Apostila do Curso de Desmonte de rocha - UFOP

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<p>DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS</p><p>ESCOLA DE MINAS DA UFOP</p><p>CURSO MIN 112 - OPERAÇÕES MINEIRAS</p><p>PROFESSOR VALDIR COSTA E SILVA</p><p>e-mail: valdir@demin.ufop.br</p><p>Março, 2011.</p><p>1</p><p>1. APLICAÇÕES DA PERFURAÇÃO</p><p>Os tipos de trabalho, tanto em obras de superfície como subterrâneas, podem</p><p>classificar-se nos seguintes: perfuração de banco, perfuração de produção,</p><p>perfuração de chaminés (raises), perfuração de poços (shafts), perfuração</p><p>de rochas com capeamento e reforço das rochas.</p><p>1.1 PRINCIPAIS MÉTODOS DE PERFURAÇÃO</p><p>Existem três principais métodos de perfuração para o desmonte de rochas com</p><p>explosivos aplicados à mineração:</p><p> perfuração rotativa com brocas tricônicas (Holler Bit);</p><p> martelo de superfície (Top-Hammer, método roto-percussivo);</p><p> martelo de fundo de furo ou furo abaixo (Down the Hole, método roto-</p><p>percussivo).</p><p>Perfuração por percussão:</p><p>Também conhecido por perfuração por martelo, é o método mais comum de</p><p>perfuração para a maioria das rochas, os martelos podem ser acionados a ar</p><p>comprimido ou hidráulicos.</p><p>A perfuração rotopercussiva é o sistema mais clássico de perfuração e o seu</p><p>aparecimento coincide com o desenvolvimento industrial do século XIX. As</p><p>primeiras máquinas, protótipos de Singer (1838) e Couch (1848), utilizavam</p><p>vapor para o seu acionamento, mas foi com a aplicação posterior do ar</p><p>comprimido como fonte de energia (1861) que este sistema evoluiu e passou a</p><p>ser utilizado de forma intensa (Jimeno,1994).</p><p>As perfuratrizes rotopercussivas geralmente exercem um papel menor quando</p><p>comparadas com as máquinas rotativas nas operações mineiras a céu aberto.</p><p>Sua aplicação é limitada à produção das pequenas minas, perfuração</p><p>2</p><p>secundária, trabalhos de desenvolvimento e desmonte controlado. Porém, o</p><p>sistema de furo abaixo ou de fundo de furo (down the hole) com diâmetro de</p><p>perfuração na faixa de 150 mm (6”) a 229 mm (9”) vem ganhado campo de</p><p>aplicação nas rochas de alta resistência por propiciar maiores taxas de</p><p>penetração quando comparadas com o método rotativo.</p><p>Estas perfuratrizes possuem dois sistemas de acionamento básicos, rotação</p><p>e percussão.</p><p>Estas duas forças são transmitidas através da haste para a coroa de</p><p>perfuração.</p><p>Os martelos podem ter acionamento pneumático ou hidráulico, e são</p><p>localizados na superfície sobre a lança da perfuratriz, conforme figura 1. O</p><p>surgimento dos martelos hidráulicos na década de 70 deu novo impulso a este</p><p>método de perfuração, ampliando o seu campo de aplicação.</p><p>Figura 1 – Componentes básicos do martelo de superfície</p><p>Os equipamentos roto-percussivos se classificam em dois grandes grupos,</p><p>segundo a posição do martelo:</p><p> martelo de superfície (Top-Hammer);</p><p> martelo de fundo de furo (Down The Hole).</p><p>Por muitos anos estes equipamentos foram operados, exclusivamente, usando</p><p>martelos pneumáticos. Nos últimos 15 anos máquinas hidráulicas têm sido</p><p>introduzidas no mercado. O alto custo de capital das perfuratrizes hidráulicas é</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>3</p><p>compensado por um menor custo operacional e maior produtividade quando</p><p>comparadas com máquinas pneumáticas (Crosby, 1998).</p><p>A perfuração rotopercussiva se baseia na combinação das seguintes ações:</p><p> Percussão: os impactos produzidos pelas batidas do pistão do martelo</p><p>originam ondas de choque que se transmitem à rocha.</p><p> Rotação: com este movimento se faz girar a broca para que se produzam</p><p>impactos sobre a rocha em diferentes posições.</p><p> Pressão de avanço: para se manter em contato a ferramenta de</p><p>perfuração e a rocha é exercida um pressão de avanço sobre a broca de</p><p>perfuração.</p><p> Fluido de limpeza: o fluido de limpeza permite extrair os detritos do fundo</p><p>do furo.</p><p>Em resumo, na perfuração percussiva o pistão transmite energia sobre a rocha</p><p>através da barra de percussão, das uniões, da haste de perfuração e da broca.</p><p>O motor de rotação ao encontrar rocha nova, rompe os cortes em pedaços</p><p>ainda menores. O ar comprimido efetua a limpeza dos furos e a refrigeração</p><p>das brocas.</p><p>Perfuratrizes Pneumáticas</p><p>Um martelo acionado por ar comprimido consta de:</p><p> um cilindro fechado com uma tampa dianteira que dispõe de uma abertura</p><p>axial onde é fixado o punho e as hastes de perfuração;</p><p> um pistão que com o seu movimento alternativo golpeia o punho de</p><p>perfuração, o qual transmite a onda de choque à haste;</p><p> uma válvula que regula a passagem de ar comprimido em volume fixado e</p><p>de forma alternada para a parte anterior e posterior do pistão;</p><p> um mecanismo de rotação para girar a haste de perfuração;</p><p>4</p><p> um sistema de limpeza do furo que permite a passagem de ar pelo interior</p><p>da haste de perfuração e retirada dos detritos da rocha entre as paredes do</p><p>furo e a parte externa da haste.</p><p>. A profundidade máxima alcançada por este sistema não supera os 30 metros,</p><p>devido as perdas de energia na transmissão das ondas de choque do martelo</p><p>para a coroa. A cada haste adicionada na coluna de perfuração maior é a</p><p>perda de energia devido a reflexão da energia nas conexões e luvas de</p><p>perfuração.</p><p>O campo de aplicação das perfuratrizes pneumáticas de martelo de superfície</p><p>está se reduzindo cada vez mais, devido à baixa capacidade de perfuração em</p><p>rochas duras, à profundidade (em torno de 15 m), ao diâmetro de perfuração</p><p>(de 50 a 100 mm) e ao alto consumo de ar comprimido, aproximadamente, 2,4</p><p>m3/min por cada cm de diâmetro, além de apresentar alto desgaste das</p><p>ferramentas de perfuração: hastes, punhos, coroas, mangueiras etc., em</p><p>função da frequência de impacto e na forma de transmissão da onda de</p><p>choque do pistão de grande diâmetro (Svedala Reedrill, sd.).</p><p>Perfuratrizes hidráulicas</p><p>No final da década de 60 e início da década de 70 houve um grande avanço</p><p>tecnológico na perfuração de rochas com o desenvolvimento dos martelos</p><p>hidráulicos.</p><p>Uma perfuratriz hidráulica consta basicamente dos mesmos elementos</p><p>construtivos de uma pneumática. A diferença mais importante entre ambas é</p><p>que no lugar de se utilizar ar comprimido, gerado por um compressor acionado</p><p>por um motor diesel ou elétrico, para o acionamento do motor de rotação e</p><p>para produzir o movimento alternativo do pistão do martelo, utiliza-se um grupo</p><p>de bombas que acionam estes componentes.</p><p>As razões pela qual as perfuratrizes hidráulicas possuem uma melhor</p><p>tecnologia sobre as pneumáticas são as seguintes:</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>5</p><p> menor consumo de energia: as perfuratrizes hidráulicas consumem</p><p>apenas 1/3 da energia, por metro perfurado, em comparação com os</p><p>equipamentos pneumáticos;</p><p> menor desgaste da broca de perfuração;</p><p> maior velocidade de penetração: a energia liberada em cada impacto do</p><p>martelo é superior a do martelo pneumático, resultando em maiores taxas</p><p>de penetração;</p><p> melhores condições ambientais: a ausência de exaustão de ar resulta em</p><p>menores níveis de ruído quando comparadas com perfuratrizes</p><p>pneumáticas;</p><p> maior flexibilidade na operação: é possível variar a pressão de</p><p>acionamento do sistema, a energia por impacto e a freqüência de</p><p>percussão do martelo;</p><p> maior facilidade para a automação: os equipamentos são muito mais</p><p>aptos para a automação das operações, tais como a troca de haste e</p><p>mecanismos antitravamento da coluna de perfuração.</p><p>Martelos de Fundo (Down The Hole – DTH)</p><p>Os martelos de fundo de furo foram desenvolvidos na década de 50 e,</p><p>originalmente, eram utilizados para aumentar a taxa de penetração em rochas</p><p>duras e muito duras. Neste método, o martelo e a broca de perfuração</p><p>permanecem sempre no fundo do furo, eliminando as perdas de energia ao</p><p>longo da coluna de perfuração.</p><p>A principal aplicação deste método é a perfuração em rochas duras quando se</p><p>usa brocas de 152 a 229 mm (6” a 9”). Para estes diâmetros, os rolamentos</p><p>das brocas tricônicas são demasiadamente pequenos para suportar grandes</p><p>cargas verticais</p><p>x 0,759 kg/m  Q4 = 2,505 kg</p><p>Número de cartuchos por furo (NC4)</p><p>   </p><p>5,5</p><p>610,0</p><p>5,08,3</p><p>610,0</p><p>2</p><p>4</p><p>4 </p><p></p><p></p><p></p><p> NC</p><p>m</p><p>mm</p><p>m</p><p>TH</p><p>NC</p><p>73</p><p>Cálculo dos demais furos da seção</p><p>f) Furos do Piso (Sapateira, Levante)</p><p>Afastamento prático (ar) do último quadrado (ar = 1,0 m)</p><p>Cálculo do Espaçamento do levante (El)</p><p>El = 1,1ar = 1,1 x 1,0 m  El = 1,1 m</p><p>Número de furos do piso (NFl)</p><p>122</p><p>1,1</p><p>12</p><p>2</p><p>arg</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> l</p><p>p</p><p>l NF</p><p>m</p><p>m</p><p>INT</p><p>E</p><p>TúneldouraL</p><p>INTNF</p><p>74</p><p>O tampão dos furos de levante é calculado através da seguinte expressão:</p><p>Tl = 0,2ar = 0,2 x 1,00 m  Tl = 0,2 m = 20 cm</p><p>Carga explosiva de cada furo do levante (Ql)</p><p>Ql = (H – Tl) x RL = (3,8 m - 0,2 m) x 0,759 kg/m  Ql = 2,732 kg</p><p>Número de cartuchos por furo (NCl)</p><p>   </p><p>6</p><p>610,0</p><p>2,08,3</p><p>610,0</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> l</p><p>l</p><p>l NC</p><p>m</p><p>mmTH</p><p>NC</p><p>g) FUROS DA PAREDE</p><p>Neste caso teremos que executar a técnica de “Detonação Amortecida”,</p><p>utilizando a tabela 11:</p><p>75</p><p>Tabela 11 - Valores a serem aplicados na técnica de Detonação</p><p>Amortecida.</p><p>Diâmetro da</p><p>perfuração (mm)</p><p>RL</p><p>(kg/m)</p><p>Diâmetro do</p><p>cartucho (mm)</p><p>Afastamento</p><p>(ap), em metros</p><p>Espaçamento</p><p>(Ep), em metros</p><p>25 – 32 0,11 11 0,3 – 0,5 0,25 – 0,35</p><p>25 – 48 0,23 17 0,7 – 0,9 0,50 – 0,70</p><p>51 – 64 0,42 22 1,0 – 1,1 0,80 – 0,90</p><p>76 0,50 38 1,4 1,6</p><p>Logo para D1 = 38 mm, utilizando os valores médios  ap = 0,8 m e Ep = 0,6</p><p>m.</p><p>Tp = 0,5ap = 0,5 x 0,8 m  Tp = 0,4 m</p><p>RL = 0,230 kg/m</p><p>Cálculo da carga dos furos da parede (Qp)</p><p>Qp = (H-Tp) x RL = (3,8 m – 0,4 m) x 0,230 kg/m  Qp = 0,782 kg</p><p>NCp = (H – Tp) / 0,5 = (3,8 m – 0,4 m) / 0,5  NCp = 7</p><p>821</p><p>6,0</p><p>0,128,3</p><p>21 </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> p</p><p>p</p><p>l</p><p>p NFx</p><p>m</p><p>mm</p><p>INTx</p><p>E</p><p>aparededaAltura</p><p>INTNF</p><p>76</p><p>h) Furos do teto</p><p>Os furos do teto apresentam os mesmos dados que os furos da parede:</p><p>at = 0,8 m; Et = 0,6 m; Qt = 0,782 kg; Tt = 0,4 m</p><p>Número de furos do teto (NFt)</p><p>301</p><p>6,0</p><p>0,614,3</p><p>1 </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> t</p><p>T</p><p>t NF</p><p>m</p><p>mx</p><p>INT</p><p>E</p><p>R</p><p>INTNF</p><p></p><p>sendo R = altura da abobada.</p><p>Número de furos do contorno (teto + parede) (NFc)</p><p>77</p><p>381</p><p>6,0</p><p>4,23</p><p>1 </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> c</p><p>T</p><p>c NF</p><p>m</p><p>m</p><p>INT</p><p>E</p><p>LD</p><p>INTNF</p><p>onde:</p><p>LD = (altura da parede – al) x 2 + R = (3,28 m – 1,0 m) x 2 + 3,14 x 6,0</p><p>m</p><p>LD = 23,4 m</p><p>i) Furos intermediários laterais ao pilão</p><p>Número de linhas verticais (NLV)</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> 1</p><p>)(</p><p>liE</p><p>EDHhorizontalnadisponívelEspaço</p><p>INTNLV</p><p>78</p><p>sendo:</p><p>Eli = 1,1 x ar = 1,1 x 1,0 m  Eli = 1,1 m</p><p>EDH = LT – W4 – 2 x ap = 12 m - 2,28 m – 2 x 0,8  EDH = 8,12 m</p><p>Sendo: LT = largura do túnel, então:</p><p>81</p><p>1,1</p><p>12,8</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> NLV</p><p>m</p><p>m</p><p>INTNLV</p><p>Número de linhas horizontais (NLH)</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> 1</p><p>)(</p><p>ra</p><p>EDVverticalnadisponívelEspaço</p><p>INTNLH</p><p>sendo:</p><p>ar = 1,0 m</p><p>EDV = ap – al = 3,28 m – 1,0 m  EDV = 2,28 m; então:</p><p>31</p><p>0,1</p><p>28,2</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> NLV</p><p>m</p><p>m</p><p>INTNLH</p><p>79</p><p>Número de furos intermediários laterais ao pilão (NFil)</p><p>NFil = NLV x NLH = 8 x 3  NFil = 24</p><p>Cálculo do Tampão (Til)</p><p>Til = 0,5 x ar = 0,5 x 1,0 m  Til = 0,5 m</p><p>Cálculo da carga por furo (Qil)</p><p>Qil = (H - Til ) x RL = (3,8 m – 0,5 m) x 0,759 kg/m  Qil = 2,505 kg</p><p>Cálculo do número de cartuchos por furo (NCil)</p><p>NCil = (H - Til ) / 0,601 m = (3,8 m – 0,5 m) / 0,601 m  NCil = 5,5</p><p>80</p><p>Furos Intermediários acima do pilão (Realce)</p><p>ai = 1,0 m (último quadrado); Ei = 1,2 x ai = 1,2 m</p><p>Número de arcos e linhas (Nal)</p><p>Nal = INT(R – ap) = INT(6,0 m – 0,8 m)  Nal = 5</p><p>Número de furos do 1 arco superior (NF1)</p><p>13</p><p>2,1</p><p>)8,06(14,3</p><p>1</p><p>1</p><p>1 </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> NF</p><p>m</p><p>mm</p><p>INT</p><p>E</p><p>r</p><p>INTNF</p><p>i</p><p></p><p>Número de furos do 2 arco superior (NF2)</p><p>10</p><p>2,1</p><p>)0,18,06(14,3</p><p>2</p><p>2</p><p>2 </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> NF</p><p>m</p><p>mmm</p><p>INT</p><p>E</p><p>r</p><p>INTNF</p><p>i</p><p></p><p>Número de furos do 3 arco superior (NF3)</p><p>8</p><p>2,1</p><p>)0,10,18,06(14,3</p><p>3</p><p>3</p><p>3 </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> NF</p><p>m</p><p>mmmm</p><p>INT</p><p>E</p><p>r</p><p>INTNF</p><p>i</p><p></p><p>Após o 3 arco o espaço disponível na horizontal será (Eh)</p><p>Eh = 12 m – 2 x 0,8 m – 4 x 1,2 m  Eh = 5,6 m</p><p>81</p><p>Número de furos na horizontal (NFh)</p><p>6</p><p>2,1</p><p>6,5</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> h</p><p>i</p><p>h</p><p>h NF</p><p>m</p><p>m</p><p>INT</p><p>E</p><p>E</p><p>INTNF</p><p>Cálculo do tampão dos furos intermediários acima do pilão (Tiap)</p><p>Tiap = 0,5 x ar = 0,5 x 1,0 m  Tiap = 0,5 m</p><p>Cálculo da carga dos furos intermediários acima do pilão (Qiap)</p><p>Qiap = (H - Tiap ) x RL = (3,8 m – 0,5 m) x 0,759 kg/m  Qiap = 2,505 kg</p><p>Cálculo do número de cartuchos por furo (NCiap)</p><p>NCiap = (H - Tiap ) / 0,610 m = (3,8 m – 0,5 m) / 0,610 m  NCiap = 5,5</p><p>82</p><p>Resumo</p><p> Número de furos por detonação: 127</p><p> Diâmetro dos furos carregados: 38 mm</p><p> Diâmetro do furo vazio alargado: 127 mm</p><p> Profundidade da perfuração por fogo: 3,8 m</p><p> Avanço médio por detonação: 95 % x 3,8 m = 3,6 m</p><p> Número total de detonações: 1500 m / 3,6 m por detonação = 417</p><p>detonações</p><p> Volume total de rocha “in situ” por detonação (V): 3,6 m x 96 m2 =</p><p>346 m3</p><p>Sistemática de carregamento do fogo (tabela 12)</p><p>Tabela 12 – Resumo das cargas utilizadas por seção.