da broca normal: US$ 5.356

- Velocidade de penetração da broca especial XP: 27,5 m/h

- Custo da broca especial XP: US$ 6.169

- Vida útil da broca: 3.000 m

Broca normal:

CTPUS

m

US h

m hUS m

$ .

.

$ /

/$ , /

5356

3000

450

2519 785

Broca especial XP:

CTPUS

m

US h

m hUS m

$ .

.

$ /

, /$ , /

6169

3000

450

27 518 420

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

22

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).

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, impacto etc.) se transformam, total ou parcialmente, em 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

uma aplicação suficiente de calor ou choque, desenvolve uma reação

exotérmica extremamente rápida e transforma-se em gases a altas

23


temperaturas e pressões. Exemplo típico de explosivos básico é a

nitroglicerina C3H5O9N3, descoberta em 1846 pelo químico italiano Ascanio

Sobrera.

(b) Os combustíveis e oxidantes são adicionados ao explosivo básico para

favorecer o balanço de oxigênio na reação química de detonação. 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

(nitrato de amônio, nitrato de cálcio, nitrato de 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

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.

(c) os antiácidos geralmente são adicionados para incrementar a estabilidade do

produto à estocagem, exemplo: carbonato de cálcio, óxido de zinco.

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

para minimizar as possibilidades de fogo na atmosfera da mina,

principalmente nas minas onde ocorre a presença do gás metano (grisu).

(e) os agentes controladores de densidade e sensibilidade dividem-se em:

químicos (nitrito de sódio, ácido nítrico) e mecânicos (micro esferas de

vidro). No controle do pH do explosivo 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

24


Densidade é a relação entre a massa e o volume dessa massa, medida em

g/cm3. A densidade dos explosivos comerciais varia de 0,6 a 1,45 g/cm3. A

densidade dos explosivos é um fator importante para a escolha do explosivo. Os

explosivos com densidade inferior ou igual a 1 não devem ser utilizados em

furos contendo água, para evitar que os mesmos bóiem. Para detonações

difíceis, em que uma fina fragmentação é desejada, recomenda-se um explosivo

denso. Para rochas fragmentadas “in situ”, ou onde não é requerida uma

fragmentação demasiada, um explosivo pouco denso será suficiente.

Energia de um explosivo

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

calor e luz, movimento da rocha, vibração do terreno e sobrepressão

atmosférica.

No passado, a energia de um explosivo era medida em função da porcentagem

de nitroglicerina (NG) contida no mesmo. Um explosivo que 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, daí a necessidade de se 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:

25


RWSETx

ETp

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

Exemplo 1: Considere como o explosivo padrão, o ANFO que apresenta as

seguintes propriedades: densidade = 0,85 g/cm3; Energia termoquímica = 900

cal/g.

Cálculo da Energia Relativa por Massa (RWS) do explosivo emulsão que

apresenta as seguintes propriedades: densidade = 1,15 g/cm3; Energia

termoquímica = 850 cal/g.

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:

RBSETx

ETpx

x

pRWS x

x

p

onde: x e p são as densidades do explosivo x e p, respectivamente.

Exemplo 2: Utilizando os dados do exemplo anterior; cálculo da Energia

Relativa por Volume (RBS):

26

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.

Balanço de Oxigênio de um explosivo e Energia de explosão (Hf) A maioria dos ingredientes dos explosivos e composto de oxigênio, nitrogênio,

hidrogênio e carbono. Para misturas explosivas, a liberação de energia 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 com o nitrogênio na mistura 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.

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 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 Produtos desejados na reação

Necessidade (-) ou excesso (+) de oxigênio

Nitrato de amônioÓleo diesel

N2H403

CH2

N2, 2H2OCO2, H2O

+ 3 - 2 = + 1- 2 - 1 = - 3

Necessidades de oxigênio: -3

27


O resultado é uma deficiência de 3 átomos de oxigênio por unidade de CH2.

Desde que cada molécula do nitrato de amônio apresenta excesso de um

átomo de oxigênio, 3 unidades de nitrato de amônio são necessárias para o

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 as massas moleculares da tabela 3, podemos calcular 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 Massa molecular (g) 3N2H403 3 x 80 = 240 CH2 14 Total 254

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% = 5,5%

Calor de Formação ou Energia de Explosão (Hf)

Por definição, a energia da explosão (Hf) é a diferença entre o calor de

formação dos produtos (Hp) e o calor de formação dos reagentes (Hr), isto é:

28


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 (óleo diesel) - 7,00

CO -26,40

N 0

NO + 21,60

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

29

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 ao quadrado da velocidade de detonação, conforme

a expressão abaixo. Uma maneira de avaliar o desempenho de um explosivo é

pela comparação da pressão produzida no furo durante a detonação. Caso a

pressão produzida no furo durante a detonação não supere a resistência

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:

sendo:

PF = pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente

acoplado ao furo (GPa);

= densidade do explosivo (g/cm3);

VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s).

Para a medição da VOD do explosivo, pode-se utilizar o “VOD PROBRE -

BLAST EVALUATOR” de fabricação da INSTANTEL INC. (Canadá) ou o

MiniTrap III, de fabricação da MREL do Canadá. O medidor da VOD (The VOD

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 que é emitida aquece o probe

de fibra ótica em um certo tempo, permitindo dessa maneira a medição da VOD

do explosivo. Já o MiniTrap III mede a VOD utilizando cabo coaxial.

30Prof. Valdir Costa e Silva

A medição da velocidade de detonação dos explosivos tem os seguintes

objetivos:

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

mesma seja calculada a pressão produzida no furo durante a detonação;

comparar o desempenho do explosivo quando iniciado com diferentes

escorvas, acessórios e diferentes materiais utilizados para o confinamento

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

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.

Gases gerados pelos explosivos

A classificação dos fumos é primordialmente importante na seleção 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, decompõe-se em estado gasoso. Os principais componentes são

31


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 pelo balanço de oxigênio (BO). Isto

quer dizer que, o oxigênio que entra na composição do explosivo pode estar em

falta ou em excesso, estequiometricamente, resultando uma transformação

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

correlacionada com a energia da explosão, o poder de ruptura e outras

propriedades do explosivo usado. O máximo de energia é conseguido quando o

BO é zero. Na prática, esta condição é utópica (Reis, 1992).

Os explosivos podem ser representados pela fórmula geral: CaHbOcNdXe, onde X

é um metal.

Consideremos o caso da decomposição de um explosivo que não recebe

elementos metálicos. Para uma transformação completa, teríamos:

CaHbOcNd = xCO2 + yH2O + zN2

Equilibrando a equação:

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:

32


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 que o peso molar da NG é de: 3 x 12 + 5 x 1 + 9 x 16 + 3 x 14

= 227 gramas.

BO = 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

de um explosivo à água pode ser classificada como: nenhuma, limitada, boa,

muito boa e excelente.

2.4 CLASSIFICAÇÃO DOS EXPLOSIVOS

33


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:

(a) altos explosivos, isto é, explosivos caracterizados pela elevadíssima

velocidade de reação (1500 a 9000 m/s) e alta taxa de pressão (50.000 a 4

milhões de psi). Os altos explosivos serão primários quando a sua iniciação

se der por chama, centelha ou impacto. Secundários quando, para sua

iniciação, for necessário um estímulo inicial de considerável grandeza.

Exemplo de altos explosivos: TNT, dinamites, gelatinas;

(b) baixos explosivos, ou deflagrantes, caracterizam-se por uma velocidade

de reação muito baixa (poucas unidades de m/s) e pressões no máximo de

50.000 psi. Exemplo: pólvora e explosivos permissíveis;

(c) Agentes detonantes são misturas cujos ingredientes não são classificados

como explosivos. Exemplo: ANFO, ANFO/AL, lama, ANFO Pesado,

emulsões.

Classificação dos Explosivos

Mecânicos Químicos Nucleares

Altos Explosivos Baixos Explosivos Agentes Detonantes

Primário Secundário

Permissíveis Não permissíveis

Figura 8 - Classificação dos explosivos

34

Explosivos deflagrantes

Baixos explosivos (propelantes), ou deflagrantes, são aqueles cuja 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. A percentagem 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 EXPLOSIVOS COM BASE DE NITROGLICERINA

Dinamites

As dinamites, inventada pelo químico sueco Alfred Nobel, em 1866, diferem em

tipo e graduação conforme o fabricante, podendo, contudo, serem classificadas

segundo os seguintes grupos principais:

Dinamite guhr

Dinamites simples

Dinamites amoniacais

35

Dinamite guhr

De interesse puramente histórico, resulta da mistura de Nitroglicerina,

Kieselguhr e estabilizantes. Não é mais usada.

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, ou antiácido, usa-se o

carbonato de cálcio, com cerca de 1%. A dinamite simples produz boa

fragmentação. Em contrapartida, apresenta um alto custo e gera gases tóxicos.

Dinamites amoniacais

O alto custo da dinamite simples e as qualidades indesejáveis já citadas

permitiram o desenvolvimento das dinamites amoniacais. As dinamites

amoniacais são similares em composição, às dinamites simples, mas a

nitroglicerina e o nitrato de sódio são parcialmente substituídos por nitrato de

amônio.

Gelatinas

A gelatina também foi descoberta por Alfred Nobel, em 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 de amônio substitui, parcialmente, a nitroglicerina e o nitrato de

sódio. Essas gelatinas foram desenvolvidas para substituir as gelatinas, com

maior segurança no manuseio e custo menor de produção, porém menos

resistentes à água.