</p><p>Região Número de</p><p>furos</p><p>Dimensões do</p><p>explosivo</p><p>Carga por furo</p><p>(kg)</p><p>Total de</p><p>explosivo (kg)</p><p>1 Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,740 10,960</p><p>2 Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,778 11,110</p><p>3 Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,657 10,628</p><p>4 Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,505 10,020</p><p>Piso (sapateira) 12 29 mm x 200 mm 2,732 32,784</p><p>Paredes 8 17 mm x 500 mm 0,782 6,256</p><p>Teto 30 17 mm x 500 mm 0,782 23,460</p><p>Intermediários</p><p>laterais ao pilão</p><p>24 29 mm x 200 mm 2,505 60,120</p><p>Intermediários</p><p>acima do pilão</p><p>37 25 mm x 200 mm 2,505 92,685</p><p>Consumo total de explosivos por desmonte: 258,023 kg</p><p>83</p><p>Consumo total de explosivos e acessórios por detonação</p><p> Cartuchos de 29 mm x 610 mm: 228,307 kg</p><p> Cartuchos de 17 mm x 500 mm: 29,716 kg</p><p> Espoleta não elétrica com retardo (Nonel-Túnel, Exel-T, Brinel-Túnel):</p><p>127 peças</p><p> Cordel detonante: 115 m</p><p> Estopim espoletado (1,2 m): 2 peças</p><p>Consumo de explosivos e acessórios para o total da obra:</p><p>Cartuchos de 29 mm x 610 mm: 228,307 kg / detonação x 417 detonações:</p><p>95,20 t</p><p>Cartuchos de 15 mm x 500 mm: 29,716 kg / detonação x 417 detonações:</p><p>12,39 t</p><p>Espoleta não elétrica com retardo: 127 peças / desmonte x 417 detonações:</p><p>52.959 peças</p><p>Cordel detonante: 115 m / desmonte x 417 detonações: 47.955 m</p><p>Estopim de segurança espoletado: 2 peças / desmonte x 417 detonações: 834</p><p>Razão de carregamento (RC): 258,023 kg / 346 m3</p><p> RC = 745,73 g/m3</p><p>84</p><p>Razão de carregamento (RC) em g/t:</p><p>745,73 g/m3 / densidade da rocha = 745,73 g/m3 / 2,7 t/m3  RC = 276,20 g/t</p><p>Metros perfurados por detonação (MPD)</p><p>MPD = 127 furos x 3,8 m  MPD = 482,6 m</p><p>Perfuração específica (PE)</p><p>PE = MPD / V = 482,6 m / 346 m3  PE = 1,39 m/m3</p><p>Ligação da Face do Túnel (figura 31)</p><p>Figura 31 – Sequência de iniciação dos furos.</p><p>85</p><p>9. OTIMIZAÇÃO DO DESMONTE – INSTRUMENTAÇÃO</p><p>9.1 Instrumentação</p><p>Na marcação dos furos (afastamento e espaçamento), para que se obtenha a</p><p>máxima precisão, pode-se utilizar o GPS.</p><p>Na verificação da qualidade da perfuração utiliza-se o equipamento</p><p>denominado Boretrak (figura 32)</p><p>permite determinar a profundidade exata dos</p><p>furos e dos desvios ocorridos durante a perfuração da rocha.</p><p>Figura 32 – Perfilamento do furo com o Boretrak</p><p>Quando o maciço rochoso contém cavernas e grandes fendas, recomenda-se o</p><p>uso da câmera de inspeção, evitando a ocorrência de ultralançamentos,</p><p>principalmente quando o desmonte é realizado com explosivos bombeados.</p><p>Ainda para evitar a ocorrência de ultralançamento devido a irregularidades nas</p><p>faces da bancadas, deve-se fazer o perfilamento das mesmas, através do</p><p>equipamento denominado Laser Profile (Quarryman) figura 33, corrigindo-se,</p><p>logo em seguida, as quantidades de explosivos da primeira linha de detonação.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>86</p><p>Figura 33 – Perfilamento da face da bancada com o Quarryman.</p><p>9.2 Equipamentos disponíveis para geração e análise direta de dados</p><p>Nas avaliações dsa distribuições granulométricas dos desmontes de rochas</p><p>(figura 33) utilizam-se os sistemas de fotoanálises denominados WipFrag</p><p>(Canadá) e SpliSet (Estados Unidos), que permitem quantificar a qualidade dos</p><p>desmontes de rocha, sem as famosas subjetividades.</p><p>Figura 33 – Curva de distribuição granulométrica obtida na fotoanálise.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>87</p><p>9.3 Resultados dos desmontes por explosivo</p><p>Um desmonte de rocha com o uso de explosivo atinge seu objetivo quando:</p><p>a) Apresenta uma boa fragmentação com um menor custo possível.</p><p>b) Não danifica (backbreak) a face e a rocha remanescente do próximo</p><p>banco a ser perfurado.</p><p>c) Não gera grandes problemas ambientais (vibração do terreno,</p><p>sobrepressão atmosférica e ultralançamento).</p><p>d) Forma uma pilha mais adequada aos equipamentos de carregamento.</p><p>e) Não gera grande quantidade de matacões e repés.</p><p>9.3.1 Presença de matacões na pilha de material detonado</p><p>Na maioria dos desmontes, é inevitável a ocorrência de matacões devido aos</p><p>seguintes fatores:</p><p>- presença de blocos pré-formados pelas presenças de descontinuidades</p><p>(juntas e falhas);</p><p>- falta de carga nos furos, devido a entupimentos;</p><p>- desvios dos furos ocorridos durante a perfuração;</p><p>- alto grau de confinamento dos furos (afastamento grande ou tempo de retardo</p><p>curto);</p><p>- irregularidades nas malhas de perfuração.</p><p>- face da bancada bastante irregular;</p><p>- falhas de explosivos e/ou acessórios de iniciação;</p><p>- blocos formados pela quebra-pra-trás (back break) do desmonte anterior.</p><p>88</p><p>9.3.2 Volume de material para a fragmentação secundária</p><p>O volume máximo de material para a fragmentação secundária é bastante</p><p>controvertido. Entretanto, alguns autores sugerem um volume máximo de 5%</p><p>em relação aos fragmentos presentes na pilha.</p><p>9.3.3 Produção e interrupção do britador primário</p><p>A produção do britador (t/h) e, consequentemente, dos equipamentos de</p><p>transporte e moagem, são bastante afetados pelo engaiolamento de blocos no</p><p>britador. Estudos desenvolvidos na Mina de Sossego, da Vale, Pará, indicaram</p><p>que um aumento significativo na razão de carregamento dos fogos, reduziram o</p><p>número de matacões e a produtividade do britador e dos equipamentos de</p><p>transporte (caminhões), tendo com consequência, uma maior produção na</p><p>moagem, contribuindo para uma operação unitária bastante lucrativa.</p><p>9.3.4 Geometria da pilha de material desmontado</p><p>A geometria da pilha é fundamental para a produtividade dos equipamentos de</p><p>carregamento (carregadeiras e escavadeiras). A figura 34 mostra a forma de</p><p>pilha mais adequada para o equipamento de carregamento.</p><p>Figura 34: a) altura de pilha apropriada para a pá carregadeira de pequeno porte;</p><p>b) altura da pilha apropriada para escavadeiras a cabo e hidráulica.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>89</p><p>9.4 Avaliação dos explosivos utilizados</p><p>Na avaliação do desempenho dos explosivos utilizados no desmonte de rocha,</p><p>os seguintes fatores devem ser levados em conta:</p><p>- qualidade da fragmentação;</p><p>- custo da tonelada de rocha desmontada;</p><p>- presença de fumaças negras ou alaranjadas (indicador de explosivo</p><p>desbalanceado).</p><p>- índice de falhas dos explosivos.</p><p>- resistência a água (número de horas ou dias).</p><p>90</p><p>10. EFEITOS SECUNDÁRIOS DAS DETONAÇÕES</p><p>A detonação de uma carga explosiva contida em um furo gera pressões</p><p>instantâneas que podem atingir níveis que variam de 2 a 10 GPa, dependendo</p><p>das características e quantidades do explosivo utilizado.</p><p>Parte da energia gerada pelo explosivo vai trabalhar na quebra e lançamento</p><p>da massa rochosa; outra parte vai passar diretamente ao maciço rochoso na</p><p>forma de ondas de choque instáveis, de alta velocidade (body waves), que vai</p><p>se propagar pelo maciço, sob forma ondulatória, provocando vibrações, até que</p><p>a energia se dissipe; uma terceira parte da energia de detonação vai ser</p><p>transmitida à atmosfera, provocando ruídos e onda aérea (sobrepressão</p><p>atmosférica). A figura 35 mostra os principais problemas gerados pelos</p><p>desmontes de rochas.</p><p>Figura 35 - Perturbações originadas pelos desmontes de rochas.</p><p>Detonações realizadas próximas a locais muitas vezes geram conflitos devido</p><p>a impactos ambientais. Um dos principais problemas de atrito da comunidade</p><p>com a mineração é o desmonte de rochas por explosivo. Nestas situações, os</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>91</p><p>responsáveis pelas detonações têm, muitas vezes, pouco o que fazer, pois</p><p>tentam encontrar um plano de fogo para otimizar o desmonte de rocha sem</p><p>realizar uma pesquisa, com o uso adequado de instrumentação, para</p><p>determinar a influencia de diversos parâmetros nos problemas ambientais</p><p>gerados pelas detonações com o uso de explosivos.</p><p>A maioria dos países tem normas locais, que especificam legalmente níveis</p><p>aceitáveis de vibração do solo provocadas por detonações. Estas normas são</p><p>baseadas em pesquisas que relacionam o pico da velocidade com os dados</p><p>estruturais. No Brasil a ABNT (Associação Brasileira de Normas Técnicas)</p><p>estabeleceu normas, válidas a partir de 31/10/2005, através da ABNT NBR</p><p>9653 (Norma Brasileira Registrada), para reduzir os riscos inerentes ao</p><p>desmonte de rocha com uso de explosivos em minerações, estabelecendo os</p><p>seguintes parâmetros a um grau compatível com a tecnologia disponível para a</p><p>segurança das populações vizinhas:</p><p>A ABNT NBR 9653:2005 apresenta as seguintes definições:</p><p>a) velocidade de vibração de partícula de pico: máximo valor instantâneo da</p><p>velocidade de uma partícula em um ponto durante um determinado intervalo de</p><p>tempo, considerando como sendo o maior valor dentre os valores de pico das</p><p>componentes de velocidade de vibração da partícula para o mesmo intervalo</p><p>de tempo;</p><p>b) velocidade de vibração de partícula resultante de pico (VR): máximo</p><p>valor obtido pela soma vetorial das três componentes ortogonais simultâneas</p><p>de velocidade de vibração de partícula, considerado ao longo de um</p><p>determinado intervalo de tempo, isto é:</p><p>2</p><p>v</p><p>2</p><p>T</p><p>2</p><p>L VVVVR </p><p>onde:</p><p>92</p><p>VL, VT e VV são respectivamente os módulos de velocidade de vibração de</p><p>partícula, segundo as direções L - longitudinal, T - transversal e V – vertical;</p><p>c) pressão acústica: aquela provocada por uma onda de choque aérea com</p><p>componentes na faixa audível (20 Hz a 20.000 Hz) e não audível, com uma</p><p>duração menor do que 1 s;</p><p>d) área de operação: área compreendida pela união da área de licenciamento</p><p>ambiental mais a área de propriedade da empresa de mineração.</p><p>e) ultralançamento: arremesso de fragmentos de rocha decorrente do</p><p>desmonte com uso de explosivos, além da área de operação.</p><p>f) distância escalonada (DE) ou distância reduzida: calculada através da</p><p>seguinte expressão e usada para estimar a vibração do terreno:</p><p>Q</p><p>D</p><p>DE </p><p>onde:</p><p>D é a distância horizontal entre o ponto de medição e o ponto mais próximo da</p><p>detonação, em metros;</p><p>Q é a carga máxima de explosivos a ser detonado por espera, em quilogramas.</p><p>g) desmonte de rocha com uso de explosivos: operação de arrancamento,</p><p>fragmentação, deslocamento e lançamento de rocha mediante aplicação de</p><p>cargas explosivas.</p><p>Os limites para velocidade de vibração de partícula de pico acima dos quais</p><p>podem ocorrer danos induzidos por vibrações do terreno são apresentados</p><p>numericamente na figura 36.</p><p>93</p><p>Figura 36 – Limites de velocidade de vibração de partícula de pico por</p><p>faixas de frequências.</p><p>Nível de pressão acústica: a pressão acústica, medida além da área de</p><p>operação, não deve ultrapassar o valor de 100 Pa, o que corresponde a um</p><p>nível de pressão acústica de 134 dBL pico.</p><p>Ultralançamento: o ultralançamento não deve ocorrer além da área de</p><p>operação do empreendimento, respeitadas as normas internas de segurança</p><p>referentes à operação de desmonte.</p><p>Na maioria das operações, os níveis de vibrações são mantidos bem abaixo</p><p>dos critérios estabelecidos para evitar danos. Entretanto, o respeito às leis não</p><p>exclui problemas: vibrações dentro de limite legais podem ainda aborrecer</p><p>vizinhos. Estes aborrecimentos poderão induzir a problemas de relacionamento</p><p>com a vizinhança, litígios e fechamento da mina.