36


Semigelatinas

Constituem um tipo intermediário entre as gelatinas e as dinamites amoniacais,

combinando a baixa densidade das amoniacais com a resistência à água e a

coesão das gelatinas, em grau mais atenuado. As composições são

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 dos altos explosivos PORCENTAGEM (%) DOS INGREDIENTES

Produto N glic. N celul. N Sódio N Amônio Combustível S Antiácido

Dinamites simples 20 - 60 - 60 – 20 - 15 – 18 3 – 0 1,3 – 1,0

Dinamites Amoniacais 12 – 23 - 57 – 15 12 – 50 10 - 9 7 – 2 1,2 – 1,0

Gelatinas 20 – 50 0,4 – 1,2 60 – 40 - 11 - 8 8 – 0 1,5 – 1,1

Gelatinas Amoniacais 23 – 35 0,3 – 0,7 55 – 34 4 - 20 8,0 7 - 0 0,7 – 0,8

Semigelatinas sem informação

2.6 AGENTES DETONANTES

EXPLOSIVOS GRANULADOS

Os explosivos granulados, também conhecidos como agentes detonantes,

geralmente consistem em misturas de nitratos inorgânicos e óleo combustível,

podendo sofrer adição ou não de substâncias não explosivas (alumínio ou ferro-

silício).

ANFO

37


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

Nitrate e Fuel Oil. As proporções acima, consideradas ideais, foram

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 de amônio e CH2 - Óleo diesel) quando o balanço de 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 que formulações similares à do ANFO, com adição de outros

ingredientes, explosivos ou sensibilizantes, combustíveis, oxidantes e

absorventes.

ANFO/AL

Os primeiros trabalhos realizados com explosivos contendo alumínio na sua

formulação, a fim de otimizar os custos de perfuração e desmonte, foram

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:

4,5N2H403 + CH2 + AL CO2 + 10H2O + 4,5N2 + ½Al203 + 1100 cal/g

38

Uma composição de AN/FO/Al (90,86/4,14/5) apresenta as seguintes

propriedades: densidade = 0,87 g/cm3; RWS = 1,13 e RBS = 1,16 comparada

com o ANFO padrão.

LAMAS (SLURRIES) E PASTAS 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 CONTÍNUAÁgua 15 - 20% Nitrato de Amônio e/ou de Sódio/Cálcio 65 – 80%Goma + Agentes Cruzadores 1 – 2%FASE DESCONTÍNUA Óleo Diesel 2 - 5%Alumínio 0 - 10%Agentes de Gaseificação 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

39

óleo. Para maximizar o rendimento energético, enquanto minimiza custos de

produção e preço de venda, o oxidante dentro das microgotículas consiste

principalmente de nitrato de amônio. Dentro de um ponto de vista 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 em emulsão (Silva, V. C., 1986)

INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSANitrato de AmônioÁguaÓleo dieselAgente Emulsificante: Oleato de sódio ou Monoleato de ezorbitol

77,3 16,7 4,9 1,1 _____ 100,0

ANFO PESADO (HEAVY ANFO)

A primeira patente utilizando ANFO como agente redutor de densidade foi

concedida em 1977 (Clay, 1977) desde que os prills (grãos ou 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 ou Nitrato de amônio é conhecida como ANFO 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: 50/50, a uma densidade de 1,33 g/cm3, o ANFO

pesado passa a apresentar resistência à água, porém a mínima escorva de

iniciação deve apresentar uma massa acima de 450 g.

Tabela 8 - Composição típica do ANFO Pesado com resistência à água (Katsabanis, 1999).

INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA

40


Nitrato de AmônioNitrato de CálcioÁguaÓleo dieselAlumínioAgente Emulsificante: Oleato de sódio ou Monoleato de ezorbitol

59,1 19,7 7,2 5,9 7,0 1,1 _____ 100,0

EXPLOSIVOS 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, 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. Fonte: (Fernandéz, 2000)

Produto Densidade Velocidade de Detonação Pressão de Detonação Energia da Volume de (confinada) Explosão Gases (g/cm3) (m/s) (Kbar) (cal/g) (l/kg)Dinamites especiais 1,40 2700 – 5700 25 – 144 935 Dinamite amoniacal 1,25 4700 69 664 821Gelatina 1,50 7500 – 7800 225 1430 740Gelatina amoniacal 1,32 5000 83 1125 900Semi-gelatina 1,24-1,30 4900 – 5100 74 – 85 890 – 950 800 – 810 ANFO (=6”) 0,85 3500 28 900 1050ANFO+Al 2 a 12% 0,86-0,90 4500 – 4700 43 – 47 960 – 1360 900 – 1030 Lama 1,05-1,15 3300 – 5400 28 – 80 700 – 1400 Emulsão (1 a 2”) 1,10-1,18 5100 – 5800 72 – 79 710 – 750 900 – 1000 ANFO Pesado 1,34-1,37 3620 – 4130 44 – 56 630 – 865 1045 – 1120

2.7 CRITÉRIOS GERAIS DE SELEÇÃO DE UM EXPLOSIVO COMERCIAL

Critério de seleção de explosivos

A escolha adequada de um explosivo é uma das partes mais importantes no

projeto de desmonte de rocha. Esta seleção é ditada por considerações

econômicas e condições de campo. Os fatores que devem ser levados em

41

consideração na escolha do explosivo incluem: tipo de desmonte, propriedades

dos explosivos (densidade, velocidade e pressão de detonação, resistência à

água, classe dos gases), segurança no transporte e manuseio, diâmetro da

carga; custo do explosivo, da perfuração, do carregamento, do transporte e

britagem da rocha; condições da geologia local, características da rocha a ser

desmontada (densidade, resistência à tração, à compressão e cisalhamento,

módulo de Young, coeficiente de Poisson, velocidade sísmica), condições da

ventilação dos ambientes subterrâneos, impactos ambientais gerados pelos

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 desenvolvemos as tabelas de equivalência dos diferentes produtos de

diversos fabricantes que atuam no mercado brasileiro. Além da equivalência, as

tabela 10 e 11 mostram a aplicação de cada explosivo e acessório,

respectivamente.

Tabela 10 - Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no mercado brasileiro.

TIPO DE EXPLOSIVO

FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES

EMULSÃO ENCARTUCHADA

ORICAAVIBRASMAGNUMPIROBRÁSORICA

ORICA

ORICA

ORICA

- POWERGEL 800- BRASPEX- MAG-GEL 100 - PIROFORT - POWERGEL 800 SISMOGRÁFICO - POWERGEL RX

800- POWERGEL RX 900

- POWERGEL 900 E 1000 (EMULSÃO) ALUMINIZADA- PREMIUM

- 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 e fogacho. - Pedreiras e mineração a céu aberto, construção civil em geral e desmontes subaquáticos.

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

42

TIPO DE EXPLOSIVO

FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES

EMULSÃO BOMBEADA

ORICAMAGNUMIBQ

POWERGELMAG-MAXIBEMUX

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

ANFO PESADOBOMBEADO

ORICA IBQ

EXPLON APIBEMEX / IBENITE

Rocha dura, sã ou fissurada.Em furos com água.

GRANULADO BOMBEADO

ORICA IBQMAGNUM

EXPLON OS 65ANFOMAXMAGMIX /MAGNUMB

Rochas brandas e friáveis em furos secos.

AQUAGEL (LAMAS)

BRITANITE TOVEX E BRITANITE AL

Desmonte subaquático, céu aberto e subterrâneo.

GRANULADO IBQ

AVIBRAS

ORICA

NITRON, BRITAMONE BRITON

BRASPON

POWERMIX MG

- 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.

IMBEL BELGEX

PV 15

- Rochas duras e médias.- Rochas muito duras e resistentes.

- Rochas muito duras e resistentes.

- Carga de fundo.SEMIGELATINA IMBEL TRIMONIO Carga de coluna em desmonte a

Céu aberto.

3. ACESSÓRIOS DE INICIAÇÃO

43


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

acentuado desenvolvimento tecnológico, objetivando alcançar os seguintes

resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior precisão nos tempos

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 acessórios surgiram a partir do momento em que o homem tendo

conhecimento do poder do explosivo, pólvora negra, que até então era utilizada

em armas de fogo e em fogos de artifícios, decidiu utilizá-la na atividade de

mineração. No ano de 1613, Morton Weigold sugeriu a utilização de explosivos

nas minas da região da Saxônia. Porém sua idéia não obteve sucesso. Em

fevereiro de 1627, Kaspar Weindl, nascido na região do Tirol, nos Alpes

austríacos, realizou uma detonação na mina real de Schemnitz, em Ober-

Biberstollen, na Hungria, sendo esta, a primeira detonação em mineração que

se tem notícia. Provavelmente, Kaspar Weindl utilizou um acessório, também de

pólvora negra, para iniciar a carga explosiva. Possivelmente este primeiro

acessório teria sido uma trilha, que descia acesa ao furo, preenchido por pólvora

negra. O sistema era muito inseguro e impreciso (Rezende, 2002).

3.3 Generalidades

Os explosivos industriais tem um certo grau de estabilidade química que os

tornam perfeitamente manuseáveis, dentro de condições normais de segurança.

44


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.

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.

Podemos, pois, dizer que os acessórios de detonação são dispositivos,

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 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

ano de 1831. O estopim de segurança, ou estopim, conduz chama 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 se iniciar o estopim, poder-se-á usar palitos de fósforos comuns e

isqueiros.

45

Espoleta simples

Alfred Nobel, conhecedor do poder da nitroglicerina, por vários anos tentou criar

uma carga de iniciação que pudesse detonar este explosivo. Após várias

tentativas fracassadas, utilizando-se de uma mistura de pólvora negra e

nitroglicerina, observou que a nitroglicerina molhava a pólvora negra reduzindo

assim a capacidade de queima. Então, no ano de 1863 ele desenvolveu o que

seria chamado do primeiro protótipo da espoleta simples.

A espoleta simples consta de um tubo, de alumínio ou cobre, com uma

extremidade aberta e outra fechada, contendo em seu interior uma carga

detonante constituída por uma carga chama primária, ou de ignição, cujo

explosivo é a azida de chumbo Pb (N3)2, e uma carga básica de PETN -

Tetranitrato de pentaeritritol (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

espoletas encontradas no mercado são do tipo n.º 6 (massa de 0,325 g de

PETN e 0,3 g de misto 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 elétrica em 1876. A grande idéia que este cientista teve foi a de 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,

46

incandescente, capaz de desencadear a detonação da carga explosiva 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.

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

47

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

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 diversos que lhe dão confinamento e

resistência mecânica.