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>94</p><p>Situações excepcionais: quando por motivo excepcionai, houver o</p><p>impedimento da realização do monitoramento sismográfico, pode ser</p><p>considerada atendida essa Norma com relação à velocidade de vibração de</p><p>partícula de pico, se for obedecida uma distância escalonada que cumpra com</p><p>as seguintes exigências:</p><p>DE  40 m/kg0,5 para D  300 m</p><p>Causas dos problemas ambientais gerados pelos desmontes de</p><p>rochas por explosivos</p><p>Vibração do terreno</p><p>Quando um explosivo detona dentro de um furo, ondas de tensão são geradas</p><p>causando distorções e fissuras no maciço rochoso. Entretanto, imediatamente</p><p>fora dessa vizinhança, não ocorrem permanente deformações, e sim uma</p><p>rápida atenuação das ondas de tensão, fazendo com que o terreno exiba</p><p>propriedades elásticas. As vibrações dos terrenos geradas pelo desmontes de</p><p>rochas por explosivos se transmitem através dos materiais como ondas</p><p>sísmicas, cuja frente de desloca radialmente a partir do ponto de detonação.</p><p>As distintas ondas sísmicas se classificam em dois grupos: “ondas internas” e</p><p>“ondas superficiais”.</p><p>O primeiro tipo de onda interna é denominada “Primária ou de Compressão”,</p><p>figura 37 - (a). Estas ondas se propagam dentro dos materiais, produzindo</p><p>alternadamente compressões e rarefações e dando lugar a um movimento das</p><p>partículas na direção de propagação das ondas. São as mais rápidas e</p><p>produzem troca de volumes, sem troca de forma, no material através do qual</p><p>se movimentam.</p><p>95</p><p>(O segundo tipo é constituído das “Ondas Transversais ou de Cisalhamento-S”,</p><p>figura 37 - b), que dão lugar a um movimento das partículas perpendicular a</p><p>direção de propagação da onda.</p><p>Os materiais submetidos a esses tipos de onda experimentam trocas de forma</p><p>e não de volume.</p><p>Figura 37 - Efeito das ondas “P” e “S” sobre as estruturas.</p><p>As ondas do tipo superficial que são geradas pelos desmontes de rochas são:</p><p>as Ondas Rayleigh-R e as Ondas Love-Q. Outros tipos de ondas superficiais</p><p>são as ondas Canal e as Ondas Stonelly.</p><p>Na prática, a velocidade de pressão das ondas transversais é da ordem de 50</p><p>a 60% da velocidade das ondas compressionais.</p><p>a)</p><p>b)</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>96</p><p>Sobrepressão atmosférica e ruído</p><p>Sempre que um explosivo é detonado ondas transientes de pressões são</p><p>geradas. Como o ar é compressível, absorve parte da energia da onda de</p><p>pressão, à medida que essas ondas passam de um ponto a outro, a pressão do</p><p>ar aumenta rapidamente a um valor acima da pressão atmosférica. Antes de</p><p>essas ondas retornarem a um valor abaixo da pressão atmosférica as mesmas</p><p>sofrem uma série de oscilações. A pressão máxima, isto é, acima do valor da</p><p>pressão atmosférica, é conhecida como sobrepressão atmosférica ou sopro</p><p>de ar.</p><p>Essas pressões compreendem energia em diferentes faixas de frequências. A</p><p>sobrepressão atmosférica que se transforma com a distância em relação à</p><p>detonação, ao atingir a freqüência acima de 20 Hz é perceptível pela audição</p><p>humana na forma de ruído, já os valores abaixo de 20 Hz são imperceptíveis,</p><p>entretanto, eles podem causar uma concussão nas residências. A</p><p>sobrepressão atmosférica e o ruído são medidos em decibéis (dB) ou pascal</p><p>(Pa).</p><p>A sobrepressão atmosférica contém uma considerável quantidade de energia</p><p>de baixa frequência que pode chegar a produzir danos diretamente sobre as</p><p>estruturas, entretanto são mais comuns as vibrações de alfa frequência que se</p><p>manifestam como ruído das janelas, portas etc.</p><p>A sobrepressão atmosférica de baixa frequência ao atingir uma residência</p><p>provoca vibrações nas estruturas. Se a vibração induzida é de suficiente</p><p>magnitude será percebida pelos ocupantes da residência podendo causar</p><p>danos materiais.</p><p>Os elementos flexíveis de uma residência (paredes, pisos, teto etc.) e os</p><p>objetos fixados aos mesmos (quadros, lustres, persianas, móveis, louças etc.)</p><p>são muito sensíveis as sobrepressões atmosféricas. Muitas vezes a</p><p>intensidade da sobrepressão é percebida pelos residentes através de objetos</p><p>situados nas mesas, armários, estante, quando estes começam a vibrar,</p><p>ocorrendo assim uma vibração secundária, provocando a reação imediata dos</p><p>ocupantes das residências.</p><p>97</p><p>Causas da sobrepressão atmosférica</p><p>As sobrepressões atmosféricas, decorrente das atividades dos desmontes de</p><p>rocha por explosivo, são causadas pela movimentação da rocha, emissão dos</p><p>tampões, emissão dos gases através dos tampões e fendas da rocha, colisão</p><p>dos fragmentos projetados, afastamentos incorretos e a falta de cobertura dos</p><p>cordéis detonantes como mostram a figura 38.</p><p>Figura 38 - Fontes de ondas aéreas nos desmonte.</p><p>Os gradientes do vento e as inversões de temperatura podem afetar os níveis</p><p>da sobrepressão atmosférica. Coberturas de nuvens também podem causar a</p><p>reflexão da onda de pressão de volta para a superfície a uma certa distância do</p><p>local do desmonte.</p><p>A topografia e a geometria das formações geológicas podem conduzir a</p><p>reflexão e concentração de frentes de ondas em determinados pontos.</p><p>98</p><p>Ultralançamento dos fragmentos rochosos</p><p>O ultralançamento é o lançamento indesejável de fragmentos rochosos da área</p><p>de desmonte, representando um grande perigo para as pessoas que vivem fora</p><p>do limite da mina.</p><p>Quando o afastamento da frente de uma bancada é inadequado ou quando a</p><p>coluna de tamponamento é muito curta, uma cratera é formada e a rocha é</p><p>ejetada da cratera e pode ser arremessada a uma distância considerável, como</p><p>é mostrado na figura 39.</p><p>Figura 39: Causas dos ultralançamentos dos fragmentos rochosos.</p><p>99</p><p>Continuação da Figura 39.</p><p>A continuação da figura 39 mostra que o ultralançamento pode ser causado pela</p><p>inclinação incorreta da perfuração e por condições que permitam a fuga de</p><p>gases explosivos ao longo da descontinuidade do maciço rochoso ou uma alta</p><p>concentração de explosivo em virtude da presença de vazios (cavernas) na</p><p>rocha.</p><p>100</p><p>11. PLANO DE FOGO PARA O DESMONTE ESCULTURAL</p><p>11.1 Introdução</p><p>O desmonte escultural, também chamado de detonação controlada, pode ser</p><p>considerado como a técnica de minimizar as irregularidades provocadas na</p><p>rocha pelo ultra-arranque (backbreak) nos limites da escavação, quando se usa</p><p>explosivos.</p><p>O ultra-arranque, ou sobrescavação, ocorre quando a resistência à</p><p>compressão dinâmica do maciço rochoso é excedida. Se a resistência à</p><p>compressão dinâmica for igual a pressão máxima do explosivo, a mesma não</p><p>produzirá a quebra da parede no limite da escavação.</p><p>As consequências negativas que derivam</p><p>do ultra-arranque (quebra para trás):</p><p> maior diluição do minério com o estéril, nas zonas de contato, nas minas</p><p>metálicas;</p><p> aumento do custo de carregamento e transporte, devido ao incremento do</p><p>volume do material escavado;</p><p> aumento do custo de concretagem nas obras civis: túneis, centrais</p><p>hidráulicas, câmaras de armazenamento, sapatas, muralhas etc.;</p><p> necessidade de reforçar a estrutura rochosa residual, mediante custosos</p><p>sistemas de sustentação: tirantes, cavilhas, split set, cintas metálicas,</p><p>revestimento e/ou jateamento de concreto, redes metálicas, enchimento etc.;</p><p> manutenção do maciço residual com um maior risco para o pessoal da</p><p>operação e equipamentos;</p><p> aumento da vazão da água na zona de trabalho, devido a abertura e</p><p>prolongamento das fraturas e descontinuidades do maciço rochoso.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>101</p><p>Nas minerações a céu aberto, no controle dos taludes finais, podem produzir as</p><p>seguintes vantagens:</p><p> elevação do angulo do talude, conseguindo-se um incremento nas reservas</p><p>recuperáveis ou uma diminuição da relação estéril/minério;</p><p> redução dos riscos de desprendimento parciais do talude, minimizando a</p><p>necessidade de bermas largas, repercutindo positivamente sobre a produção</p><p>e a segurança nos trabalhos de explotação;</p><p> tornar seguro e estético os trabalhos de desmonte relacionados à</p><p>engenharia urbana.</p><p>Paralelamente, nos trabalhos subterrâneos a aplicação dos desmontes de</p><p>contorno tem as seguintes vantagens:</p><p> menores dimensões dos pilares nas explotações e, por conseguinte, maior</p><p>recuperação do jazimento;</p><p> melhora a ventilação, devido ao menor atrito entre o ar e as paredes das</p><p>galerias;</p><p> aberturas mais seguras com um menor custo de manutenção das paredes,</p><p>tetos e pisos;</p><p> menor risco de danos à perfuração prévia, no caso do método de lavra VCR</p><p>(Vertical Crater Retreat).</p><p>Assim, pois, os esforços destinados à aplicação do desmonte escultural, nas</p><p>obras subterrâneas e a céu aberto, são justificados por motivos técnicos,</p><p>econômicos e de segurança.</p><p>11.2 Pressão produzida no furo durante a detonação do explosivo</p><p>O pico da pressão exercida pela expansão dos gases, depende primariamente</p><p>da densidade e da velocidade de detonação do explosivo. As pressões podem</p><p>ser calculadas usando a seguinte expressão:</p><p>102</p><p>4</p><p>10</p><p>2</p><p>6 VOD</p><p>PF </p><p>sendo:</p><p>PF = pressão da carga da coluna de explosivo acoplada ao furo (GPa);</p><p> = densidade do explosivo (g/cm3);</p><p>VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s);</p><p>Quanto menor a pressão da carga da coluna de explosivo, menor será o ultra-</p><p>arranque.</p><p>11.3 Desacoplamento e espaçadores</p><p>O ultra-arranque pode ser reduzido através do desacoplamento das cargas e</p><p>espaçadores. A razão entre o diâmetro da carga de explosivo (d) e o diâmetro</p><p>do furo (D) é a medida do desacoplamento entre as cargas de explosivos e as</p><p>paredes dos furos (d/D < 1). As cargas são espaçadas através da separação</p><p>de porções da coluna de explosivos, através do uso de material inerte (argila,</p><p>detritos da perfuração, madeira etc.).</p><p>A redução da pressão de detonação da carga de explosivo, decorrente da</p><p>expansão dos gases na câmara de ar (colchão de ar) pode ser quantificada a</p><p>partir da seguinte expressão:</p><p>PE PF C</p><p>d</p><p>D</p><p>l</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>2 4,</p><p>103</p><p>onde:</p><p>PE = pressão efetiva (amortecida), GPa;</p><p>Cl = quociente entre a longitude da carga de explosivo e da longitude da</p><p>carga de coluna (Cl = 1 para cargas contínuas, isto é, sem</p><p>espaçadores);</p><p>d = diâmetro da carga de explosivo (polegadas ou mm);</p><p>D = diâmetro da perfuração (polegadas ou mm).</p><p>Dessa maneira a pressão do furo é drasticamente reduzida através do</p><p>desacoplamento.</p><p>Nesse texto abordaremos os seguintes tipos de desmonte escultural: pré-corte</p><p>(pre-splitting) com cargas desacopladas ou espaçadas e pré-corte com o</p><p>sistema Air deck.</p><p>O método do pré-corte (figura 40) compreende uma carreira de furos</p><p>espaçadamente próximos, perfurados ao longo da linha limite da escavação.</p><p>Os furos são carregados levemente com um explosivo apropriado, e são</p><p>detonados antes que qualquer escavação nas adjacências tenha sido</p><p>executado. Acredita-se que este procedimento cria umas fraturas abertas,</p><p>necessárias para dissipar a expansão dos gases provenientes da escavação</p><p>principal.</p><p>104</p><p>Figura 40: Método do Pré-corte (pre-splitting)</p><p>11.4 Regras empíricas para o cálculo do plano de fogo do desmonte</p><p>escultural</p><p>Plano de fogo ara o pré-corte (pré-fissuramento) com carga contínua ou desacopladas</p><p>As seguintes regras empíricas podem ser utilizadas para o cálculo do plano de fogo:</p><p> Espaçamento entre os furos: 10 a 12 vezes o diâmetro do furo (em metros);</p><p> Longitude do tampão: 0,6 a 1,5 m, dependendo do diâmetro do furo;</p><p> Distância da linha do pré-corte à linha de furos mais próxima de produção: 15 a 20</p><p>vezes o diâmetro do furo (em metros).</p><p>Desmonte de pré-corte com carga contínua desacoplada</p><p>Desacoplamento entre a carga de explosivo e o furo (d/D): 0,4 a 0,6; sendo (d) o</p><p>diâmetro do explosivo e (D) o diâmetro da perfuração;</p><p>105</p><p>A literatura recomenda os seguintes espaçamentos e razões lineares de</p><p>carregamento em função do diâmetro do furo:</p><p>Diâmetro do furo (mm) Espaçamento (m) Razão linear (g/m)</p><p>32 0,25 - 0,45 90</p><p>38 0,30 - 0,50 130</p><p>45 0,30 - 0,50 180</p><p>51 0,50 - 0,70 230</p><p>64 0,60 - 0,80 350</p><p>76 0,60 - 0,90 500</p><p>89 0,70 - 1,00 690</p><p>102 0,80 - 1,20 900</p><p>127 1,00 - 1,50 1400</p><p>152 1,20 - 1,80 2000</p><p>200 1,50 - 2,10 3000</p><p>Observação: Uma boa indicação e fazer a distância X igual ao comprimento</p><p>do cartucho utilizado.</p><p>Observações:</p><p> a última linha de furos de produção (buffer line) deve ter sua carga</p><p>reduzida, no mínimo de 50%, para que a parede do pré-corte não seja</p><p>danificada durante a detonação principal;</p><p>106</p><p> nos exemplos acima, os valores devem ser ajustados em função das</p><p>descontinuidades (falhas, juntas, fissuras, dobras etc.) apresentadas pelas</p><p>rochas e o tipo de explosivo;</p><p> o sucesso do pré-corte pode ser constatado no campo através da ocorrência</p><p>das “meias canas” (vestígios dos furos no talude após a detonação);</p><p>107</p><p>12. DESMONTE SUBAQUÁTICO (SUBMARINO)</p><p>12.1 CONDIÇÕES DE APLICABILIDADE</p><p>Os desmontes subaquáticos ou submarinos se aplicam se aplicam a diversos</p><p>tipos de obras, tais como:</p><p>- desmontes de trincheiras, através de rios, para a colocação de tubulações e</p><p>cabos;</p><p>- demolição de destroços de embarcações;</p><p>- abertura de canais através de recifes, rochas expostas</p><p>e banco de areia;</p><p>- desenvolvimento e melhoramento de docas;</p><p>- instalação de oleodutos, gasodutos e cabos de comunicação;</p><p>- tomada d’água para centrais elétricas e fábricas;</p><p>- escavação para concretagem nas obras civis;</p><p>- explotação de jazimentos consolidados.