O cordel detonante é usado para iniciar cargas explosivas simultaneamente, ou

com retardos em lavra a céu aberto e/ou subsolo. A sua velocidade de

detonação é de, aproximadamente, 7000 m/s. Muito embora a alta velocidade e

violência de explosão, o cordel detonante é muito seguro no manuseio e

impermeável. Vantagens do cordel detonante em relação às espoletas elétricas:

a) as correntes elétricas não o afetam;

b) permite o carregamento das minas em regime descontínuo, com o uso de

espaçadores;

c) é muito seguro, pois, não detona por atrito, calor, choques naturais ou

faíscas;

d) detona todos os cartuchos, ao longo dos quais está em contato.

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%), NP-3 (3 g/m de

Nitropenta 10%).

Retardo Bidirecional não elétrico para Cordel Detonante

48

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. Os retardos de 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

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 de uma espoleta comum, não elétrica, conectada a

um tubo de plástico transparente, altamente resistente, com diâmetro externo e

interno de 3 mm e 1,5 mm, respectivamente. O tubo 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 com uma velocidade, aproximadamente, 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 a outros acessórios. Entre elas, baixo 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 sistema apresenta a seguinte desvantagem em relação ao cordel

detonante: quando a coluna de explosivos encartuchados perde o contato, a

depender do “Air Gap”, alguns cartuchos podem não ser iniciado.

Detonador Eletrônico

49

Acompanhando a evolução tecnológica, o mercado desenvolveu o Sistema de

Retardo Eletrônico, que consiste de uma espoleta de retardo 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

elétrica de retardo convencional. A grande diferença reside em que cada

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

resistência (inflamador) e um circuito eletrônico que contém um microchip

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 comerciais sensíveis à espoleta, podendo também, ser usado para a

detonação de boosters.

Programação da unidade

Cada detonador contém um microchip, possibilitando estabelecer o tempo de

retardo através da unidade de programação individualmente, segundo a

conveniência e a necessidade da seqüência de saída dos furos. Outros sistemas

utilizam um código de barra, que permite identificar o tempo de 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. Estas informações ficam estocadas no scanner sendo transferidas,

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.

50

Ligação no campo

Após os fios de cada espoleta serem conectados a uma unidade de

programação, três parâmetros de identificação são atribuídos para 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.

Em desmontes mais complexos, é possível programar os tempos de retardo dos

detonadores, bem como a seqüência de saída dos furos, utilizando-se um

notebook, transferindo-se, em seguida, através de um disquete, para a máquina

detonadora, cuja memória tem capacidade de armazenar dados de até 3 planos

de fogo.

O fogo é iniciado quando o operador pressiona, simultaneamente, o botão de

detonação e o de carga na máquina detonadora. Algumas máquinas

detonadoras, por questão de segurança, exigem a senha (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

uma mina na França, em julho/97, através de fotografias ultra-rápida e

sismogramas dos desmontes, os valores observados apresentaram uma

diferença de tempo de retardo, em relação aos teóricos, de 3 ms.

51

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 , 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);

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-de-

obra 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;

52

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

A tabela 12 mostra a equivalência de alguns acessórios fabricados no mercado

brasileiro.

Tabela 12 - Equivalência de alguns acessórios comerciais disponíveis no mercado brasileiro.

TIPO DE ACESSÓRIO

FABRICANTE NOME COMERCIAL

APLICAÇÕES

ESPOLETA ELÉTRICA SISMOGRÁFICA

ORICA MANTESIS Especial para prospecção sísmica.

ESPOLETA SIMPLES

ORICABRITANITE

IMBEL

MANTESPOESPOLETA N 8 BRITANITEBELDETON

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

ESTOPIM DE SEGURANÇA

ORICA PIROBRÁSORICABRITANITEIMBELPIROBRÁS

COBRACOMUM PIONEIROMANTOPIMBRITAMPIMBELPIMPIROPIM

- Destinado à iniciação de espoletas simples e pólvoras.

- Iniciação de cargas explosivas e fogacho.

CORDEL DETONANTE

ORICABRITANITEIMBELPIROBRÁS

MANTICORDBRITACORDBELCORDPIROCORD

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

CORDEL DETONANTE REFORÇADO

ORICA CORDTEX Iniciação de cargas explosivas e da linha silenciosa.

ESPOLETA SIMPLES DE RETARDO

BRITANITEPIROBRÁS

BRITACRONPIROCRON

Retardar através de esperas de milesegundos, a propagação da detonação do cordel detonante.

BOOSTER ORICA BRITANITE

PIROBRÁS

AMPLEXBRITEX/BOOSTERBRITANITEPIROFORT

Reforçar a iniciação de qualquer tipo de explosivo.

SISTEMA DE RETARDO NÃO ELÉTRICO(LINHA SILENCIOSA)

ORICA BRITANITEIMBELPIROBRÁS

EXELBRINELNONELPIRO-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.

54


4. MECANISMOS DE RUPTURA DA ROCHA

A finalidade desmonte por explosivo é de converter a rocha em vários fragmentos menores para

que possam ser escavados, transportados e britados pelos equipamentos

disponíveis. Para isso, são necessários 4 fatores: i) fragmentação suficiente; ii)

deslocamento, movimentação e lançamento da pilha ; iii) redução dos

problemas ambientais; iv) mínimo de dano ao maciço remanescente .

FASE DINÂMICA

A fase dinâmica do processo de fragmentação corresponde à ação das ondas

de choque. Inicia pela deflagração da reação química do explosivo,

termodinamicamente instável.

Para SCOTT (1996), a fase dinâmica corresponde à fase de choque

representada pelas ondas de tensão P (compressão) e S (cisalhamento)

associadas à rápida aceleração da 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.

Quando a onda de choque compressiva possui energia 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 a ação da pressão dos gases de detonação. Trata-se do

trabalho mecânico realizado durante o processo de expansão ou

descompressão dos gases da detonação. Ao percorrem pelas fendas e pelas

microfissuras resultantes da fase dinâmica, os gases gerados da 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).

55

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 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

18.000 atm, superando a resistência dinâmica à compressão da rocha,

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

56


e fazer a rocha se lascar na região da superfície livre. Ambas as ondas de

tração e de cisalhamento podem estender as fissuras pré- existentes.

Extensão e abertura de fendas radiais

Durante e depois da formação das fendas radiais, os gases começam a

expandir-se e penetrar nas fratura prolongando as mesmas.

Fratura por cisalhamento

Em formações rochosas 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 em tempos diferentes ou a velocidades diferentes.

O deslocamento é causado pelos gases a alta pressão.

A figura 10 apresenta um resumo dos principais mecanismos de ruptura da

rocha.

Figura 10 - Principais mecanismos de ruptura da rocha.

Ruptura por flexão

57

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).

Figura 11 - Mecanismo de ruptura por flexão.

58

5. PLANO DE FOGO - A CÉU ABERTO

5.1 Introdução

A partir da década de 50 desenvolveu-se um grande número de fórmulas e

métodos de determinação das variáveis geométricas: afastamento,

espaçamento, subperfuração etc. Estas fórmulas utilizavam um ou vários

grupos de parâmetros: diâmetro do furo, características dos explosivos e dos

maciços rochosos etc.

Não obstante, devido a grande heterogeneidade das rochas, o método 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 aproximação do desenho 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

cargas de explosivos, os tempos de retardos até obter 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

escavação, da altura da bancada e da resistência da rocha.

Uma produção elevada requer furos maiores. A produção não aumenta

linearmente em relação ao diâmetro do furo, mas praticamente de uma forma

59


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:

a) as condições de estabilidade da rocha que compõe o maciço e a segurança

nas operações de escavação;

b) o volume de produção desejado, o qual determinará o tipo e o porte dos

equipamentos de perfuração, carregamento e transporte;

c) a maximização da eficiência no custo total de perfuração e desmonte.

Principalmente quando se considera a redução dos custos de perfuração e

desmonte há uma tendência mundial por se trabalhar com bancadas 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

15 m 10 m

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

60


Conforme se observa, no primeiro caso onde a altura de bancada escolhida foi

de 10 m, seriam necessárias 6 bancadas para se atingir os 60 m de

profundidade. Já no segundo caso, com bancadas de 15 m de altura, seriam

necessárias apenas 4 bancadas para se atingir os mesmos 60 m. Ou seja, uma

economia de 33 % em número de bancadas.

Consideremos agora, que os seguintes itens de custo são iguais 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 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 de tempo necessário para evacuação, espera e retorno às 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.

Todavia, ao adotarmos bancadas mais altas nos deparamos com alguns

inconvenientes, os quais podem ou não anular e até suplantar o peso das

vantagens obtidas:

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

coluna de hastes de perfuração, gerando desvios indesejáveis que

comprometem seriamente os resultados de fragmentação e arranque do pé

da bancada;

61

b) devido aos mesmos desvios, há sempre um risco de acidentes com

ultralançamento;

c) a velocidade de perfuração efetiva cai com o aumento da profundidade

perfurada, tanto pela diminuição na velocidade de avanço como pelo

aumento no ciclo de introdução e remoção das hastes;

d) a altura da pilha de material detonado aumenta, demandando equipamentos

de carga de maior porte, ou causando aumento no ciclo de 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 .

62


Observação: O tamanho ótimo do bloco é, normalmente, aquele cuja relação

com a dimensão da caçamba do equipamento de carregamento se encontra

entre 1/6 e 1/8.

c) Material para o porto e barragens: granulometria que vai deste 0,5 t a 12 t

por bloco.

63

5.3 VARIÁVEIS GEOMÉTRICAS DE UM PLANO DE FOGO

A figura 13 mostra as variáveis geométricas de um plano de fogo.

Figura 13 - Variáveis geométricas de um plano de fogo.

sendo:

H = altura do banco; D = diâmetro do furo; L = longitude do furo, d = diâmetro da carga; A = afastamento nominal; E = Espaçamento nominal; LV = longitude do desmonte; AV = comprimento da bancada; Ae = Afastamento efetivo; Ee = espaçamento efetivo; T = tampão; S = Subperfuração; I = longitude da carga; = angulo de saída; v/w = grau de equilíbrio; tr = tempo de retardo.