</p><p>12.2 FATORES QUE DEVEM SER CONSIDERADOS PARA A BOA</p><p>EXECUÇÃO DESTE TIPO DE DESMONTE</p><p>- a perfuração e carregamento dos furos se realizam na maioria dos casos</p><p>desde a superfície e com equipamentos especiais;</p><p>- os consumos específicos de explosivo são de 3 a 6 vezes maiores que os</p><p>utilizados em desmonte a céu aberto;</p><p>- os resultados em cada um dos desmontes devem ser satisfatórios, pois, a</p><p>fragmentação secundária é difícil e onerosa;</p><p>- os explosivos e os sistemas de iniciação têm que ser resistentes a água e a</p><p>pressão hidrostática;</p><p>- os efeitos ambientais perturbadores são mais acentuados, pois as vibrações</p><p>terrestres são acompanhadas de baixa freqüência, e a onda de choque</p><p>hidráulica tem um raio de ação maior.</p><p>As provisões especiais relacionados com o desmonte submarino incluem:</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>108</p><p>- o efeito da onda de choque transmitida através da água próxima à</p><p>instalações:</p><p>- o efeito da pressão hidrostática;</p><p>- necessidade de explosivos com alta resistência à água;</p><p>- dificuldade de colocação dos equipamentos;</p><p>- a subperfuração deve ser adequada;</p><p>- para evitar a deposição da areia, as cargas devem ser detonadas logo que</p><p>possível;</p><p>- uso de sistemas de iniciação seguros e confiáveis;</p><p>- manter as vibrações e as ondas de choque da água em níveis controláveis,</p><p>através do uso de produtos adequados e esquemas de retardos bem</p><p>planejados.</p><p>Os métodos principais de desmonte subaquático são:</p><p>- perfuração e desmonte através de um aterro (figura 44);</p><p>- perfuração e desmonte a partir de uma plataforma (figura 45);</p><p>- perfuração e desmonte utilizando mergulhadores (figura 46);</p><p>- desmonte com cargas pré-moldadas (figura 47).</p><p>Figura 40 - Perfuração e desmonte através de um aterro.</p><p>109</p><p>Figura 41 - Perfuração e desmonte a partir de uma plataforma</p><p>Figura 42 - Perfuração e desmonte utilizando mergulhadores</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>110</p><p>12.3 CÁLCULO DE CARGAS E ESQUEMAS DE PERFURAÇÃO</p><p>As diferenças básicas entre um desmonte a céu aberto e um desmonte</p><p>subaquático reside no fato que, geralmente, no último só se dispõe de uma</p><p>face livre, a água e a areia exercem um empuxo ou pressão, e que os erros de</p><p>emboque e desvios na perfuração podem provocar uma má ruptura da rocha,</p><p>bem como e a transmissão da detonação entre as cargas.</p><p>a) Para o cálculo da razão de carregamento (RC) as seguintes fórmulas</p><p>podem ser utilizadas:</p><p>RCinclinados = 1,00 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR</p><p>Figura 43 – Desmonte Subaquático utilizando cargas ocas.</p><p>111</p><p>RCverticais = 1,10 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR</p><p>Onde:</p><p>RCinlinados = razão de carregamento quando os furos forem inclinados;</p><p>RCverticais = razão de carregamento quando os furos forem verticais;</p><p>HA = altura da lâmina d’água;</p><p>HC = altura do capeamento;</p><p>HR = altura da rocha.</p><p>b) Razão linear da carga (RL)</p><p>c) Superfície efetiva de arranque (SEA)</p><p>d) Esquema de perfuração – Malha utilizada (A x E)</p><p>Neste caso utiliza-se a malha quadrada:</p><p>e) Subperfuração (S)</p><p>e</p><p>e x</p><p>d</p><p>RL </p><p></p><p>4000</p><p>2</p><p></p><p>RC</p><p>RL</p><p>SEA </p><p>SEAEA </p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>112</p><p>A tabela 13 pode ser utilizada para o cálculo da Subperfuração.</p><p>Tabela 13– Determinação da Subperfuração em função do afastamento</p><p>Ângulo da ruptura 0 10 20</p><p>Subperfuração (m) 0,70A 0,88A A</p><p>f) Tampão (T)</p><p>f) Carga por furo (CF)</p><p>CF = RL (Hf - T)</p><p>Exemplo</p><p>Deseja-se efetuar um desmonte subaquático de um banco de rocha de 12 m de</p><p>altura que se encontra debaixo de uma lâmina d’água de 15 m e com um</p><p>capeamento de 2 m de altura. O diâmetro de perfuração é de 100 mm e se</p><p>dispõe de uma carregadeira pneumática com a qual o explosivo alcança uma</p><p>densidade dentro do furo de 1,3 g/cm3. A perfuração foi efetuada com um</p><p>angulo de 0 em relação à vertical.</p><p>a) Cálculo da razão de carregamento (RC)</p><p>RCvertical = 1,10 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR</p><p>3</p><p>A</p><p>T </p><p>113</p><p>RCvertical = 1,10 + 0,01 x 15 + 0,02 x 2 + 0,03 x 12 = 1,65 kg/m3</p><p>b) Razão linear de carregamento (RL)</p><p>c) Superfície efetiva de arranque (SEA)</p><p>d) Afastamento (A) e Espaçamento (E)</p><p>e) Subperfuração (S)</p><p>S = 0,70A = 0,70 x 2,5 m = 1,8 m</p><p>f) Tampão (T)</p><p>T = A/3 = 2,5 m/3 = 0,8 m</p><p>g) Profundidade do furo (Hf)</p><p>Hf = HR + S = 5 m + 1,8 m = 6,8 m</p><p>mkgxx</p><p>d</p><p>RL e</p><p>e /21,103,1</p><p>4000</p><p>)100(14,3</p><p>4000</p><p>22</p><p> </p><p></p><p>2</p><p>3</p><p>19,6</p><p>/65,1</p><p>/21,10</p><p>m</p><p>mkg</p><p>mkg</p><p>RC</p><p>RL</p><p>SEA </p><p>mSEAEA 5,219,6 </p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>114</p><p>h) Carga por furo (CF)</p><p>CF = RL (Hf - T) = 10,21 x (6,8 – 0,8) = 61,26 kg</p><p>115</p><p>13. DESMONTES EM RAMPAS</p><p>O contínuo aprofundamento das explotações a céu aberto obriga a</p><p>execução de rampas cada vez que se inicia a abertura de um novo nível.</p><p>Difere dos desmontes em bancadas pelo fato da face livre ser horizontal. Os</p><p>furos são orientados perpendicularmente à face livre e o movimento dos</p><p>fragmentos é contra a gravidade. Será assumido que os diâmetros dos</p><p>furos para a abertura da rampa serão os mesmos utilizados nas bancadas.</p><p>Técnicas de desmonte escultural serão utilizadas quando a rampa fizer</p><p>parte da parede final. A figura 44 mostra um esquema representando a</p><p>abertura de uma rampa.</p><p>Figuras 44 – Variáveis da abertura de uma rampa</p><p>Uma certa quantidade de subperfuração deve ser utilizada para garantir que</p><p>a eventual rampa satisfaça a inclinação desejada.</p><p>A seqüência de iniciação deve garantir que ocorra um movimento suficiente</p><p>da rocha antes da detonação dos próximos furos.</p><p>Para a abertura de rampa os seguintes parâmetros devem ser definidos:</p><p>- profundidade da perfuração;</p><p>- malha (Afastamento x Espaçamento);</p><p>Altura do banco</p><p>Prof. do corte</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>116</p><p>- carga do furo;</p><p>- seqüência de iniciação.</p><p>Neste cálculo 3 zonas de desmonte serão diferenciadas:</p><p>a) ZONA DE DETONAÇÃO PROFUNDA</p><p>A zona de detonação da bancada é caracteriza pela altura da bancada (H),</p><p>conforme ilustrada na figura 45. Nessa zona as seguintes fórmulas são</p><p>utilizadas:</p><p>Figura 45 – Zona de Detonação Profunda</p><p>A = KADe ; E = KE A ; S = KSA ; T = KT A</p><p>Onde:</p><p>A = afastamento; E = Espaçamento; S = Subperfuração; T = tampão;</p><p>KA = constante relacionando o afastamento e o diâmetro do furo;</p><p>A A</p><p>S</p><p>E</p><p>117</p><p>KE = constante relacionando o espaçamento e o afastamento;</p><p>KS = constante relacionando a subperfuração e o afastamento;</p><p>KT = constante relacionando o tampão e o afastamento.</p><p>Mas A = S/KS = mS</p><p>onde m = constante de proporcionalidade = 1/KS.</p><p>A distância (LD) do início da rampa até quando a mesma atinge uma</p><p>profundidade (H), pode ser calculada por:</p><p>LD = H / G onde G = inclinação da rampa.</p><p>B) ZONA RASA</p><p>A zona rasa figura 50 é definida como a região de corte controlada tanto pela</p><p>mínima dimensão da malha, como pela mínima perfuração. A profundidade dos</p><p>furos e o tamanho da carga são constantes nesta região (figura 46).</p><p>Figura 46 – Localização da Zona Rasa e Profunda.</p><p>Zona Profunda</p><p>Zona Rasa</p><p>S</p><p>118</p><p>Figura 47 – Detalhe da carga na Zona Rasa</p><p>No cálculo utilizaremos as seguintes simplificações:</p><p>1) O topo da carga é colocado no nível do greide desejado. A profundidade do</p><p>corte (H’) é igual ao comprimento do tampão (T);</p><p>2) A relação entre a profundidade do corte (H’), o comprimento da carga (S’) e</p><p>o diâmetro do explosivo (De) é dada por:</p><p>3) Normalmente, nessa região, explosivos encartuchados são utilizado em vez</p><p>de explosivos bombeados. O comprimento S’, para um único cartucho, pode</p><p>ser expresso em função do diâmetro do explosivo (De) do cartucho: S’ =</p><p>KeDe, onde K é a relação entre o comprimento e diâmetro do explosivo</p><p>encartuchado utilizado. Depende do tipo e do adensamento do explosivo</p><p>utilizado.</p><p>Para furos com diâmetro  8”, Ke varia de 2 a 3. Assumiremos um valor</p><p>médio de 2,5, teremos:</p><p>S’ = 2,5De</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>2</p><p>19</p><p>2</p><p>'</p><p>' eDS</p><p>H</p><p>S’</p><p>119</p><p>4) O afastamento (A’) é relacionado com a Subperfuração (S’):</p><p>A = mS</p><p>Combinando a equação do item 1 com a do item 3, teremos: H’ = 8,3De</p><p>O comprimento da região rasa será (LR ): LR = H’/G</p><p>C) ZONA DE TRANSIÇÃO</p><p>O comprimento da região de transição (LT) - figura 48 - é dado por:</p><p>LT = LD - LS</p><p>Figura 49 – Detalhes das Zonas de uma rampa.</p><p>Utilizando a semelhança de triângulo da figura 49 demonstra-se que:</p><p> </p><p> </p><p> </p><p> </p><p> </p><p> </p><p>K</p><p>XL</p><p>SH</p><p>XL</p><p>SH</p><p>XL</p><p>SH</p><p>t</p><p>Tt</p><p>DS</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> ''</p><p>Profunda</p><p>Transição</p><p>Rasa</p><p>S ST</p><p>S’</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>120</p><p>Resolvendo a equação em função de X - distância horizontal entre a linha</p><p>teórica dos fundos dos furos e o começo da rampa -, teremos:</p><p>A subperfuração (ST), em qualquer ponto (LT) na zona de transição, pode</p><p>ser determinada usando a seguinte expressão:</p><p>ST = K(LT + X) - HT HT = LT x G AT = mST</p><p>Exemplo</p><p>A seguir são mostrados os dados do desmonte de produção de uma certa</p><p>mina.</p><p>- Diâmetro de perfuração (De) = 025 m = 9 7/8”</p><p>- Explosivo utilizado = ANFO; Densidade do ANFO = 850 kg/m3</p><p>- Malha utilizada ( A x E ) = 7 m x 7 m</p><p>- Subperfuração (S) = 1,8 m</p><p>- Altura do banco (H) = 12 m</p><p>- Tampão (T) = 4,5 m</p><p>- Comprimento da carga = 9,3 m</p><p>- Quantidade de explosivo por furo = 391 kg</p><p>A fragmentação do desmonte de produção é bastante utilizando esses</p><p>parâmetros no plano de fogo. A partir dessas informações iremos projetar</p><p>   </p><p>    </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>''</p><p>''</p><p>SHSH</p><p>LSHLSH</p><p>X SD</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>121</p><p>uma rampa de 30 m de largura com uma inclinação de 8% (G = 0,08) da</p><p>superfície até uma profundidade de 12 m.</p><p>Etapa 1. Cálculo e resumo das variáveis da zona profunda.</p><p>H = 12 m</p><p>LD = H / G = 12 m / 0,08 = 150 m</p><p>De = 0,25 m; A = E = 7 m; S = 1,8 m</p><p>LD = A / De = 7m / 0,25 m = 28</p><p>KS = S / A = 1,8 m / 7 m = 0,26</p><p>KT = T / A = 4,5 m / 7 m = 0,64</p><p>m = A / S = 7 m / 1,8 m = 3,89</p><p>Etapa 2. Cálculo e resumo das variáveis da zona rasa.</p><p>S’ = 2,4De = 2,4 x 0,25 m = 0,60 m</p><p>H’ = 8,3De = 8,3 x 0,25 m = 2,08 m</p><p>LS = H’ / G = 2,08 m / 0,08 = 26 m</p><p>A’  S’ x m = 0,6 m x 3,89 = 2,3 m</p><p>Etapa 3. Cálculo e resumo das variáveis da zona de transição.</p><p>LT = LD - LS = 150 m - 26 m = 124 m</p><p>   </p><p>    </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>''</p><p>''</p><p>SHSH</p><p>LSHLSH</p><p>X SD</p><p>122</p><p>Etapa 4. Os valores para qualquer ponto da zona de transição podem ser</p><p>calculados.</p><p>A distância LD = 50 m será selecionada como exemplo.</p><p>Lt = 50 m</p><p>Ht = Lt x G = 50 m x 0,08 = 4 m</p><p>St = K x (Lt + X) - Ht = 0,09 (50 m + 3,88 m) - 4 m = 0,85 m</p><p>At = mJt = 3,89 x 0,85 m = 3,31 m</p><p>Este processo pode ser repetido para qualquer ponto desejado dentro da zoa</p><p>de transição.</p><p>Etapa 5. O ábaco da figura 50, desenvolvido por Chung, pode ser utilizado</p><p>para simplificar o processo de cálculo. Contém 4 escalas: distância horizontal</p><p>(L); profundidade de escavação (H); subperfuração (S); afastamento e</p><p>espaçamento.</p><p>Para demonstrá-lo vamos desenhar uma linha através do ponto que representa</p><p>a distância horizontal de 50 m e o alinhamento no ponto P. A linha intercepta as</p><p>outras 3 escalas dando as seguintes variáveis: H = 4m; S = 0,85 m e A =</p><p>3,3 m.</p><p>   </p><p>   </p><p>mX 88,3</p><p>6,008,28,112</p><p>268,1121506,008,2</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>09,0</p><p>88,3150</p><p>8,112</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>XL</p><p>SH</p><p>K</p><p>D</p><p>123</p><p>Figura 50 – Ábaco de Chung para o cálculo das variáveis de uma rampa</p><p>Etapa 6. O ábaco da figura 50 será utilizado.</p><p>A abertura da rampa é dividida em duas partes. A primeira parte apresenta</p><p>uma extensão de 0 a 80 m, enquanto a segunda parte está compreendida no</p><p>intervalo de 80 m até 150 m. A profundidade da escavação da rampa é de 30</p><p>m. Embora existam outras combinações que podem ser utilizadas, as</p><p>dimensões inteiras serão usadas o máximo possível para o afastamento e o</p><p>espaçamento. No término da escavação o afastamento e o espaçamento são</p><p>de 7 m. Na zona rasa eles são de 2 m. O projeto real envolve uma transição</p><p>de uma malha de 7 m x 7 m, até uma malha de 2 m x 2 m.</p><p>Em primeiro lugar determinaremos a distância horizontal na qual a malha é</p><p>constante. É necessário o uso do bom senso nesta etapa. Linhas</p><p>correspondendo aos afastamentos de 6,5; 5,5; 4,5; 3,5 e 2,5 m são traçadas no</p><p>ponto de alinhamento. As correspondentes distâncias são apresentadas na</p><p>tabela 13.</p><p>Distância Horizontal</p><p>L (m)</p><p>Prof. do corte</p><p>H (m)</p><p>E (m) e A (m)</p><p>Subperfuração</p><p>S (m)</p><p>124</p><p>Tabela 13 - Afastamentos em função da distância horizontal ao longo da escavação.</p><p>Afastamento (m) Distância Horizontal (m)</p><p>6,5 136</p><p>5,5 110</p><p>4,5 81</p><p>3,5 53</p><p>2,5 26</p><p>Distância Horizontal</p><p>(m)</p><p>Distância Horizontal (m)</p><p>125</p><p>Etapa 7. Determinação da profundidade da perfuração para cada malha.</p><p>Essas profundidades são selecionadas da mesma maneira tal como para o furo</p><p>mais profundo (profundidade do corte + subperfuração) usando o ábaco. Os</p><p>resultados são mostrados na tabela 14 e na figura 51.</p><p>Tabela 14 - Profundidade dos furos para diferentes malhas.</p><p>Malha (m x m) Profundidade do furo (m)</p><p>7 x 7 13,8</p><p>6 x 6 12,4</p><p>5 x 5 10,2</p><p>4 x 4 7,8</p><p>3 x 3 5,3</p><p>2 x 2 3,1</p><p>Distância Horizontal (m)</p><p>126</p><p>Figura 51 – Resumo do cálculo do</p><p>plano de fogo da rampa.</p><p>Etapa 8. Determinação da quantidade de explosivos a ser colocado em cada</p><p>furo.</p><p>Na profundidade do corte (malha de 7 m x 7 m) o comprimento do tampão no</p><p>furo é igual a 0,64A. Considerando que o furo é carregado com ANFO</p><p>bombeado, a quantidade de explosivo (Q) será:</p><p>O comprimento da coluna de explosivo é de 9,3 m.</p><p>Na zona rasa (malha de 2 m x 2 m) um único cartucho de (0,203 m) 8” em</p><p>diâmetro e 0,409 m (19”) de comprimento será utilizado em cada furo. A</p><p>quantidade de explosivo (Q) será:</p><p>      kgxTSHDQ e 3888505,48,11225,0</p><p>4</p><p>14,3</p><p>850</p><p>4</p><p>22</p><p></p><p></p><p>      kgxLdQ 5,13850490,0203,0</p><p>4</p><p>14,3</p><p>850</p><p>4</p><p>22 </p><p></p><p>Distância Horizontal (m)</p><p>Profundidade</p><p>127</p><p>O comprimento da carga de explosivo é de 0,32 m. A tabela 15 apresenta as</p><p>massas das cargas para cada malha definida.</p><p>Tabela 15 - Comprimento e massa das cargas para diferentes malhas</p><p>Malha (A x E) Comprimento da carga (m) Massa da Carga (kg)</p><p>7 9,3 391</p><p>6 5,0 210</p><p>5 1,8 76</p><p>4 0,7 29</p><p>3 0,4 17</p><p>2 0,3 13</p><p>Etapa 8. Determinação da seqüência de iniciação.</p><p>O desmonte da escavação pode ser detonado em único tiro ou em seções. A</p><p>vantagem de um único tiro é que os distúrbios na cava são minimizados.</p><p>Entretanto, existe a necessidade da utilização de uma grande quantidade de</p><p>retardos para evitar que uma grande carga por espera provoque uma grande</p><p>vibração do maciço. A figura 52 mostra a seqüência recomendada por Chung</p><p>para um desmonte entre 50 e 150 m.</p><p>Figura 52 – Esquema de iniciação da rampa.</p><p>Retardo</p><p>s</p><p>Iniciação</p><p>128</p><p>Neste caso serão utilizados retardos “osso de cachorro” com cordel detonante,</p><p>e iniciando o desmonte na zona mais profunda para criar um vazio que sirva de</p><p>pilão. Chung sugere os seguintes intervalos de tempo de retardo entre as</p><p>linhas:</p><p>- zona profunda: 25 ms;</p><p>- zona rasa: 15 ms.</p><p>A figura 53 mostra ao método de amarração para a rampa na qual um lado</p><p>será parte permanente da cava.</p><p>Figura 53 – Método de amarração quando a rampa é parte permanente da cava.</p><p>Os furos ao longo da linha da parede da cava a ser controlada devem:</p><p>- serem perfurados até o final do greide;</p><p>- não mais do que 1/3 da carga normal deve ser usada nesses furos.</p><p>Para reduzir a vibração na parede, retardos de 15 ms devem ser colocados em</p><p>cada linha. A combinação de retardos de superfície e de dentro do furo pode</p><p>ser utilizada.</p><p>129</p><p>14. ESCAVAÇÃO DE RODOVIAS E AUTOPISTAS</p><p>Na escavação de rodovias e autopistas os seguintes tipos de desmontes são</p><p>necessários: em trincheira (1) e a meia encosta (2), como ilustrados na figura</p><p>54.</p><p>Figura 54 – Escavação em trincheira (1) e a meia encosta (2)</p><p>Os desmontes em ambos os casos podem ser realizados de uma única vez,</p><p>entretanto quando as alturas são grandes (> 15 m) recomenda-se efetuar a</p><p>escavação por fase. Outros fatores que podem influenciar na execução da obra</p><p>são:</p><p>- segurança na operação;</p><p>- limitação das perturbações ambientais (onda aérea e vibrações);</p><p>- velocidade de avanço;</p><p>- dimensões dos equipamentos de carregamento e transporte.</p><p>Dada a importância da estabilidade da rocha nos taludes residuais,</p><p>especialmente em alturas elevadas, é normal terminar a escavação com</p><p>desmonte de contorno, o qual constitui outra razão para limitar a altura do corte</p><p>entre 10-12 m pela necessidade de manter a precisão da perfuração.</p><p>Os diâmetros de perfuração oscilam entre 65 e 125 mm. É habitual realizar os</p><p>desmontes com diâmetros de entre 89 e 125 mm e os de contorno entre 65 e</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>130</p><p>75 mm. Como o diâmetro de perfuração é influenciado pela altura do banco,</p><p>deve-se utilizar a seguinte relação na seleção do diâmetro (D) ou da</p><p>profundidade da escavação (H): D = H/60.</p><p>Longitude da Perfuração.</p><p>As longitudes dos furos (L) dependem da altura do banco, da inclinação - que</p><p>varia de 15 a 20 - e da subperfuração em função da resistência da rocha:</p><p>Onde:</p><p> = ângulo em relação à vertical, em graus;</p><p>H = altura do banco (m);</p><p>S = subperfuração (m), estimada a partir da tabela 16.</p><p>Tabela 16 - Subperfuração da rocha em função da resistência da rocha.</p><p>Resistência da rocha à compressão</p><p>simples (MPa)</p><p>Branda Média Dura Muito Dura</p><p>< 70 70 – 120 120 – 180 > 180</p><p>Subperfuração (m) 10D 11D 12D 12D</p><p>Sx</p><p>H</p><p>L </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>100</p><p>1</p><p>cos</p><p></p><p></p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>131</p><p>Distribuição da carga e tampão</p><p>Nesse tipo de desmonte utilizam-se colunas de explosivos seletivas com carga</p><p>de fundo de explosivos gelatinosos ou emulsões e cargas de coluna de ANFO.</p><p>Na tabela 17 são indicadas as longitudes recomendadas das cargas de fundo e</p><p>tampão (T) para diferentes tipos de rocha. As alturas da carga de coluna são</p><p>calculadas pela diferença entre as longitudes dos furos e a soma das cargas de</p><p>fundo e dos tampões.</p><p>Tabela 17 - Longitude do tampão da rocha em função da resistência da rocha.</p><p>Resistência da rocha à compressão</p><p>simples (MPa)</p><p>Branda Média Dura Muito Dura</p><p>< 70 70 - 120 120 – 180 > 180</p><p>Longitude da carga de fundo - Lf</p><p>Tampão – T (m)</p><p>30D</p><p>35D</p><p>35D</p><p>34D</p><p>40D</p><p>32D</p><p>46D</p><p>30D</p><p>Esquemas de perfuração.</p><p>São sempre realizadas com furos verticais, e conforme seja a relação “H/D”</p><p>dois casos se distinguem:</p><p>a) Se H > 100D. É mais habitual para bancos de 10 a 12 m de altura. Os</p><p>valores do afastamento (A) e do Espaçamento (E) são calculados a partir da</p><p>tabela 18.</p><p>Tabela 18 - Afastamento e Espaçamento da rocha em função da resistência da rocha.</p><p>Resistência da rocha à compressão</p><p>simples (MPa)</p><p>Branda Média Dura Muito Dura</p><p>< 70 70 - 120 120 – 180 > 180</p><p>Afastamento – A (m)</p><p>Espaçamento – E (m)</p><p>39D</p><p>51D</p><p>37D</p><p>47D</p><p>35D</p><p>43D</p><p>33D</p><p>38D</p><p>132</p><p>b) Se H < 100D. Nestes casos o afastamento é calculado a partir da</p><p>expressão:</p><p>Esquema de iniciação.</p><p>Os esquemas mais utilizados são os das figuras 55, 56 , 57e 58.</p><p>Figura 55 – Malha retangular com sequência de iniciação em “V1”</p><p>5,0</p><p>cos </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>CEx</p><p>H</p><p>x</p><p>A</p><p>E</p><p>Q</p><p>A f</p><p></p><p>133</p><p>Figura 56 – Malha estagiada com sequência iniciação em “V1”</p><p>Figura 57 – Malha estagiada com sequência de iniciação em “V”</p><p>134</p><p>Figura 58 – Malha estagiada com sequência de iniciação em linha</p><p>Exemplo</p><p>Uma empreiteira responsável pela construção de uma rodovia fará a</p><p>escavação de uma trincheira. O canteiro de obra dispõe de um ROCK DRILL</p><p>que executa furos de 76 mm (0,0706 m). A trincheira apresenta as seguintes</p><p>características: furos verticais, altura do banco 12 m, extensão de 25 m e</p><p>largura de 10 m. A resistência à compressão simples da rocha é de 150 MPa.</p><p>Na carga de fundo será utilizado emulsão encartuchada (2 ½” x 24”), e na</p><p>carga de coluna ANFO, cuja razão linear (RL) será de 3,85 kg/m.</p><p>Em função desses dados elabore o plano de fogo.</p><p>a) Determinação da subperfuração (S), pela tabela 16.</p><p>S = 12D = 12 x 0,0706 m  S = 0,8 m</p><p>135</p><p>b) Longitude do furo (L).</p><p>c) Longitude da carga de fundo (Lf ) e Tampão (T), pela tabela 17.</p><p>Lf = 40D = 40 x 0,0706 m  Lf = 2,8 m</p><p>T = 32D = 32 x 0,0706 m  T = 2,3 m</p><p>d) Afastamento (A) e Espaçamento (E).</p><p>Como H > 100D. Pela tabela 18 teremos:</p><p>A = 35D = 35 x 0,0706 m  A = 2,5 m</p><p>E = 43D = 43 x 0,0706 m  E = 3,0 m</p><p>e) Carga de fundo (Cf) e de coluna (Cc)</p><p>Cf = Lf /(24” x 0,0254 m) = 2,8 m / 0,6096 m = 4,5 cartuchos de emulsão</p><p>Cc = RL x Lc = RL x (L – Cf – T) = 3,85 kg/m x (12,8 – 2,8 – 2,3) = 29,6</p><p>kg</p><p>mLx</p><p>m</p><p>Sx</p><p>H</p><p>L 8,128,0</p><p>100</p><p>0</p><p>1</p><p>0cos</p><p>12</p><p>100</p><p>1</p><p>cos 0</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>136</p><p>15. SEGURANÇA E MANUSEIO DE EXPLOSIVOS INDUSTRIAIS</p><p>15.1 Procedimentos de segurança</p><p>OPERAÇÃO</p><p> Durante a atividade de carregamento nenhum veículo, exceto os</p><p>contendo explosivos e acessórios, deverá trafegar na área do</p><p>carregamento (figura 59).</p><p>Figura 59 – Isolamento da área com fitas zebradas.</p><p> É vedado o trânsito, na área de carregamento, de pessoas não</p><p>autorizadas.</p><p> Nunca coloque uma broca, em caso de repasse, num furo sem ter</p><p>absoluta certeza de que não existe explosivo no seu interior.</p><p> Quando for carregar verifique se o furo está desentupido até o fundo.</p><p> Não fique próximo, ou de costas para a face livre da bancada (figura 60).</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>137</p><p>Figura 60 – Risco de desabamento decorrente da atividade do</p><p>backbreak.</p><p> Sempre que estiver carregando, coloque os explosivos e os acessórios</p><p>bem distantes um do outro.</p><p> Não force o explosivo, principalmente o cartucho-escorva através de</p><p>obstruções.</p><p> Sempre faça as ligações de cordeis detonantes bem firmes, evite os</p><p>cruzamentos da linha tronca sobre as derivações, e evitar ângulos</p><p>reversos (figura 61).</p><p>Figura 61 – Possibilidade de formação de ângulo reverso.</p><p> Deve-se realizar aterramento do caminhão tanque de transporte de</p><p>explosivos antes do início do carregamento do mesmo.</p><p> O carregamento e o descarregamento de explosivos e acessórios devem</p><p>ser feito com o veículo desligado e com as rodas calçadas.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>138</p><p> Antes da detonação verifique possíveis erros, esquecimentos de</p><p>ligações ou sequência de iniciação fora de ordem dos acessórios que</p><p>porventura tenham ocorrido.</p><p> Examinar cada furo cuidadosamente antes do carregamento a fim de se</p><p>conhecer a longitude e o sue estado, usando para isso uma trena.</p><p> Fixar os extremos dos acessórios de detonação a uma estaca de</p><p>madeira ou rocha para impedir a queda dos mesmos dentro do furo</p><p>(figura 62).</p><p>Figura 62 – Meio de evitar a queda do acessório dentro do furo.</p><p> Não carregar os furos imediatamente após a perfuração, sem antes</p><p>verificar se o mesmo está limpo e não contem pedaços de rochas ou</p><p>pedaços de metal.</p><p> Nunca recarregar furos que tenham sido carregados e detonados</p><p>anteriormente.</p><p> Comprovar a elevação (tampão) da carga dos explosivos bombeados</p><p>(granulados e emocionados), e tomar as medidas pertinentes caso se</p><p>detecte a presença de vazios (cavernas, fendas) que não foram</p><p>observadas durante a perfuração.</p><p> Confinar os explosivos nos furos por meio de detritos da perfuração,</p><p>rocha britada ou outro material não combustível.</p><p> Nunca utilizar atacadores metálicos de nenhuma classe.</p><p> Não utilizar o atacador diretamente nos cartuchos escovardos.</p><p> Realizar o tamponamento sem violência para não danificar os acessórios</p><p>de detonação.</p><p> Não introduzir rochas, sacos plásticos ou outros objetos juntamente com</p><p>o material do tampão.</p><p>139</p><p>15.2 Transporte e armazenamento</p><p>Todos os explosivos, agentes detonantes, espoletas simples e elétricas,</p><p>estopins, tubos de choque, detonadores eletrônicos e retardos deverão ser</p><p>armazenados em paióis especialmente construídos para esse fim e localizados</p><p>segundo as leis locais existentes. Devem-se manter sempre os paióis bem</p><p>trancados, abrindo-os somente para a entrada e saída do material.</p><p>Normas para os paióis de explosivos e acessórios</p><p> Armazene somente explosivos neste paiol. Não armazene acessórios,</p><p>materiais inflamáveis, ferramentas e outros utensílios metálicos.</p><p> Sempre embarque, despache e use com prioridade o estoque mais antigo</p><p> Não utilize ferramentas de metal para abrir ou fechar embalagens de</p><p>explosivos.