1 = repé; 2 = meia cana do furo; 3 = rocha saliente; 4 = sobreescavação;

5 = fenda de tração; 6 = trincamento do; 7 = cratera; 8 = carga maciço desacoplada.

Afastamento (A) - É a menor distância que vai do furo à face 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.

64


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.

AFASTAMENTO MUITO GRANDE - A sobreescavação (backbreak) na parede

é muito severa.

AFASTAMENTO EXCESSIVO - 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:

sendo: e = densidade do explosivo (g/cm3);

r = densidade da rocha (g/cm3);

de = diâmetro do explosivo (mm).

CONSIDERAÇÕES SOBRE O DESMONTE DE ROCHAS

65

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 Fragmentação Onda aérea

Ultralança-Mento

Vibração Comentários

1 Ruim Severa Severo Severa Quebra para trás. Não detonar.Recalcular o plano de fogo.

2 Regular Regular Regular Regular Recalcular, se possível. 3 Boa Boa Bom Boa Bom controle e boa fragmentação 4 Excelente Excelente Excelente Excelente Não há aumento em benefícios

para Hb/A > 4.

Se Hb/A > 4 A bancada é considerada alta.Se Hb /A < 4 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 de uma linha são iniciados instantaneamente, a seguinte expressão

pode ser usada:

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

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 = 2 x A

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

E = 1,4 x A

66

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) SUBPERFURAÇÃO (S) - É o comprimento perfurado abaixo da praça da

bancada ou do greide a ser atingido. A necessidade da subperfuração,

decorre do engasgamento da rocha no pé da bancada. Caso não seja

observada esta subperfuração, a base não será arrancada segundo um

angulo de 90 e o pé da bancada não permanecerá 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 (Hf) - É o comprimento total perfurado que,

devido a inclinação e a subperfuração (S), será maior que a altura 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:

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. O ótimo tamanho do material do tampão (OT)

apresenta um diâmetro médio (D) de 0,05 vezes o diâmetro do furo, isto é:

OT = D / 20

67

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

sobrepressão atmosférica e o ultralançamento dos fragmentos rochosos. A

altura do tampão pode ser calculada pela seguinte expressão:

T = 0,7 A

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

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

eliminado.

f) VOLUME DE ROCHA POR FURO (V) - O volume de rocha por furo é obtido

multiplicando-se a altura da bancada (Hb) pelo afastamento (A) e pelo

espaçamento (E):

V = Hb x A x E

g) PERFURAÇÃO ESPECÍFICA (PE) - É a relação entre a quantidade de

metros perfurados por furo e o volume de rocha por furo (V), isto é:

PEH

Vf

h) CÁLCULO DAS CARGAS

Razão Linear de Carregamento (RL)

RLd

xee

2

4000

68


onde: de = diâmetro do explosivo (mm);

e = densidade do explosivo (g/cm3).

Altura da carga de fundo (Hcf )

A carga de fundo é uma carga reforçada, necessária no fundo do furo onde a

rocha é mais presa.

Alguns autores sugerem que Hcf deve ser um valor entre 30 a 40% da altura da

carga de explosivos (Hc). A tendência, a depender dos resultados dos

desmontes, é de reduzi-la cada vez mais para diminuir os custos com

explosivos.

Hcf = 0,3 x Hc = 0,3 x (Hf - T)

Altura da carga de coluna (Hcc )

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)

69

ou

5.4 EXEMPLOS DE CÁLCULO DE PLANO DE FOGO

70

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); = 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)

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)

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:

71

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)

RLd

xee

2

4000

Para o ANFO:

g) Cálculo da altura da carga de explosivo (He)

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 m3

j) Cálculo da razão de carregamento (RC)

72

l) Cálculo da Perfuração Específica (PE)

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 furo): 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

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:

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 o custo do desmonte por m3 e tonelada (perfuração + explosivos +

acessórios).

a) Cálculo do número de furos necessários (NF)

NF = (m3 necessários) : (volume de rocha por furo) = 4481 : 140,4 = 32

73

b) Cálculo do total de metros perfurados (MP)

MP = NF x Hf = 32 x 16,6 = 531,2 m

c) 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 = R$ 2.898,43

Custo com acessório (CA):

CA = R$ 192 + R$ 12 + R$ 261,45 + R$ 1,6 = R$ 467,05

Custo com explosivo e acessório (CEA)

CEA = CCE + CA = R$ 2.898,43 + R$ 467,05 = R$ 3.365,48

e) Cálculo do custo da perfuração (CP)

CP = MP x custo/m = 531,2 m x R$ 5,52/m = R$ 2.932,22

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

[CTD]

CTD = CP + CEA = R$ 2.932,22 + R$ 3.365,48 = R$ 6.297,70

74

g) Custo por m3

(R$ 6.297,70 : 4481 m3) = R$ 1,41 / m3

h) 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; = 1,15 g/cm3; Furos com água.

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)

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)

75

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) Cálculo do Tampão (T)

T = 0,7 x A = 0,7 x 2,0 m = 1,4 m

f) Cálculo da altura da carga de explosivo (Hce)

Hce = Hf - T = 8,2 m - 1,4 m = 6,8 m

g) Cálculo do número de cartuchos da carga de explosivo (NCe)

i) 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

76

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)

6. ESTUDO DA FRAGMENTAÇÃO DA ROCHA

Uma pobre fragmentação, usualmente, resulta em alto custo no desmonte

secundário e alto custo de carregamento, transporte, britagem e manutenção,

gerando os seguintes problemas:

77


Carregamento Transporte

- menor enchimento das caçambas - atraso na pilha de deposição

- presença de blocos e lajes - pisos irregulares

- pilha baixa e compacta - ângulos acentuados das

- aumento nos custos da das vias de acesso

manutenção - aumento nos custos de

- aumento do ciclo dos caminhões, manutenção

escavadeiras e/ou pá carregadeira - desgastes dos pneus e/ou das

- aumento do desmonte secundário correias transportadoras

Britagem Controle do Maciço

- engaiolamento de blocos no britador - instabilidade dos taludes

- atrasos nas correias - aumento no tempo do

bate choco

- aumento nos custos da manutenção - sobreescavação do maciço

Meio Ambiente

- excessivo pulso de ar

- maior ultralançamento

- excessiva poeira e gases

- excessiva vibração

- riscos de danos às instalações,

78


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.

(As figuras 15-(a) e 15-b) mostram a altura da pilha apropriada para a pá

carregadeira, e para a escavadeira a cabo e hidráulica, respectivamente.

79

Figura 14 - Perfis de pilhas de rochas desmontadas.

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.

81


7. EFEITO DOS RETARDOS NOS DESMONTES DE ROCHAS

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;

f) maiores tempos de retardo diminuem a incidência da quebra para trás

(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 de iniciação de tubos de choque.

84

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

85

8. MÉTODOS DE AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DO 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;

curva granulométrica completa (Fragmentation Photoanalysis System -

WipFrag);

volume do material que requer fragmentação secundaria (fogacho);

interrupções pela presença de matacões no britador primário.

86


9. ESCAVAÇÃO DE TÚNEIS E GALERIAS COM O USO 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

naturais. Todas as civilizações da antiguidade desenvolveram métodos 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 primeira usada para a lavra de rochas ornamentais.

O templo de Abu Simbel no rio Nilo foi construído em 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 m2.

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 rochas sólidas que eram fragmentadas (lascadas) pelo chamado fogo

resfriado, um método envolvendo o aquecimento da rocha com fogo, seguido de

seu súbito resfriamento por lançamento de água fria. Os métodos de ventilação

eram primitivos, freqüentemente se limitavam à agitação de leques nas bocas

87


dos poços, e a maioria dos túneis custou a vida de centenas ou mesmo milhares

de escravos utilizados como trabalhadores.

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.

Simultaneamente, a abertura de túneis ferroviários espetaculares foi iniciada na

Europa Central através dos Alpes. O primeiro deles, o túnel Mont Cenis

necessitou de 14 anos (1857-1871) para ser completado em seus 14 km. Seu

engenheiro, Germain Sommeiller, introduziu várias técnicas pioneiras, incluindo

carretas de perfuração sobre trilhos, compressores de ar hidráulicos 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

europeus posteriores, após a substituição das brocas por outras mais

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 pelo Barão de Mauá para a 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

francês. O primeiro uso da couraça foi em 1825 no túnel de Wapping-

Rotherhithe através das argilas do rio Tamisa.

88

As esporádicas tentativas do sonho dos engenheiros e túneis de possuir uma

escavadora mecânica rotativa foram coroadas com êxito em 1954, na barragem

de Oahe no rio Missouri perto de Pierre no Dakota do Sul (Hennies, W. T. &

Silva, L. A. A, 1997).

Inaugurada em dezembro de 2002, a pista descendente da Rodovia 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 ambiente para oferecer uma nova alternativa na ligação do Planalto

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 elevou em 70% a capacidade do Sistema Anchieta-Imigrantes, afetou

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

Anchieta-Imigrantes. A execução ficou a cargo do Consórcio Imigrantes,

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 três túneis, com extensão total de 8,23 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 entre seus pilares, que passou de 45 para 90 metros. Desta forma, foi

possível utilizar menos colunas, outra maneira de reduzir a área afetada.

89

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

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 comprimentos dos túneis podem variar de alguns metros, em túneis

ferroviários, até alguns quilômetros em projetos hidrelétricos.

Em muitos casos, os túneis na engenharia civil não apresentam nenhum valor

até os mesmos serem completados, então, uma rápida taxa de avanço é

usualmente uma meta.

Outros fatores de preocupação incluem o uso final (requerendo um acabamento

na parede), tipos de suporte, tipos de revestimentos, tipos de rochas

encontradas, perfuração, carregamento e equipamentos de carregamento,

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 hidroviários ou de canal;

b) túneis ferroviários;

c) túneis rodoviários;

d) sistemas metropolitanos;

90

e) sistemas para suprimento d’água;

f) sistema de disposição de esgotos;

g) condutos forçados de usinas hidrelétricas;

h) vias e câmaras subterrâneas estratégicas (armazenamento de resíduos

atômico, testes nucleares etc.);

i) vias de mineração.