</p><p> Não deixe explosivos ou acessórios soltos pelo paiol.</p><p> Não fume, nem porte fósforos, isqueiros ou outro material inflamável.</p><p> Mantenha o interior do paiol sempre limpo e ventilado e o terreno ao redor</p><p>livre de folhas, capim vegetação de qualquer espécie, lixo e detritos, a fim</p><p>de evitar incêndios.</p><p> Proíba a presença de pessoas estranhas dentro e nas vizinhanças do paiol.</p><p> Quando necessário o uso de luz artificial, utilize unicamente lanterna de</p><p>segurança ou pilha elétrica.</p><p> Sinalizar adequadamente as instalações e os veículos destinados ao</p><p>armazenamento e transporte de explosivos.</p><p> Armazenar os produtos de mesmo tipo e classe de maneira que seja fácil</p><p>identificá-los.</p><p> Mantenha constante vigilância sobre as embalagens que apresentam</p><p>avarias, exsudação ou defeito. Coloque-as a um lado no paiol ou nas</p><p>proximidades do paiol.</p><p> Deve-se fazer um inventário das quantidades de explosivos e acessórios,</p><p>verificando constantemente esses valores.</p><p> Relate de imediato qualquer tentativa de arrombamento do paiol ou roubo</p><p>de explosivos e acessórios.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>140</p><p> Em caso de vestígios da presença de roedores, combata-os com veneno</p><p>apropriado, bem como verifique e sele as passagens dos mesmos.</p><p> Sempre utilizar e despachar os produtos mais antigos, pela ordem de</p><p>entrada no paiol.</p><p> Manter a temperatura do paiol entre 10 e 30º C.</p><p> Utilize psicômetros nos paios.</p><p> As portas e janelas devem ser abertas para fora.</p><p> Tanto as janelas como os respiradores, condutos de ventilação devem ser</p><p>protegidos por telas metálicas.</p><p> Mantenha sistema de alarmes (sirene e celular), câmeras para avisos de</p><p>possíveis invasões das áreas dos paióis.</p><p>Medidas para transportar explosivos dentro das explotações</p><p> Acatar rigorosamente as disposições estabelecidas pelos regulamentos</p><p>vigentes.</p><p> Verificar diariamente se os veículos destinados a transportar explosivos</p><p>reúnem as condições exigidas pelo organismo competente.</p><p> Levar nos veículos extintores de incêndio, em lugares apropriados, de fácil</p><p>acesso, devendo conhecer obrigatoriamente o motorista e os ajudantes o</p><p>seu uso.</p><p> Desligar o motor do veículo durante as operações de carga e descarga dos</p><p>explosivos.</p><p> Nunca transportar os acessórios de iniciação juntamente com explosivos</p><p>em veículos que não estejam de acordo com a exigência do R-105.</p><p> Não permitir fumar no veículo e a presença de pessoas não autorizadas ou</p><p>desnecessárias.</p><p> Usar itinerários de transporte com pouco movimento de pessoal e</p><p>equipamentos.</p><p> Vigiar a zona de descarga de explosivos até sua colocação nos furos e</p><p>amarração.</p><p>141</p><p>Verificação de Falhas (Negas)</p><p>a) a constatação de uma falha na detonação poderá ser verificada através:</p><p>- do resultado do desmonte;</p><p>- da presença de explosivos não detonados;</p><p>- de espoletas não detonadas.</p><p>b) uma falha pode ser causada por:</p><p>- escorvamento mal feito;</p><p>- estopim, cordel detonante ou explosivo deteriorado;</p><p>- ligações mal feitas ou esquecimento de realizar conexões;</p><p>- avarias no circuito, na utilização de espoleta elétrica;</p><p>- furos “roubados”;</p><p>- falha na fabricação de materiais;</p><p>- falta de supervisão.</p><p>Medidas que devem ser tomadas quando da falha de furos</p><p> Manter todos os acessos interditados.</p><p> Sinalize o lugar onde se encontram os furos falhados.</p><p> Eliminar os furos falhados antes de reiniciar os trabalhos de perfuração,</p><p>carregamento e transporte em áreas próximas.</p><p> Destinar o pessoal mais qualificado nos trabalhos de neutralização e</p><p>eliminação de explosivos nos detonadores.</p><p> Não tentar retirar os explosivos do furo por meio mecânico. Sugere-se um</p><p>jato de água (ar comprimido + água) para retirar ou dessensibilizá-lo.</p><p> Cuidados adicionais deverão ser tomados se o explosivo ainda estiver</p><p>escovardo.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>142</p><p> Em caso de escovarmento com cordel detonante, tentar retirar o material</p><p>do tampão e colocar um cartucho escorvado junto ao explosivo para sua</p><p>destruição. Tamponar o furo com material granular fino.</p><p> Se o explosivo não estiver acessível, perfurar um novo furo a uma distância</p><p>superior a 10 vezes o diâmetro do furo (cuidado com a direção e o ângulo),</p><p>caso o regulamento vigente permita.</p><p> Recolher amostras.</p><p> Solicitar assistência Técnica.</p><p> Criar uma comissão interna para diagnosticar e evitar que esse tipo de</p><p>falha se repita.</p><p>15.3. Destruição de explosivos</p><p>A utilização de explosivos conduz frequentemente ao aparecimento de</p><p>explosivos deteriorados devido a:</p><p> Armazenagem em locais demasiadamente úmidos</p><p> Vencimento do prazo de validade</p><p> Molhagem acidental dos explosivos</p><p> Tiros falhados</p><p> Embalagens rasgadas ou deterioradas</p><p> Exsudação da nitoglicerina/nitroglicol</p><p>143</p><p>Atenção: os explosivos não devem ser destruídos em suas embalagens de</p><p>origem. Para realizar uma operação segura e dentro da lei, consulte o</p><p>regulamento R-105, Título VII, Normas complementares, Capítulo 1,</p><p>Generalidades sobre Destruição.</p><p>O procedimento normal consiste em fazer uma cama de palha seca (figura 63)</p><p>ou outros produtos com características semelhantes, com espessura suficiente</p><p>para assegurar a propagação do fogo e onde se colocam os explosivos a</p><p>destruir, procurando evitar o contacto entre eles. Este leito, sobretudo quando</p><p>utilizado para destruir explosivos nitrados, deve ser ativado com um pouco de</p><p>outro combustível similar.</p><p>Figura 63 – Maneira correta de destruir os explosivos por combustão.</p><p>A tabela 19 mostra as distâncias de segurança para a combustão de</p><p>explosivos.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>144</p><p>Tabela 19 - distâncias de segurança para a combustão de explosivos</p><p>12. Consulta Bibliográfica</p><p>- Britanite, Manual Básico de Utilização de Explosivos, Quatro Barras,</p><p>2006.</p><p>- CASTRO, R. S. & PARRAZ, M. .M. Manual de Ferramentas de Perfuração, Sindicato</p><p>Nacional dos Editores de Livro, 225p., Rio de Janeiro, 1986.</p><p>- DFPC, R-105: site: www.dfpc.eb.mil.br</p><p>- FERNÁNDEZ, J. C. Tecnología de los Explosivos, Universidad de Chile – Departamento Ingenieria de</p><p>Minas, Santiago, 2000</p><p>- Germani, D. J., Notas do Curso de Lavra, VALER, Rio de Janeiro, 2006.</p><p>- HUSTRULID, W., Blasting Principles for Open Pit Mining, Vol. 1 General Design Concepts</p><p>and Vol. 2 Theoretical Foundations, Balkema, Rotterdam, 1999.</p><p>- Jimeno, C. L., Jimeno E. L. & Bermúdez, P. G. Manual de Perforación y</p><p>Voladura de Rocas, Madri, 2003.</p><p>- Mainiero, R. J, Explosives Transport Issues, The Journal of Explosives</p><p>http://www.dfpc.eb.mil.br/</p><p>145</p><p>Engineering, Volume 26, Number 2, pages 6-11, March/April, Cleveland,</p><p>2009.</p><p>- Manual de Autoproteção – Produtos Perigosos Manuseio e Transporte</p><p>Rodoviário, 9ª. Edição, São Paulo, 2008.</p><p>- Orica, Explosivos, Acessórios Industriais e Tecnologia Aplicada ao</p><p>Desmonte de Rocha, São Paulo, 2007.</p><p>- REIS, D. Apostila de Operações Mineiras – Escola de Minas da UFOP, Ouro Preto, 1992.</p><p>- Silva, V. C. Apostila da Disciplina MIN112 - Operações Mineiras, Ouro Preto,</p><p>2010.</p><p>- Verakis, H. & Lobb, T. Bulk Transport Vehicle Fire Safety: Preventing a</p><p>Mine Site Disaster, The Journal of Explosives Engineering, Volume 26,</p><p>Number 2 , pages 14-19, March/April, Cleveland, 2009.</p><p>(pressão de avanço), o que se traduz em baixa taxa de</p><p>penetração e altos custos. Este método possui as seguintes características:</p><p> devido a posição do martelo e da broca evita a perda de energia ao longo</p><p>das hastes de perfuração;</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>6</p><p> necessita de moderada força de avanço (250 a 500 lbf/in de diâmetro de bit)</p><p>em comparação com o método rotativo (3000 a 7000 lbf/in). Elimina a</p><p>necessidade de hastes pesadas e altas pressões de avanço;</p><p> os impactos produzidos pelo pistão do martelo no fundo do furo podem</p><p>provocar o desmoronamento e travamento da coluna de perfuração em</p><p>rochas não consolidadas ou muito fraturadas;</p><p> requer menor torque de rotação e a velocidade de rotação (rpm) é muito</p><p>menor em comparação com o método rotativo. A faixa normal de operação</p><p>é de 10 a 60 rpm;</p><p>Rotação/Trituração</p><p>Foi inicialmente usada na perfuração de petróleo, porém, atualmente, é</p><p>também usada em furos para detonação, perfuração de chaminés verticais de</p><p>ventilação e abertura de túneis. Esse método é recomendado em rochas com</p><p>resistência à compressão de até 500 MPa.</p><p>Quando perfuramos por este método, usando brocas tricônicas, a energia é</p><p>transmitida para a broca por um tubo, que gira e pressiona o bit contra a rocha.</p><p>Os botões de metal duro são pressionados na rocha, causando o fraturamento</p><p>desta, de acordo basicamente com o mesmo princípio da perfuração por</p><p>percussão. A velocidade normal de rotação é de 50 a 90 rev/min.</p><p>1.2 CARACTERÍSTICAS DOS FUROS</p><p>Os furos são geralmente caracterizados por quatro parâmetros: diâmetro,</p><p>profundidade, retilinidade e estabilidade.</p><p>7</p><p>Diâmetro dos furos</p><p>O diâmetro do furo depende da finalidade do mesmo. Em furos para</p><p>detonações, há vários fatores que influem na escolha do diâmetro, por</p><p>exemplo, o tamanho desejado dos fragmentos, após a detonação; o tipo de</p><p>explosivo a ser utilizado, a vibração admissível do terreno durante a detonação</p><p>etc. Em grandes pedreiras e outras minerações a céu aberto, furos de grande</p><p>diâmetro apresentam menores custos de perfuração e detonação por m3 ou</p><p>tonelada de rocha escavada. Nas minas subterrâneas, as dimensões dos</p><p>equipamentos de perfuração são determinadas pelo método de lavra adotado.</p><p>Em trabalhos menores, o diâmetro do furo pode também ser determinado pelo</p><p>tamanho do equipamento disponível para perfuração, carregamento e</p><p>transporte.</p><p>A eleição do diâmetro dos furos depende, também, da produção horária, do</p><p>ritmo da escavação e da resistência da rocha. A figura 2 mostra a relação entre</p><p>os diâmetros e o número de furos, porte dos equipamentos de escavação,</p><p>altura da pilha e granulometria dos fragmentos rochosos após a detonação.</p><p>Figura 2: Influência do diâmetro no n.º de furos, na fragmentação</p><p>da rocha, na altura da pilha e no porte do equipamento de carregamento.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>8</p><p>A figura 3 mostra a relação entre o diâmetro de perfuração e a seção do túnel</p><p>ou galeria e o tipo de equipamento de perfuração.</p><p>Figura 3 - Influência do diâmetro da perfuração no tamanho da seção</p><p>da galeria</p><p>Malhas de perfuração a céu aberto</p><p>A geometria das malhas de perfuração pode ser quadrada, retangular,</p><p>estagiada, triângulo equilátero ou malha alongada:</p><p>A</p><p>E</p><p>a) malha quadrada b) malha retangular</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>9</p><p>c) malha estagiada (pé de galinha)</p><p>Malhas quadradas (A=E) e retangulares (E>A): devido a sua geometria é de</p><p>fácil perfuração (menor tempo de locomoção de furo a furo).</p><p>Malhas estagiadas: devido a geometria de furos alternados dificulta a</p><p>perfuração (maior tempo de locomoção furo a furo), porém possui melhor</p><p>distribuição do explosivo no maciço rochoso.</p><p>Malha Triângulo Equilátero: são malhas estagiadas com a relação E/A =</p><p>1,15. São indicadas para rochas compactas e duras. Possuem ótima</p><p>distribuição da energia do explosivo na área de influencia do furo, maximizando</p><p>a fragmentação. O centro do triângulo equilátero, o ponto mais crítico para</p><p>fragmentação, recebe igual influência dos três furos circundantes.</p><p>Malhas alongadas: Conforme a relação E/A as malhas podem assumir várias</p><p>configurações. As malhas alongadas possuem elevada relação E/A,</p><p>geralmente acima de 1,75. São indicados para rochas friáveis/macias</p><p>aumentando o lançamento por possuírem menor afastamentos.</p><p>10</p><p>1.3. ASPECTOS TEÓRICOS DAS DETONAÇÕES</p><p>1.3.1 Combustão, Deflagração e Detonação.</p><p>Qualquer matéria ao ser excitada por calor, impacto ou onda de choque, pode</p><p>apresentar as seguintes reações:</p><p>- Combustão: processo lento de liberação de energia (calor), normalmente, a</p><p>velocidade de reação é de alguns mm/s.</p><p>- Deflagração: Decomposição química por transferência térmica. A reação</p><p>atinge velocidades de detonação variando de 100 a 1500 m/s, podendo atingir</p><p>uma pressão de detonação de 50 MPa e temperaturas na faixa de 1270 a 2270</p><p>ºC.</p><p>- Detonação: Decomposição química produzida por uma onda de choque.</p><p>A reação atinge velocidades de detonação variando de 2 a 8 km/s, podendo</p><p>atingir pressões de detonação de 5 a 15 GPa e temperaturas na faixa de 2230</p><p>a 4500 ºC.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>11</p><p>2. TIPOS DE EXPLOSIVOS</p><p>2.1 Explosivos nitroglicerinados</p><p>Os altos explosivos (figura 4) possuem na sua composição química a</p><p>nitroglicerina</p><p>Figura 4 – Explosivos a base de nitroglicerina.</p><p>Dinamite simples</p><p>Resultante da mistura: Nitroglicerina + Serragem + Oxidante + Estabilizante.