9.4 CICLO DA ESCAVAÇÃO DA ROCHA

O objetivo da escavação com o uso de explosivos é de 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 (número e comprimento dos furos) com o tempo de limpeza (tipo de

carregadeiras e/ou escavadeiras e equipamentos de transporte) 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 da perfuração e detonação vêm sendo tentadas, porém com 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.

91

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:

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.

Custo corrente e variações: o método de escavação com o uso de

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.

Flexibilidade na operação: A perfuração e o desmonte podem ser

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

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.

92

Em túneis perfurados com grande diâmetro, o ciclo de perfuração, de

detonação, de carregamento e de reforço da rocha será influenciado não

somente pelo tempo para executar a tarefa, mas também pelos seguintes

fatores:

as necessidades de reforço que limitam o avanço da face;

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 determinada tarefa, mantendo fora do circuito outras atividades que

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 múltiplas.

Seção Plena

Sempre que possível o sistema conhecido por sistema inglês ou da seção plena

(figura 26 a) avanço integral da seção é escolhido para realizar um determinado

avanço de uma só vez.

93

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”).

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

94

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 de num compromisso de entre uma tentativa de acelerar ao máximo a

operação de abertura e a necessidade de suportar a rocha antes que esta caia

no túnel originando problemas de segurança ou estabilidade. Por isso o método

de ataque depende do comportamento e da dimensão e forma da 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 e um túnel com avanço em duas seções. Já a figura 21

mostra uma perfuração de um túnel efetuada por um jumbo.

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

95

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

9.8 PILÕES

Para um desmonte ser econômico, e necessário que a rocha a ser desmontada

tenha face livre. Em algumas aplicações de desmontes essas faces livres

inexistem. É o caso do desenvolvimento de túneis, poços (shafts), e outras

aberturas subterrâneas, onde se torna necessário criar faces livres

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

presença de juntas e planos de fraqueza, mas também da habilidade 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

96

Pilão em Pirâmide

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 e chaminés. Em trechos horizontais este pilão não tem sido muito

utilizado devido aos furos desviados para baixo.

Figura 22 - Pilão em Centro ou em Pirâmide

97

Vista FrontalVista Isométrica

Pilão em V ou em Cunha

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)

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

99

Consiste na perfuração de dois furos secantes de igual diâmetro, que

constituem a face livre em forma de 8 para as primeiras cargas

Figura 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 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 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

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 28 e 29 mostram as zonas de um 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 silenciosa para túnel (Brinel, Exel etc.), cordel detonante (Manticord,

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 frente de avanço é a chave que abre a rocha até uma

profundidade que depende da forma e sucesso conseguido no mesmo.

103

As fases seguintes do desmonte, repartidas no espaço remanescente, devem

ser projetadas para se obter o contorno desejado com um menor dano 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 para equipamento de 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:

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:

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 rocha, são extremamente dependentes da precisão do esquema 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

descontinuidades (falhas e juntas) e mudanças litológicas, bem como pelo peso

da coluna de perfuração.

Cada centímetro perdido no avanço tem que ser novamente perfurado,

recarregado e desmontado.

A qualidade do desmonte possui grande impacto na segurança e nas

necessidades de suporte.

106

É muito importante que os furos do pilão sejam perfurados o mais paralelo

possível, respeitando a distância calculada no plano de fogo. Desvios tão

pequenos como, por exemplo, de 50 mm em uma perfuração de 3 m podem

resultar em uma saída ruim do pilão. Quando possível, o pilão de ser perfurado

no mínimo 150 mm a mais do que os demais furos para aumentar 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

107

Cálculo da Razão Linear (RL)

onde:

de = diâmetro do explosivo (mm);

= densidade do explosivo (g/cm3).

Carga explosiva por furo do 1 Quadrado (Q1)

Q1 = (H – T1) x RL

Número de cartuchos por furo do 1 quadrado (NC1)

onde: 0,610m é o comprimento do cartucho

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


Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 2 Quadrado (dcc2):dcc2 = 1,5W1

Cálculo do lado do 2 Quadrado (W2)

108


Cálculo do Tampão (T2)

T2 = 0,5W1


Q2 = (H – T2) x RL

Número de cartuchos por furo (NC2)


Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 3 Quadrado (dcc3):

dcc3 = 1,5W2


Cálculo do Tampão (T3)

T3 = 0,5W2 Carga explosiva por furo do 3 Quadrado (Q3)

Q3 = (H – T3) x RL


109


Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 4 Quadrado (dcc4):

dcc4 = ar + 0,5 x W3; sendo ar o afastamento recomendado

Pela tabela 14, ar = 1,0 m

Tabela 14: Valores do afastamento para diversos diâmetros da perfuração

Diâmetro da perfuração Afastamento recomendado - ar (m) 25 mm = 1” 0,75 29 mm = 1 1/8” 0,80 32 mm = 1 ¼” 084 38 mm = 1 ½” 1,00 51 mm = 2” 1,18


Cálculo do tampão (T4)

T4 = 0,5ar


Q4 = (H – T4) x RL


CÁLCULO DOS DEMAIS FUROS DA SEÇÃO

110

FUROS DO PISO (Levante, Sapateira, Rebaixe)

Afastamento recomendado (ar) do último quadrado

Cálculo do Espaçamento do levante (El)

El = 1,1ar

Número de furos do piso (NFl)

O tampão dos furos de levante é calculado através da seguinte expressão:

Tl = 0,2ar

Carga explosiva de cada furo do levante (Ql)

Ql = (H – Tl) x RL

Número de cartuchos por furo (NCl)

FUROS DA PAREDE

Neste caso teremos que executar a técnica de “Detonação Amortecida”,

utilizando a tabela 15:

Tabela 15: Valores a serem aplicados na técnica de Detonação Amortecida

Diâmetro da perfuração (mm)

RL (kg/m)

Diâmetro do cartucho (mm)

Afastamento (ap), em metros

Espaçamento (Ep), em metros

25 – 32 0,11 11 0,3 – 0,5 0,25 – 0,35

111

25 – 48 0,23 17 0,7 – 0,9 0,50 – 0,7051 – 64 0,42 22 1,0 – 1,1 0,80 – 0,90

76 0,50 38 1,4 1,6

Cálculo do tampão dos furos da parede (Tp)

Tp = 0,5ap

Cálculo da carga dos furos da parede (Qp)

Qp = (H-Tp) x RL

Cálculo do número de cartuchos dos furos da parede (NCp)

NCp = (H – Tp) / 0,5

Onde: 0,5 é o comprimento do cartucho utilizado na parede

Cálculo do número de na parede (NFp)

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)

sendo R = altura da abóbada.

112

Número de furos do contorno (teto + parede) (NFc)

onde:

LD = (altura da parede – al) x 2 + R

Ao locar os furos de contorno, devemos ter em mente os ângulos de saída (),

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

(corresponde a 5 cm/m) deve ser suficiente para permitir espaço 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)

sendo:

Eli = 1,1 x ar

113

EDH = LT – W4 – 2 x ap

Número de linhas horizontais (NLH)

EDV = ap – al

Número de furos intermediários laterais ao pilão (NF il)

NFil = NLV x NLH

Cálculo do Tampão (Til)

Til = 0,5 x ar

Cálculo da carga por furo (Qil)

Qil = (H - Til ) x RL

Cálculo do número de cartuchos por furo (NCil)

NCil = (H - Til ) / 0,601 m

CÁLCULO DOS FUROS INTERMEDIÁRIOS ACIMA DO PILÃO (REALCE)

Ei = 1,2 x ai = 1,2 m

Número de arcos e linhas (Nal)

Nal = INT(R – ap)

Número de furos do 1 arco superior (NF1)

114



Número de furos na horizontal (NFh)

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

Existem poucas regras para a determinação dos tempos de retardo na

escavação por explosivos de um túnel. Os tempos de retardo serão

influenciados pelas condições específicas das faces, incluindo:

115

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 do Norte e em outras partes do mundo é utilizado retardo de tempos

curtos (SPD).

Vantagens dos retardos de tempos curtos:

fragmentação mais fina;

pilha mais solta (mais fácil de escavar);

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:

116

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:

Diâmetro da perfuração (D1) = 38 mm = 0,038 m

Diâmetro do furo central vazio do pilão - alargado (D2) = 127 mm = 0,127

m

Ângulo de saída dos furos de contorno () = 3

Explosivo a ser utilizado: Emulsão com as seguintes dimensões = 29

mm x 610 mm; Explosivo (petecas): 22 mm x 500 mm; densidade da

peteca () = 1,0 g/cm3

Rocha e densidade: calcário; = 2,7 g/cm3 = 2,7 t/m3

Pede-se dimensionar o plano de fogo e o consumo de explosivos e acessórios

necessários para a execução da obra.

Solução:

a) Cálculo da profundidade do furo (H) e do Avanço (X)

117

Avanço (X)

b) 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:

a = 1,5D2 = 1,5 x 0,127 m a = 0,19 m = 19 cm

Cálculo da razão linear (RL) para de = 29 mm

Tampão (T1)

118

T1 = a = 0,19 m = 19 cm


Q1 = (H – T1) 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 (NC1)

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

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 (dcc2):

dcc2 = 1,5W1 = 1,5 x 0,27 m dcc2 = 0,405 = 41 cm


119

T2 = 0,5W1 = 0,5 x 0,27 m T2 = 0,14 m = 14 cm




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

T3 = 0,5W2 = 0,5 x 0,56 m T3 = 0,3 m = 30 cm



120


e) 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

T4 = 0,5ar = 0,5 x 1,00 m T4 = 0,5 m = 50 cm


121



CÁLCULO DO DEMAIS FUROS DA SEÇÃO

f) Furos do Piso (Sapateira, Levante)

Afastamento prático (ar) do último quadrado (ar = 1,0 m)

Cálculo do Espaçamento do levante (El)

El = 1,1ar = 1,1 x 1,0 m El = 1,1 m

Número de furos do piso (NFl)

122

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 (Ql)

Ql = (H – Tl) x RL = (3,8 m - 0,2 m) x 0,759 kg/m Ql = 2,732 kg

Número de cartuchos por furo (NCl)

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)

RL (kg/m)

Diâmetro do cartucho (mm)

Afastamento (ap), em metros

Espaçamento (Ep), em metros

25 – 32 0,11 11 0,3 – 0,5 0,25 – 0,35

123

25 – 48 0,23 17 0,7 – 0,9 0,50 – 0,7051 – 64 0,42 22 1,0 – 1,1 0,80 – 0,90

76 0,50 38 1,4 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 (Qp)

Qp = (H-Tp) x RL = (3,8 m – 0,4 m) x 0,230 kg/m Qp = 0,782 kg

NCp = (H – Tp) / 0,5 = (3,8 m – 0,4 m) / 0,5 NCp = 7

h) FUROS DO TETO

Os furos do teto apresentam os mesmos dados que os furos da parede:

124

at = 0,8 m; Et = 0,6 m; Qt = 0,782 kg; Tt = 0,4 m

Número de furos do teto (NFt)

sendo R = altura da abobada.

Número de furos do contorno (teto + parede) (NFc)

onde:

LD = (altura da parede – al) x 2 + R = (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)

125

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:

Número de linhas horizontais (NLH)

sendo:

ar = 1,0 m

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

Número de furos intermediários laterais ao pilão (NF il)

NFil = NLV x NLH = 8 x 3 NFil = 24

Cálculo do Tampão (Til)

Til = 0,5 x ar = 0,5 x 1,0 m Til = 0,5 m

Cálculo da carga por furo (Qil)

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 (NCil)

126

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

j) Furos Intermediários acima do pilão (Realce)

ai = 1,0 m (último quadrado); Ei = 1,2 x ai = 1,2 m

Número de arcos e linhas (Nal)

Nal = INT(R – ap) = INT(6,0 m – 0,8 m) Nal = 5



127


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 (NFh)

Cálculo do tampão dos furos 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 (NCiap)

NCiap = (H - Tiap ) / 0,610 m = (3,8 m – 0,5 m) / 0,610 m NCiap = 5,5

128

RESUMO

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 “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)

Total de explosivo (kg)

1 Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,740 10,9602 Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,778 11,1103 Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,657 10,6284 Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,505 10,020

Piso (sapateira) 12 29 mm x 200 mm 2,732 32,784

129

Paredes 8 17 mm x 500 mm 0,782 6,256Teto 30 17 mm x 500 mm 0,782 23,460

Intermediários laterais ao pilão

24 29 mm x 200 mm 2,505 60,120

Intermediários acima do pilão

37 25 mm x 200 mm 2,505 92,685

Consumo total de explosivos por desmonte: 258,023 kg

CONSUMO TOTAL DE EXPLOSIVOS E ACESSÓRIOS POR DETONAÇÃO

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

Cartuchos de 17 mm x 500 mm: 29,716 kg

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

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: 29,716 kg / detonação x 385 detonações: 11,44 t

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:

130

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/m3

Ligação da Face do Túnel

9.14 DESMONTE DE PRODUÇÃO

131


132

FIGURA 32 – MÉTODO DE LAVRA SUBLEVEL STOPING

FIGURA 33 – PERFURAÇÃO DO REALCE

133

Figura 34 - Perfuração no Método de Furos Longos

134

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 (backbreak) nos limites da escavação, quando se usa

explosivos.

O ultra-arranque, ou sobrescavação, ocorre quando a resistência à compressão

dinâmica do maciço rochoso é excedida. Se a resistência à compressão

135

Figura 35 - Método de Lavra VCR – Vertical Crater Retreat

Figura 36 - Carregamento do VCR


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

sistemas de sustentação: tirantes, cavilhas, split set, cintas metálicas,

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;

aumento da vazão da água na zona de trabalho, devido a abertura 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 de bermas largas, repercutindo positivamente sobre a produção

e a segurança nos trabalhos de explotação;

tornar seguro e estético os trabalhos de desmonte relacionados à engenharia

urbana.

Paralelamente, nos trabalhos subterrâneos a aplicação dos desmontes de

contorno tem as seguintes vantagens:

136

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 subterrâneas e a céu aberto, são justificados por motivos técnicos,

econômicos e de segurança.

10.2 Pressão produzida no furo durante a detonação do explosivo

O pico da pressão exercida pela expansão dos gases, depende primariamente

da densidade e da velocidade de detonação do explosivo. As pressões podem

ser calculadas usando a seguinte expressão:

sendo:PF = pressão da carga da coluna de explosivo acoplada ao furo (GPa);

= densidade do explosivo (g/cm3);

VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s);

Quanto menor a pressão da carga da coluna de explosivo, menor será o ultra-

arranque.

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

137


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 da 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 Cd

Dl

2 4,

onde:

PE = pressão efetiva (amortecida), GPa;

Cl = quociente entre a longitude da carga de explosivo e da longitude da

carga de coluna (Cl = 1 para cargas contínuas, isto é, sem

espaçadores);

d = diâmetro da carga de explosivo (polegadas ou mm);

D = diâmetro da perfuração (polegadas ou mm).

Dessa maneira a pressão do furo é drasticamente reduzida através do

desacoplamento.

Nesse texto abordaremos os seguintes tipos de desmonte escultural: pré-corte

(pre-splitting) com cargas desacopladas ou espaçadas e pré-corte com o

sistema Air deck.

O método do pré-corte (figura 37) compreende uma carreira de furos

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 nas adjacências tenha sido executado. Acredita-

se que este procedimento cria umas fraturas abertas, necessárias para dissipar

a expansão dos gases provenientes da escavação principal.

138

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

10.4 Regras empíricas para o cálculo do plano de fogo do desmonte 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 à linha de furos mais próxima de produção: 15 a 20 vezes o 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 perfuração;

139

A literatura recomenda os seguintes espaçamentos e razões lineares de carregamento

em função do diâmetro do furo:

Diâmetro do furo (mm) Espaçamento (m) Razão linear (g/m)

32 0,25 - 0,40 90 38 0,30 - 0,45 130 45 0,35 - 0,50 180 51 0,40 - 0,55 230 64 0,45 - 0,65 350 76 0,50 - 0,75 500 89 0,55 - 0,85 690 102 0,65 - 0,95 900 127 0,75 - 1,15 1400 152 0,90 - 1,30 2000

Observação: Uma boa indicação e fazer a distância X igual ao comprimento

do cartucho utilizado.

5. Pré-corte com o sistema air deck

O pré-corte com Air deck refere-se a um sistema no qual combina o

efeito do explosivo com uma câmara de ar no furo da perfuração. Esse sistema

difere do tradicional de carga sólida. O ar se forma ao remover parte da

quantidade de explosivo normalmente utilizado em uma carga sólida. O

Multiplugue consiste de uma bolsa inflada de ar com uma pressão

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 Tampão

140

Plugue Carga Desacoplada Cargas Espaçadas

Carga Fig.38-a - Pré-corte com carga contínua Fig. 38-b - Pré-corte com cargas Fig. 38-c – Pré-corte desacopladas. com AIR-DECK 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 energia potencial do explosivo seja transferida ao meio sólido em uma

seqüência de pulsos em vez de uma expansão instantânea. Essa técnica

apresenta as seguintes vantagens em relação à técnica do pré-corte com cargas

desacopladas ou cargas espaçadas:

uso de explosivos comuns (ANFO), em vez de explosivos especiais

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.

PLANO DE FOGO PARA O PRÉ-CORTE COM O SISTEMA AIR-DECK

Regras práticas para o cálculo do desmonte escultural com o sistema AIR DECK

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

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

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

141

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

Exemplo do cálculo do desmonte escultural com o sistema AIR DECK:Considerando os seguintes dados na realização de um 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 (T) ou posição do plugue em relação ao topo do furo: 15 x 0,1524 = 2,3 m

Carga de explosivos por furo (Q): 0,9 x 15 x 3,0 = 40,5 kg

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

Observações:

a última linha de furos de produção (buffer line) deve ter sua carga

reduzida, no mínimo de 50%, para que a parede do pré-corte não seja

danificada durante a detonação principal;

nos exemplos acima, os valores devem ser ajustados em função das

descontinuidades (falhas, juntas, fissuras, dobras etc.) apresentadas pelas

rochas e o tipo de explosivo;

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;

142

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

segurança dos taludes e diminuindo os níveis de vibração do terreno,

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

problemas ambientais gerados durante o desmonte de rocha (vibração 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( f): 3” = 0,0762 m; Profundidade dos furos (H): 14 m; Comprimento da carga de fundo (Cf): 0,6 m (um cartucho de 2-1/2” x 24”, por exemplo).

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

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

Comprimento da carga de coluna de explosivo por furo (Cc): Cc = H – T – Cf -AD Cc = 14 m – 1,4 – 0,6 - 0,8 m = 11,2 m

143

11. PROBLEMAS AMBIENTAIS GERADOS PELOS

DESMONTES DE ROCHAS

11.1 Problemas gerados pelos desmontes de rochas

A detonação de uma carga explosiva contida em um furo gera pressões

instantâneas que podem atingir 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 ao maciço rochoso na forma

144


de ondas de choque instáveis, de alta velocidade (body waves), que vai se

propagar pelo maciço, sob forma ondulatória, provocando vibrações, até que a

energia se dissipe; uma terceira parte da energia de detonação vai ser

transmitida à atmosfera, provocando ruídos e onda aérea (sobrepressão

atmosférica). A figura 39 mostra os principais problemas gerados pelos

desmontes de rochas.

Figura 39 - Perturbações originadas 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.