</p><p>Como se vê, a serragem substitui o kieselguhr como absorvente e nitrato de</p><p>sódio é, em geral, o oxidante usado. Como estabilizante, ou antiácido, usa-se o</p><p>carbonato de cálcio, com cerca de 1%. A dinamite simples produz boa</p><p>fragmentação. Em contrapartida, apresenta um alto custo e gera gases tóxicos.</p><p>Dinamites amoniacais</p><p>O alto custo da dinamite simples e as qualidades indesejáveis já citadas</p><p>permitiram o desenvolvimento das dinamites amoniacais. As dinamites</p><p>amoniacais são similares em composição, às dinamites simples, mas a</p><p>nitroglicerina e o nitrato de sódio são parcialmente substituídos por nitrato de</p><p>amônio.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>12</p><p>Gelatinas</p><p>A gelatina também foi descoberta por Alfred Nobel, em 1875. A gelatina é um</p><p>explosivo bastante denso de textura plástica, parecendo uma goma de mascar,</p><p>constituída de nitroglicerina + nitrocelulose + nitrato de sódio. São utilizadas</p><p>apenas em casos especiais. Geram gases nocivos. Tem grande velocidade de</p><p>detonação, produz boa fragmentação e ótimo adensamento no furo.</p><p>Gelatinas amoniacais</p><p>As gelatinas amoniacais têm formulações semelhantes àquelas das gelatinas,</p><p>porém o nitrato de amônio substitui, parcialmente, a nitroglicerina e o nitrato de</p><p>sódio. Essas gelatinas foram desenvolvidas para substituir as gelatinas, com</p><p>maior segurança no manuseio e custo menor de produção, porém menos</p><p>resistentes à água.</p><p>Semigelatinas</p><p>Constituem um tipo intermediário entre as gelatinas e as dinamites amoniacais,</p><p>combinando a baixa densidade das amoniacais com a resistência à água e a</p><p>coesão das gelatinas, em grau mais atenuado. As composições são</p><p>semelhantes àquelas das gelatinas amoniacais, com variações nas proporções</p><p>de nitroglicerina, nitrato de sódio e nitrato de amônio, este em porcentagens</p><p>mais altas. Os gases variam de excelentes a pouco tóxicos. Existem diversas</p><p>variantes comerciais.</p><p>2.2 AGENTES EXPLOSIVOS SECOS</p><p>2.2.1 ANFO</p><p>Entre os explosivos</p><p>secos ou granulados, há um universalmente conhecido,</p><p>formado pela mistura pura e simples de nitrato de amônio (94,5%) e óleo diesel</p><p>(5,5%) denominado ANFO, sigla esta resultante dos vocábulos ingleses</p><p>Ammonium Nitrate e Fuel Oil. As proporções acima, consideradas ideais, foram</p><p>13</p><p>determinadas pelos americanos Lee e Akre, em 1955. A figura 5 mostra os</p><p>explosivos granulados ensacados.</p><p>Figura 5 – Explosivos granulados em embalagens de 25 kg.</p><p>As maiores vantagens do ANFO são: ocupar inteiramente o volume do furo,</p><p>grande insensibilidade aos choques, poucos gases tóxicos e redução do preço</p><p>global do explosivo (US$ 0,40/kg). As maiores desvantagens: falta de</p><p>resistência à água, baixa densidade (0,85 g/cm3) e necessidade de um</p><p>iniciador especial. A reação ideal do ANFO (N2H403 - Nitrato de amônio e CH2 -</p><p>Óleo diesel) quando o balanço de oxigênio é zero, pode ser expressa por:</p><p>3N2H403 + CH2  CO2 + 7H2O + 3N2 + 900 cal/g.</p><p>Outros explosivos granulados, fabricados por diferentes produtores, nada mais</p><p>são do que formulações similares à do ANFO, com adição de outros</p><p>ingredientes, explosivos ou sensibilizantes, combustíveis (óleo queimado,</p><p>serragem, palha de arroz etc.) oxidantes e absorventes. A Vale fabrica, em</p><p>Itabira, Minas Gerais, explosivo granulado constituído de óleo queimado, palha</p><p>de arroz e nitrato de amônio.</p><p>2.2.2 Principais parâmetros que afetam o desempenho do AN/FO</p><p>Os explosivos granulados, tipo ANFO, tem o desempenho comprometido pelos</p><p>seguintes parâmetros:</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>14</p><p>- presença de água nos furos (os explosivos granulados não tem resistência a</p><p>água);</p><p>- forma de iniciação quanto menor for a massa do iniciador (cartucho ou</p><p>Booster) menor será a velocidade de detonação;</p><p>- diâmetro da perfuração (quanto menor o diâmetro, menor será a VOD);</p><p>- forma da mistura (quanto menos homogênea, menor será o desempenho).</p><p>2.2.3 Condições de armazenagem e validade</p><p>Os explosivos secos devem ser armazenados, durante um ano, em paios com</p><p>boa ventilação e umidade adequada para que não tenham os seus</p><p>desempenhos comprometidos.</p><p>2.3 AGENTES EXPLOSIVOS ÚMIDOS</p><p>2.3.1 Emulsões</p><p>O interesse em explosivos em emulsão deu-se no início da década de 60.</p><p>Explosivos em emulsão são do tipo “água-em-óleo” (water-in-oil). Eles</p><p>consistem de microgotículas de solução oxidante supersaturada dentro de uma</p><p>matriz de óleo. Para maximizar o rendimento energético, enquanto minimiza</p><p>custos de produção e preço de venda, o oxidante dentro das microgotículas</p><p>consiste principalmente de nitrato de amônio. Dentro de um ponto de vista</p><p>químico, uma emulsão se define com uma dispersão estável de um líquido</p><p>imiscível em outro, o qual se consegue mediante agentes que favorecem este</p><p>processo (agentes emulsificantes) e uma forte agitação mecânica. A figura 6</p><p>mostra a emulsão encartuchada, enquanto a tabela 4 mostra a composição</p><p>básica de um explosivo em emulsão.</p><p>15</p><p>Figura 6 – Emulsão encartuchada.</p><p>Tabela 4 - Composição típica de um explosivo em emulsão.</p><p>INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA</p><p>Nitrato de Amônio</p><p>Água</p><p>Óleo diesel</p><p>Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou</p><p>Monoleato de ezorbitol</p><p>77,3</p><p>16,7</p><p>4,9</p><p>1,1</p><p>_____</p><p>100,0</p><p>Fonte: Silva, V. C., 2008</p><p>ANFO PESADO (HEAVY ANFO)</p><p>A primeira patente utilizando ANFO como agente redutor de densidade foi</p><p>concedida em 1977 (Clay, 1977) desde que os prills (grãos ou pérolas) e os</p><p>interstícios do ANFO podem ser utilizados para aumentar a sensibilidade da</p><p>emulsão e ao mesmo tempo aumentar a densidade do ANFO. A blendagem da</p><p>emulsão com o ANFO ou Nitrato de amônio é conhecida como ANFO Pesado</p><p>(tabela 5).</p><p>A densidade do ANFO Pesado resultante situa-se na faixa de 1,00 a 1,33</p><p>g/cm3. A resistência à água do ANFO pesado é moderada.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>16</p><p>Para uma blendagem de ANFO/Emulsão: 60/40, a uma densidade de 1,33</p><p>g/cm3, o ANFO pesado passa a apresentar resistência à água, porém a</p><p>escorva mínima de iniciação deve apresentar uma massa acima de 450 g.</p><p>A Mina de Sossego, da Vale, localizada em Canaã dos Carajás, é a maior</p><p>consumidora do Brasil de ANFO Pesado, fabricado pela empresa DEXPOL que</p><p>produz, aproximadamente, 3000 toneladas por mês.</p><p>Tabela 5 - Composição típica do ANFO Pesado com resistência à água.</p><p>INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA</p><p>Nitrato de Amônio</p><p>Nitrato de Cálcio</p><p>Água</p><p>Óleo diesel</p><p>Alumínio</p><p>Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou</p><p>Monoleato de ezorbitol</p><p>59,1</p><p>19,7</p><p>7,2</p><p>5,9</p><p>7,0</p><p>1,1</p><p>_____</p><p>100,0</p><p>Fonte: Silva, V. C., 2008</p><p>2.4 PROPRIEDADES DOS EXPLOSIVOS</p><p>Densidade de um explosivo</p><p>Densidade é a relação entre a massa e o volume dessa massa, medida em</p><p>g/cm3. A densidade dos explosivos comerciais varia de 0,6 a 1,45 g/cm3. A</p><p>densidade dos explosivos é um fator importante para a escolha do explosivo.</p><p>Os explosivos com densidade inferior ou igual a 1 não devem ser utilizados em</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>17</p><p>furos contendo água, para evitar que os mesmos bóiem. Para detonações</p><p>difíceis, em que uma fina fragmentação é desejada, recomenda-se um</p><p>explosivo denso. Para rochas fragmentadas “in situ”, ou onde não é requerida</p><p>uma fragmentação demasiada, um explosivo pouco denso será suficiente.</p><p>Energia de um explosivo</p><p>A finalidade da aplicação de um explosivo em um desmonte é gerar trabalho</p><p>útil. A energia liberada pelo explosivo em um furo é utilizada da seguinte forma:</p><p>pulverização da rocha nas paredes do furo, rompimento da rocha, produção de</p><p>calor e luz, movimento da rocha, vibração do terreno e sobrepressão</p><p>atmosférica.</p><p>No passado, a energia de um explosivo era medida em função da porcentagem</p><p>de nitroglicerina (NG) contida no mesmo. Um explosivo que possuía 60% de</p><p>(NG) em peso era qualificado como tendo força de 60%. Acontece que os</p><p>modernos explosivos, especialmente os agentes detonantes, não possuem NG</p><p>nas suas formulações, daí a necessidade de se estabelecer um novo padrão</p><p>de comparação. Na atualidade, os seguintes conceitos são utilizados:</p><p>- RWS - Relative Weight Strength (Energia relativa por massa): é a energia</p><p>disponível por massa de um explosivo x, comparada com a energia disponível</p><p>por igual massa de um explosivo tomado como padrão. Normalmente o ANFO</p><p>é tomado como o explosivo padrão. O cálculo do RWS é feito através da</p><p>seguinte expressão:</p><p>RWS</p><p>ETx</p><p>ETp</p><p></p><p>onde: ETx e ETp são as energias termoquímicas do explosivo x e padrão,</p><p>respectivamente.</p><p>18</p><p>Exemplo 1: Considere como o explosivo padrão, o ANFO que apresenta as</p><p>seguintes propriedades: densidade = 0,85 g/cm3; Energia termoquímica = 900</p><p>cal/g.</p><p>Cálculo da Energia Relativa por Massa (RWS) do explosivo emulsão que</p><p>apresenta as seguintes propriedades: densidade = 1,15 g/cm3; Energia</p><p>termoquímica = 850 cal/g.</p><p>g/cal900</p><p>g/cal850</p><p>ETp</p><p>ETx</p><p>RWS </p><p>RWS = 0,944 ou RWS = 94,4. Uma unidade de massa da emulsão</p><p>possui 5,6 % a menos de energia quando comparada com a mesma unidade</p><p>de massa do ANFO.</p><p>- RBS - Relative Bulk Strength (Energia relativa por volume): é a energia</p><p>disponível por volume de um explosivo x, comparada com a energia</p><p>disponível por igual volume de um explosivo tomado como padrão. Isto é:</p><p>RBS</p><p>ETx</p><p>ETp</p><p>x</p><p>x</p><p>p</p><p>RWS x</p><p>x</p><p>p</p><p> </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>onde: x e p são as densidades do explosivo x e p, respectivamente.</p><p>Exemplo 2: Utilizando os dados do exemplo anterior; cálculo da Energia</p><p>Relativa por Volume (RBS):</p><p>19</p><p>3</p><p>3</p><p>cm/g85,0</p><p>cm/g15,1</p><p>x</p><p>g/cal900</p><p>g/cal850</p><p>p</p><p>x</p><p>x</p><p>ETp</p><p>ETx</p><p>RBS </p><p></p><p></p><p></p><p>RBS = 1,28 ou RBS = 128. Uma unidade de volume da emulsão possui</p><p>28% a mais de energia quando comparada com a mesma unidade de volume</p><p>do ANFO.</p><p>Gases gerados pelos explosivos</p><p>A classificação dos fumos é primordialmente importante na seleção de</p><p>explosivos para desmontes subterrâneos ou utilização em túneis em que as</p><p>condições de ventilação e renovação do ar são limitadas. Quando o explosivo</p><p>detona, decompõe-se em estado gasoso. Os principais componentes são</p><p>Dióxido de Carbono, Monóxido de Carbono, Oxigênio, Óxidos de Nitrogênio e</p><p>Gás Sulfídrico. Os gases nocivos ao ser humano, quanto ao nível de toxidade,</p><p>são classificados como:</p><p>- Classe 1 - não tóxicos (menor que 22,65 l/kg);</p><p>- Classe 2 - mediamente tóxicos (de 22,65 a menos de 46,7 l/kg);</p><p>- Classe 3 - tóxicos (de 46,7 a menos de 94,8 l/kg).</p><p>A toxidez dos gases da explosão é avaliada pelo balanço de oxigênio (BO). Isto</p><p>quer dizer que, o oxigênio que entra na composição do explosivo pode estar</p><p>em falta ou em excesso, estequiometricamente, resultando uma transformação</p><p>completa ou incompleta. Quando a transformação é completa, os produtos</p><p>resultantes são CO2, H2O e N2, todos não tóxicos. Na realidade pequenas</p><p>proporções de outros gases (NO, CO, NH3 e CH4 etc.) também são gerados,</p><p>mas não comprometem a boa qualidade dos produtos finais.</p><p>A pesquisa do BO de um explosivo apresenta uma grande importância prática,</p><p>não só do ponto de vista da formação dos gases tóxicos, mas, porque ela está</p><p>correlacionada com a energia da explosão, o poder de ruptura e outras</p><p>20</p><p>propriedades do explosivo usado. O máximo de energia é conseguido quando</p><p>o BO é zero. Na prática, esta condição é utópica (Reis, 1992).</p><p>Balanço de Oxigênio de um explosivo e Energia de explosão (Hf)</p><p>A maioria dos ingredientes dos explosivos é composto de oxigênio, nitrogênio,</p><p>hidrogênio e carbono. Para misturas explosivas, a liberação de energia é</p><p>otimizada quando o balanço de oxigênio é zero. Balanço zero de oxigênio é</p><p>definido como o ponto no qual uma mistura tem suficiente oxigênio para oxidar</p><p>completamente todos os combustíveis (óleo diesel, serragem, carvão, palha de</p><p>arroz etc.) presentes na reação, mas não contém excesso de oxigênio que</p><p>possa reagir com o nitrogênio na mistura para formação de NO e NO2 e nem a</p><p>falta de oxigênio que possa gerar o CO, pois além de altamente tóxicos para o</p><p>ser humano, esses gases reduzem a temperatura da reação e,</p><p>conseqüentemente, diminuem o potencial energético e a eficiência do</p><p>explosivo. Teoricamente, os gases produzidos na detonação a balanço zero de</p><p>oxigênio são: CO2, H2O e N2 e na realidade pequenas quantidades de NO,</p><p>CO, NH2, CH4 e outros gases.</p><p>Como exemplo, considere a mistura ideal do nitrato de amônio (N2H403) com</p><p>o óleo diesel (CH2), a tabela 6 mostra a necessidade de oxigênio para</p><p>equilibrar a equação:</p><p>N2H403 + CH2  CO2 + H2O + N2</p><p>Tabela 6 - Cálculo da necessidade de oxigênio para equilibrar a equação.