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

estruturais. No Brasil a ABNT (Associação Brasileira de Normas Técnicas)

145

estabeleceu normas, válidas a partir de 31/10/2005, através da ABNT NBR 9653

(Norma Brasileira Registrada), para reduzir os riscos inerentes ao desmonte de

rocha com uso de explosivos em minerações, estabelecendo os seguintes

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 de uma partícula em um ponto durante um determinado intervalo de

tempo, considerando como sendo o maior valor dentre os valores de pico das

componentes de velocidade de vibração da partícula para o mesmo 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:

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) ultralançamento: arremesso de fragmentos de rocha decorrente do

desmonte com uso de explosivos, além da área de operação.

f) distância escalonada (DE) ou distância reduzida: calculada através da

seguinte expressão e usada para estimar a vibração do terreno:

146

onde:

D é a distância horizontal entre o ponto de medição e o ponto mais 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,

fragmentação, deslocamento e lançamento de rocha mediante aplicação 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.

147

Figura 40 – Limites de velocidade de vibração de partícula de pico por faixas de freqüências.

nível de pressão acústica: a pressão acústica, medida além da área de

operação, não deve ultrapassar o valor de 100 Pa, o que corresponde a um

nível de pressão acústica de 134 dBL pico.

Ultralançamento: o ultralançamento não deve ocorrer além da área de

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

critérios estabelecidos para evitar danos. Entretanto, o respeito às leis não

excluem problemas: vibrações dentro de limite legais podem ainda aborrecer

vizinhos. Estes aborrecimentos poderão induzir a problemas de relacionamento

com a vizinhança, litígios e fechamento da mina.

Situações excepcionais: quando por motivo excepcionai, houver o

impedimento da realização do monitoramento sismográfico , pode ser

considerada atendida essa Norma com relação à velocidade de 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 Causas dos problemas ambientais gerados pelos 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

148

fora dessa vizinhança, não ocorrem permanente deformações, e sim uma rápida

atenuação das ondas de tensão, fazendo com que o terreno exiba propriedades

elásticas. As vibrações dos terrenos geradas pelo desmontes de rochas por

explosivos se transmitem através dos materiais como ondas sísmicas, cuja

frente de desloca radialmente a partir do ponto de detonação. As distintas

ondas sísmicas se classificam em dois grupos: “ondas internas” e “ondas

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

partículas na direção de propagação das ondas. São as mais rápidas e

produzem troca de volumes, sem troca de forma, no material através do qual se

movimentam.

(O segundo tipo é constituído das “Ondas Transversais ou de Cisalhamento-S”,

figura 41 - b), que dão lugar a um movimento das partículas perpendicular a

direção de propagação da onda.

Os materiais submetidos a esses tipos de onda experimentam trocas de forma e

não de volume.

149

Figura 41 - Efeito das 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 de pressão das ondas transversais é da ordem de 50 a

60% da velocidade das ondas compressionais.

Sobrepressão atmosférica e ruído

Sempre que um explosivo é detonado ondas transientes de pressões são

geradas. Como o ar é compressível, absorve parte da energia da onda de

pressão, à medida que essas ondas passam de um ponto a outro, a pressão do

150

a)

b)

ar aumenta rapidamente a um valor acima da pressão atmosférica. Antes

dessas ondas retornarem a um valor abaixo da pressão atmosférica as mesmas

sofrem uma série de oscilações. A pressão máxima, isto é, acima do valor da

pressão atmosférica, é conhecida como sobrepressão 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 freqüência que pode chegar a produzir danos diretamente sobre as

estruturas, entretanto são mais comuns as vibrações de alfa freqüência que se

manifestam como ruído das janelas, portas etc.

A sobrepressão atmosférica de baixa freqüência ao atingir uma residência

provoca vibrações nas estruturas. Se a vibração induzida é de suficiente

magnitude será percebida pelos ocupantes da residência podendo causar danos

materiais.

Os elementos flexíveis de uma residência (paredes, pisos, teto etc.) e os

objetos fixados aos mesmos (quadros, lustres, persianas, móveis, louças etc.)

são muito sensíveis as sobrepressões atmosféricas. Muitas vezes a intensidade

da sobrepressão é percebida pelos residentes através de objetos situados nas

mesas, armários, estante, quando estes começam a vibrar, ocorrendo assim

uma vibração secundária, provocando a reação imediata dos 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

151

dos fragmentos projetados, afastamentos incorretos e a falta de cobertura dos

cordéis detonantes como mostra a figura 42.

Figura 42 - Fontes de ondas 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 da onda de pressão de volta para a superfície a uma certa 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 é o lançamento indesejável de fragmentos rochosos da área

de desmonte, 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 considerável, como

é mostrado na figura 43.

152

Figura 43: Causas dos ultralançamentos dos fragmentos rochosos.

153

Continuação da Figura 43.

A continuação da figura 43 mostra que o ultralançamento pode ser causado pela

inclinação 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.

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 velocidade de vibração do terreno

154

A velocidade de vibração proveniente de uma detonação é diretamente

proporcional à energia desenvolvida durante a reação do explosivo e,

consequentemente, da quantidade de explosivos utilizados, e inversamente

proporcional à distância do sensor ao ponto do desmonte. A fim de se estudar o

comportamento do terreno é necessário realizar um certo número de 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 aceleração, velocidade e deslocamento, é de consenso geral que a

velocidade pode ser correlacionada de maneira mais imediata a danos em

estruturas. A onda de tensão possui três componentes - vertical, longitudinal

(radial) e transversal, sendo necessária à medição das três componentes

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

velocidade de partícula é a medida da velocidade de partícula do terreno

durante a passagem da onda de vibração, e não a velocidade da onda em si.

Na prática, a lei de atenuação da vibração dos terrenos, que relaciona a

velocidade de partícula com a distância escalonada, D Q , é regida pela

seguinte expressão (Berta, 1994):

V kD

Q

m

onde:

V = velocidade de vibração da partícula (mm/s);

D = distância do local do desmonte até o ponto de registro (m);

Q = carga máxima por retardo (kg);

K e m = constantes que dependem do tipo de desmonte, tipo de explosivo,

da homogeneidade da rocha e da presença de juntas, falhas, fendas etc.

155

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.

156

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

157

Tem sido observado que os valores de k e m variam consideravelmente de um

local para outro, por isso as medições de vibração são úteis em situações

críticas, a menos que 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 sismógrafo permite levantar os seguintes dados: deslocamento,

velocidade, aceleração e freqüência de vibração do 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

Caso fosse utilizado um retardo entre as linhas, a carga máxima por espera

passaria a ser de 1140kg (10 furos x 114 kg). Dessa forma a nova velocidade

de vibração seria de:

11.5 Distância Reduzida (DR)

158

A distância reduzida é um desenvolvimento da lei de propagação da United

States Bureau of Mines (USBM), e constitui um meio prático e efetivo no

controle da vibração. A distância reduzida é definida pela relação:

DRD

Q

Exemplo:

Assuma que um valor seguro (imposto por lei) seja de DR = 60. Uma pedreira

normalmente usa uma carga máxima de 350 kg por espera. Uma nova casa

está sendo construída a uma distância de 300 m do local do desmonte. As

condições de desmonte são seguras?

DRD

Q

300

35016

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:

60350

1122 D

m

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

60300

25 Q

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;

159

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.

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.).

160

12. DESMONTE SUBAQUÁTICO

12.1 CONDIÇÕES DE APLICABILIDADE

Os desmontes subaquáticos ou submarinos se aplicam se aplicam a diversos

tipos de obras, tais como:

- desmontes de trincheiras, através de rios, para a colocação de 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 QUE DEVEM SER CONSIDERADOS PARA A 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.

161


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;

- 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

162

Figura 45 - Perfuração e desmonte a partir de uma plataforma

Figura 46 - Perfuração e desmonte utilizando mergulhadores

163


12.3 CÁLCULO DE CARGAS E ESQUEMAS DE PERFURAÇÃO

As diferenças básicas entre um desmonte a céu aberto e um desmonte

subaquático reside no fato que, geralmente, no último só se dispõe de uma face

livre, a água e a areia exercem um empuxo ou 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 da razão de carregamento (RC) as seguintes fórmulas 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;

164

Figura 47 – Desmonte Subaquático utilizando cargas ocas

RCverticais = razão de carregamento quando os furos forem verticais;

HA = altura da lâmina d’água;

HC = altura do capeamento;

HR = altura da rocha.

b) Razão linear da carga (RL)

c) Superfície efetiva de arranque (SEA)

d) Esquema de perfuração – Malha utilizada (A x E)

Neste caso utiliza-se a malha quadrada:

e) Subperfuração (S)

A tabela 17 pode ser utilizada para o cálculo da Subperfuração.

Tabela 17 – Determinação da Subperfuração em função do afastamento

Ângulo da ruptura 0 10 20

Subperfuração (m) 0,70A 0,88A A

f) Tampão (T)

165

g) Carga por furo (CF)

CF = RL (Hf - T)

Exemplo

Deseja-se efetuar um desmonte 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

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 da razão de carregamento (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 linear de carregamento (RL)

c) Superfície efetiva de arranque (SEA)

d) Afastamento (A) e Espaçamento (E)

166

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

h) Carga por furo (CF)

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

13. DESMONTES EM RAMPAS

167


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 perpendicularmente à face livre e o movimento dos fragmentos é

contra a gravidade. Será assumido que os diâmetros dos furos 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.

Figuras 48 – Variáveis da abertura de uma rampa

Uma certa quantidade de subperfuração deve ser utilizada 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 DE DETONAÇÃO PROFUNDA

168

Altura do bancoProf. do corte

A zona de detonação da bancada é caracteriza pela altura da bancada (H),

conforme ilustrada na figura 49. Nessa zona as seguintes fórmulas são

utilizadas:

Figura 49 – Zona de Detonação Profunda

A = KADe ; E = KE A ; S = KSA ; T = KT A

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:

LD = H / G onde G = inclinação da rampa.

B) ZONA RASA

169

AA

S

E

A zona rasa figura 50 é definida como a região de corte controlada tanto pela

mínima dimensão da malha, como pela mínima perfuração. A profundidade dos

furos e o tamanho da carga são constantes nesta região (figura 51).

Figura 50 – Localização da Zona Rasa e Profunda.

Figura 51 – Detalhe da carga na Zona Rasa

No cálculo utilizaremos as seguintes simplificações:

1) O topo da carga é colocado no nível do greide desejado. A profundidade 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:

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

de explosivos bombeados. O comprimento S’, para um único cartucho, pode

ser expresso em função do diâmetro do explosivo (De) do cartucho: S’ =

170

Zona ProfundaZona Rasa

S

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 afastamento (A’) é relacionado com a Subperfuração (S’):

A = mS

Combinando a equação do item 1 com a do item 3, teremos: H’ = 8,3De

O comprimento da região rasa será (LR ): LR = H’/G

C) ZONA DE TRANSIÇÃO

O comprimento da região de transição (LT) - figura 52 - é dado por:

LT = LD - LS

Figura 52 – Detalhes das Zonas de uma rampa.

Utilizando a semelhança de triângulo da figura 52 demonstra-se que:

Resolvendo a equação em função de X - distância horizontal entre a linha

teórica dos fundos dos furos e o começo da rampa -, teremos:

171

ProfundaTransição

Rasa

SSTS’

A subperfuração (ST), em qualquer ponto (LT) 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

- 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

172

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 m

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 (Lt + 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

173

Este processo pode ser repetido para qualquer ponto desejado dentro da zoa de

transição.

Etapa 5. O ábaco da figura 53, desenvolvido por Chung, pode ser utilizado para

simplificar o processo de cálculo. Contém 4 escalas: distância horizontal (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.

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

Etapa 6. O ábaco da figura 53 será utilizado.

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 de 80 m até 150 m. A profundidade da escavação da rampa é de 30

m. Embora existam outras combinações que podem ser utilizadas, 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

174

Distância Horizontal L (m)

Prof. do corte H (m)

E (m) e A (m)Subperfuração S (m)

7 m. Na zona rasa eles são de 2 m. O projeto real envolve uma transição 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

constante. É necessário o uso do bom senso nesta etapa. Linhas

correspondendo aos afastamentos de 6,5; 5,5; 4,5; 3,5 e 2,5 m são traçadas no

ponto de alinhamento. As correspondestes distâncias são apresentadas na

tabela 18.

Tabela 18 - Afastamentos em função da distância horizontal ao longo da escavação.

Afastamento (m) Distância Horizontal (m)

6,5 136

5,5 110

4,5 81

3,5 53

2,5 26

175

Distância Horizontal (m)


Etapa 7. Determinação da profundidade da perfuração para cada malha.

Essas profundidades são 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 malhas.

Malha (m x m) Profundidade do furo (m)

7 x 7 13,8

6 x 6 12,4

5 x 5 10,2

4 x 4 7,8

3 x 3 5,3

2 x 2 3,1

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

176



Profundidade

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

furo é igual a 0,64A. Considerando que o furo é carregado com ANFO

bombeado, a quantidade de explosivo (Q) será:

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

quantidade de explosivo (Q) será:

O comprimento da carga de explosivo é de 0,32 m. A tabela 20 mostra as

massas das cargas para cada malha definida.

Tabela 20 - Comprimento e massa das cargas para diferentes malhas

Malha (A x E) Comprimento da carga (m) Massa da Carga

(kg)

7 9,3 391

6 5,0 210

5 1,8 76

4 0,7 29

3 0,4 17

2 0,3 13

177

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.

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.

178

Retardos

Iniciação

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.

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.

179


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 quando as alturas são grandes (> 15 m) recomenda-se efetuar a

escavação por fase. Outros fatores que podem 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 importância da estabilidade da rocha nos taludes residuais,

especialmente em alturas elevadas, é normal terminar a escavação com

desmonte de contorno, o qual constitui outra razão para limitar a altura do corte

entre 10-12 m pela necessidade de manter a precisão da perfuração.

Os diâmetros de perfuração oscilam entre 65 e 125 mm. É habitual realizar os

desmontes com diâmetros de entre 89 e 125 mm e os de contorno entre 65 e 75

mm. Como o diâmetro de perfuração é influenciado pela altura do banco, deve-

se utilizar a 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:

180


Onde:

= 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 da rocha

Resistência da rocha à

compressão simples (MPa)

Branda Média Dura Muito Dura

< 70 70 – 120 120 – 180 > 180

Subperfuração (m) 10D 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 as longitudes recomendadas das cargas de fundo e

tampão (T) para diferentes tipos de rocha. As alturas da carga de coluna são

calculadas pela diferença entre as longitudes dos furos e a soma das cargas de

fundo e dos tampões.

Tabela 22 - Longitude do tampão da rocha em função da resistência da rocha




< 70 70 - 120 120 – 180 > 180

Longitude da carga de fundo - Lf

Tampão – T (m)

30D

35D

35D

34D

40D

32D

46D

30D

Esquemas de perfuração.

181

São sempre realizadas com furos verticais, e conforme seja a relação “H/D” dois

casos se distinguem:

a) Se H > 100D. É mais habitual para bancos de 10 a 12 m de altura. Os

valores do afastamento (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




< 70 70 - 120 120 – 180 > 180

Afastamento – A (m)

Espaçamento – E (m)

39D

51D

37D

47D

35D

43D

33D

38D

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

Esquema de iniciação.

Os esquemas mais utilizados são os retangulares (figura 57) ou triângulos

equiláteros (figuras 58 e 59).

182

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

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

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

183


Figura 60 – Malha estagiada com seqüência de iniciação em linha

Exemplo

Uma empreiteira responsável pela construção de uma rodovia 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 apresenta as seguintes 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 emulsão 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.

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

S = 12D = 12 x 0,0706 m S = 0,8 m

b) Longitude do furo (L)

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) Afastamento (A) e Espaçamento (E).

Como H > 100D. Pela tabela 23 teremos:

A = 35D = 35 x 0,0706 m A = 2,5 m

E = 43D = 43 x 0,0706 m E = 3,0 m

184

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

15. ESCAVAÇÃO A MEIA ENCOSTA

Este tipo de obra pode ser executada segundo três procedimentos (figura 61):

a) furos verticais paralelos ou em leque;

b) furos verticais e horizontais;

c) furos horizontais ou de levante.

185

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.

Figura 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:

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 de 8 m três ou mais linhas.

Seqüência de iniciação.

186

A figura 62 representa uma seqüência de iniciação para o desmonte de meia

encosta.

Quando nos desmontes são combinados furos horizontais com verticais, é

conveniente efetuar a escavação por fases, desmontado-se o material do

primeiro tiro antes de disparar o segundo. Se pela necessidade 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.

187

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

Figura 64 - Seqüência de iniciação em seção com furos verticais e horizontais

16. SEGURANÇA NOS DESMONTES DE ROCHAS

16.1 INTRODUÇÃO

Estas instruções e regras não invalidam, e isso deve ser bem compreendido, as

leis, ordens ou regulamentações federais, estaduais, corporacionais ou

municipais com as quais possam estar em conflito. Para o controle do

188


transporte, do manuseio, da armazenagem e da destruição dos explosivos

sugere-se a leitura do R-105 elaborado pelo exército brasileiro.

A maioria dos acidentes ocorridos com explosivos poderia ter sido evitada e o

objetivo deste capítulo é o de ajudar na prevenção de tais acidentes. 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;

- escorregamento e desalinhamento da perfuratriz, em virtude de instabilidade;

- movimentos da perfuratriz com a torre elevada, e violação de outras regras

para movimento.

A operação de perfuração implica na adoção de uma série de medidas de

segurança a fim de minimizar os riscos potenciais, tanto humanos como

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;

189

os operadores devem usar equipamentos de segurança (máscara adequada

para proteger das poeiras e gases, protetor auricular, óculos de segurança,

luvas, botas, capacetes etc.);

toda máquina ou equipamento de perfuração deve estar sobre um piso

nivelado, de tal modo que suas esteiras estejam pelo menos a 3 metros de

distância da crista da bancada. Sempre que o terreno for instável, o

equipamento deve ser ancorado por meio de cabo de aço;

nenhum equipamento de perfuração deve ser deslocado por distância

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 dever do operador informar ao seu substituto sobre as condições de

operação do equipamento, todos os defeitos, que porventura forem notados

durante o turno, devem ser registrados em relatório ao respectivo turno.

Todas as mudanças bruscas ocorridas nas velocidades de perfuração,

especialmente quando for detectada a presença de vazios no maciço rochoso

deve ser comunicada aos responsáveis pelo desmontes;

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 perfuração (desvios dos furos, profundidade incorreta dos furos, faces

irregulares, afastamento, espaçamento e subperfuração fora da

especificação) através do uso dos equipamentos BoreTrak e Laser Profile.

16.3 DESMONTE

190

Medidas de armazenamento de explosivos

Todos os explosivos, agentes detonantes, espoletas simples e 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

armazene somente explosivos neste paiol. Não armazene acessórios,

materiais inflamáveis, ferramentas e outros utensílios metálicos;

sempre embarque, despache e use com prioridade o estoque mais antigo;

não utilize ferramentas de metal para abrir ou fechar embalagens 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, a fim de

evitar incêndios;

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;

sinalizar adequadamente as instalações e os veículos destinados ao

armazenamento e transporte de explosivos;

armazenar os produtos de mesmo tipo e classe de maneira que seja fácil

identificá-los.

191

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 rigorosamente as disposições estabelecidas pelos Regulamentos

vigentes;

verificar diariamente se os veículos destinados a transportar explosivos

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 itinerários de transporte com pouco movimento de pessoal e

equipamentos;

vigiar a zona de descarga de explosivos até sua colocação nos furos e

amarração.

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 de cores informativas da zona

a desmontar e impedir o trânsito de pessoal e veículos sobre a mesmo;

192

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 recarregar furos que tenham sido carregados e detonados

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.

16.6 Medidas de segurança antes e depois do disparo

193

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;

impedir os acessos a área de desmonte dispondo de pessoal e meios

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

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 a equipe na discussão da importância de cumprir as normas de

segurança.

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Documents

Desmonte de rochas com explosivos