</p><p>Composto Fórmula Produtos desejados</p><p>na reação</p><p>Necessidade (-) ou</p><p>excesso (+) de oxigênio</p><p>Nitrato de</p><p>amônio</p><p>Óleo diesel</p><p>N2H403</p><p>CH2</p><p>N2, 2H2O</p><p>CO2, H2O</p><p>+ 3 - 2 = + 1</p><p>- 2 - 1 = - 3</p><p>Necessidades de oxigênio: -3</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>21</p><p>O resultado é uma deficiência de 3 átomos de oxigênio por unidade de CH2.</p><p>Desde que cada molécula do nitrato de amônio apresenta excesso de um</p><p>átomo de oxigênio, 3 unidades de nitrato de amônio são necessárias para o</p><p>balanço de cada unidade de óleo diesel na mistura de AN/FO.</p><p>Equilibrando a equação:</p><p>3N2H403 + CH2  CO2 + 7H2O + 3N2</p><p>Cálculo das percentagens de N2H403, CH2 por massa de mistura de AN/FO:</p><p>Usando as massas moleculares da tabela 7, podemos calcular a soma das</p><p>massas moleculares dos produtos a partir das massas atômicas: C = 12; O =</p><p>16; H = 1; N = 14.</p><p>Tabela 7 - Cálculo da soma da massa molecular</p><p>dos produtos da reação.</p><p>Composição Massa molecular (g)</p><p>3N2H403 3 x 80 = 240</p><p>CH2 14</p><p>Total 254</p><p>A percentagem do nitrato de amônio na mistura, será:</p><p>(240 : 254) x 100% = 94,5%</p><p>Então sabemos que 240 g de nitrato de amônio reagem com 14 g de carbono</p><p>quando o balanço é perfeito, quer dizer, o óleo deve representar, em massa:</p><p>(14 : 254) x 100% = 5,5%</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>22</p><p>Calor de Formação ou Energia de Explosão (Hf)</p><p>Por definição, a energia da explosão (Hf) é a diferença entre o calor de</p><p>formação dos produtos (Hp) e o calor de formação dos reagentes (Hr), isto é:</p><p>Hf = Hp - Hr</p><p>Utilizando os valores da entalpia da tabela 8, teremos:</p><p>Tabela 8 - Entalpia de Formação para diferentes compostos</p><p>Composto Hf (kcal/mol)</p><p>N2H4O3 (nitrato de amônio) -87,30</p><p>H20 -57,80</p><p>CO2 -94,10</p><p>CH2 (óleo diesel) - 7,00</p><p>CO -26,40</p><p>N 0</p><p>NO + 21,60</p><p>NO2 + 8,10</p><p>Al2O3 (alumina) -399,00</p><p>Hp = -94,10 + 7(-57,80) + 3(0)  Hp = -498,7 kcal</p><p>Hp = 3(-87,30) - 7  Hp = -268,9 kcal</p><p>Hf = Hp - Hr = -498,7 kcal - (-268,9) kcal = -229,8 kcal</p><p>23</p><p>Transformando para cal/g:</p><p>-229,8 x 1000 / 254 g  Hf = - 905 cal/g</p><p>Velocidade e Pressão de detonação de um explosivo</p><p>A velocidade de detonação de um explosivo (VOD) é o índice mais importante</p><p>do desempenho do mesmo, desde que a pressão de detonação de um</p><p>explosivo é diretamente proporcional ao quadrado da velocidade de detonação,</p><p>conforme a expressão abaixo. Uma maneira de avaliar o desempenho de um</p><p>explosivo é pela comparação da pressão produzida no furo durante a</p><p>detonação. Caso a pressão produzida no furo durante a detonação não supere</p><p>a resistência dinâmica da rocha, a mesma não será fragmentada, entretanto a</p><p>energia não utilizada no processo de fragmentação e deslocamento da rocha</p><p>se propagará no terreno sob a forma de vibração.</p><p>O pico da pressão exercida pela expansão dos gases depende primariamente</p><p>da densidade e da velocidade da detonação. As pressões podem ser</p><p>calculadas usando a seguinte equação:</p><p>6</p><p>2</p><p>10x</p><p>4</p><p>VOD</p><p>PF </p><p>sendo:</p><p>PF = pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente</p><p>acoplado ao furo (GPa);</p><p> = densidade do explosivo (g/cm3);</p><p>VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s).</p><p>Para a medição da VOD do explosivo, pode-se equipamento denominado de</p><p>MicroTrap, de fabricação da MREL do Canadá (detalhes no site</p><p>www.mrel.com).</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>24</p><p>A medição da velocidade de detonação dos explosivos tem os seguintes</p><p>objetivos:</p><p> determinar a velocidade de detonação do explosivo, para que a partir da</p><p>mesma seja calculada a pressão produzida no furo durante a detonação;</p><p> comparar o desempenho do explosivo quando iniciado com diferentes</p><p>escorvas, acessórios e diferentes materiais utilizados para o confinamento</p><p>do tampão;</p><p> verificar se os explosivos e acessórios estão detonando de acordo com o</p><p>valor fornecido pelos fabricantes.</p><p>2.5. Seleção dos explosivos</p><p>Na seleção de</p><p>explosivos, os seguintes itens devem ser observados:</p><p>a) Presença de água nos furos.</p><p>b) Custo unitário.</p><p>c) Tonelagem a ser consumida.</p><p>d) Possibilidade de fabricação na própria mina.</p><p>e) Resistência da rocha e tipos litológicos.</p><p>f) Presença de fendas e cavernas no maciço rochoso.</p><p>g) Diâmetro da perfuração.</p><p>h) Interferências com o meio ambiente.</p><p>2.6 Preços dos explosivos</p><p>Como qualquer produto, o preço do explosivo é influenciado pelo volume a</p><p>ser adquirido. A tendência, entre as grandes companhias, é de terceirizar o</p><p>25</p><p>carregamento dos fogos, principalmente em operações de grande porte, onde</p><p>são necessários caminhões bombeadores de explosivo. Em muitos contratos,</p><p>a mineradora fornece as matérias primas necessárias (nitrato de amônio, óleo</p><p>combustível, emulsificantes, nitrito de sódio, ácido nítrico etc.) pagando pelo</p><p>serviço prestado (R$/kg).</p><p>O preço do explosivo não pode ser analisado isoladamente, pois um explosivo</p><p>mais caro (mais potente) permite o uso de uma maior malha de perfuração e,</p><p>consequentemente, a redução do custo do desmonte de rocha por tonelada</p><p>desmontada.</p><p>2.7 Métodos de desaguamento</p><p>Em algumas operações, quando a altura da coluna d’água é pequena (até 0,5</p><p>m) utiliza-se bombas d’água para retirar a mesma, permitindo assim, o uso de</p><p>explosivos secos (granulados), figura 7 (esquerda). Recomenda-se que após</p><p>a retirada da água os furos sejam encamisados (filme plástico), para que o</p><p>explosivo não venha a ser contaminado e, consequentemente, venha falhar</p><p>figura 7 (direita).</p><p>Figura 7 – Método de desaguamento e encamisamento do furo.</p><p>Em furos de pequeno diâmetro (até 76 mm) pode-se ensalsichar os</p><p>explosivos granulados com filmes plásticos (figura 8).</p><p>26</p><p>Figura 8 – Ensalsichamento do explosivo granulado.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>27</p><p>3. ACESSÓRIOS DE INICIAÇÃO MAIS COMUNS</p><p>3.1 Estopim e espoleta comum</p><p>Acessório desenvolvido para mineração, por William Bickford, na Inglaterra, no</p><p>ano de 1831. O estopim de segurança, ou estopim, conduz chama com</p><p>velocidade uniforme a um tempo de queima constante de 140 s ( 10 s) por</p><p>metro, para ignição direta de uma carga de pólvora ou detonação de uma</p><p>espoleta simples. Constituída de um núcleo de pólvora negra, envolvida por</p><p>materiais têxteis que, por sua vez, são envolvidos por material plástico ou</p><p>outro, visando sua proteção e impermeabilização.</p><p>Para se iniciar o estopim (figura 9), poder-se-á usar palitos de fósforos comuns</p><p>e isqueiros.</p><p>Figura 9 – Espoleta simples e estopim de segurança.</p><p>Espoleta simples</p><p>A espoleta simples consta de um tubo, de alumínio ou cobre, com uma</p><p>extremidade aberta e outra fechada, contendo em seu interior uma carga</p><p>detonante constituída por uma carga chama primária, ou de ignição, cujo</p><p>explosivo é a azida de chumbo Pb (N3)2, e uma carga básica de PETN -</p><p>Tetranitrato de pentaeritritol (C2H4N2O6). A razão destas duas cargas é devido</p><p>ao fato de que a azida de chumbo é um explosivo fulminante que pode ser</p><p>iniciado à custa de uma fagulha. A azida de chumbo, uma vez iniciada pela</p><p>Espoleta Simples</p><p>Estopim de Segurança</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>28</p><p>faísca do estopim, faz detonar a carga de PETN. Os tipos mais comuns das</p><p>espoletas encontradas no mercado são do tipo n.º 6 (massa de 0,325 g de</p><p>PETN e 0,3 g de misto iniciador) e a n.º 8 (massa de 0,5 g de PETN e 0,3 g</p><p>de misto iniciador). A cápsula de cobre só é usada para casos particulares,</p><p>porque a presença de umidade contendo gás carbônico, a azida de chumbo</p><p>pode se transformar em azida de cobre, que é muito mais sensível e, portanto,</p><p>mais perigosa.</p><p>3.2 Cordel detonante</p><p>O cordel detonante é um acessório de detonação consistindo, essencialmente,</p><p>de um tubo de plástico com um núcleo de explosivo de alta velocidade -</p><p>nitropenta (C5H8N4O12) - e de materiais diversos que lhe dão confinamento e</p><p>resistência mecânica (figura 10).</p><p>Figura 10 – Bobinas de cordel detonante.</p><p>O cordel detonante é usado para iniciar cargas explosivas simultaneamente, ou</p><p>com retardos em lavra a céu aberto e/ou subsolo. A sua velocidade de</p><p>detonação é de, aproximadamente, 7000 m/s. Muito embora a alta velocidade e</p><p>violência de explosão, o cordel detonante é muito seguro no manuseio e</p><p>impermeável. Vantagens do cordel detonante em relação às espoletas</p><p>elétricas:</p><p>a) As correntes elétricas não o afetam.</p><p>29</p><p>b) Permite o carregamento das minas em regime descontínuo, com o uso de</p><p>espaçadores.</p><p>c) É muito seguro, pois, não detona por atrito, calor, choques naturais ou</p><p>faíscas.</p><p>d) Detona todos os cartuchos, ao longo dos quais está em contato.</p><p>A iniciação do cordel se faz com espoletas simples ou instantâneas,</p><p>firmemente fixadas ao lado do cordel detonante com fita adesiva, e com sua</p><p>parte ativa, isto é, o fundo, voltado para a direção de detonação.</p><p>Exemplos de gramaturas dos cordeis detonantes mais utilizadas:</p><p>NP-10 (10 g/m de Nitropenta  10%),</p><p>NP-5 (5 g/m de Nitropenta  10%),</p><p>NP-3 (3 g/m de Nitropenta  10%).</p><p>Retardo Bidirecional não elétrico para Cordel Detonante</p><p>O retardo de cordel é um tubo metálico, revestido de plástico, iniciado em um</p><p>dos extremos pelo cordel, ao passar pelo dispositivo, sofre uma queda de</p><p>velocidade, enquanto queima o misto de retardo. Terminada esta queima, ele</p><p>detona o cordel na sua extremidade. Os retardos de cordel, denominados “osso</p><p>de cachorro”, são fabricados com os seguintes tempos de retardos: 5 ms, 10</p><p>ms, 20 ms, 30 ms, 50 ms, 75 ms, 100 ms e 200, 300 ms. Os conectores de</p><p>superfície de milisegundos (MS Conectors) vem substituindo o retardo de</p><p>superfície, tipo osso de cachorro, devido a sua facilidade na amarração dos</p><p>furos (figura 11).</p><p>Figura 11 – Conectores bidirecionais para cordel detonante.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>30</p><p>3.3 Tubo de choque – tipo nonel</p><p>O sistema não elétrico de iniciação, com linha silenciosa (figura 12), foi</p><p>desenvolvido por P. A. Person, nos laboratórios da empresa Nitro Nobel, na</p><p>Suécia, entre 1967 e 1968. Consiste basicamente de uma espoleta comum,</p><p>não elétrica, conectada a um tubo de plástico transparente, altamente</p><p>resistente, com diâmetro externo e interno de 3 mm e 1,5 mm,</p><p>respectivamente. O tubo plástico contém, em média, uma película de PETN</p><p>pulverizada de 20 mg/m de tubo ou 20 g/km, que, ao ser iniciada, gera uma</p><p>onda de choque, causada pelo calor e expansão dos gases dentro do tubo, que</p><p>se propaga com uma velocidade, aproximadamente, de 2000 m/s. Essa</p><p>reduzida carga explosiva, geradora da onda de choque, que se desloca através</p><p>do tubo, não chega a afetar o lado externo do mesmo, porém, inicia a espoleta</p><p>instantânea ou de retardo. O sistema oferece inúmeras vantagens quando</p><p>comparado a outros acessórios. Entre elas, baixo ruído, é insensível à corrente</p><p>elétricas e parasitas, não destrói parte da coluna de explosivo dentro do furo,</p><p>diferentemente do cordel, seu tubo não detona nenhum tipo de explosivo</p><p>comercial, permite a iniciação pontual, contribuindo para diminuir a carga por</p><p>espera.</p><p>Figura 12 – Tubo de choque (linha silenciosa)</p><p>Esse sistema apresenta a seguinte desvantagem em relação ao cordel</p><p>detonante: quando a coluna de explosivos encartuchados perde o contato, a</p><p>depender do “Air Gap” (figura 13), alguns cartuchos podem não ser iniciados.</p><p>31</p><p>Figura 13 – Possibilidade de falha devido à ocorrência de Air Gap</p><p>demasiado.</p><p>Booster (Reforçador)</p><p>Carga explosiva destinada a iniciar explosivos bombeados de baixa</p><p>sensibilidade (Granulados, Emulsões e ANFO Pesado) ou furos contendo</p><p>explosivos encartuchados com diâmetro superior a 3”. O Booster possui carga</p><p>pirotécnica constituída de Nitro Penta e TNT (50/50 e 60/40), figura 14.</p><p>Figura 14 – Reforçadores com massas diferentes.</p><p>Detonador Eletrônico</p><p>Acompanhando a evolução tecnológica,</p><p>o mercado desenvolveu o Sistema de</p><p>Retardo Eletrônico (figura 15), que consiste de uma espoleta de retardo</p><p>eletrônico, fácil de usar, programável, para todo tipo de desmonte em</p><p>Air Gap</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>32</p><p>mineração e na construção civil, podendo ser usado tanto em obras a céu</p><p>aberto como subterrâneas.</p><p>Figura 15 – Detalhes do Retardo Eletrônico.</p><p>O detonador eletrônico apresenta o mesmo layout e diâmetro de uma espoleta</p><p>elétrica de retardo convencional. A grande diferença reside em que cada</p><p>espoleta pode ter seu tempo de retardo programado individualmente. Contém,</p><p>em média, 790 mg de PETN (Tetra Nitrato de Penta Eritritol), como carga de</p><p>base, e 90 mg de azida de chumbo, como carga primária, ponte de fio de alta</p><p>resistência (inflamador) e um circuito eletrônico que contém um microchip</p><p>inteligente e dois capacitores eletrônicos - um para assegurar a autonomia do</p><p>detonador e o segundo para iniciar o inflamador. Ideal para uso nos altos</p><p>explosivos comerciais sensíveis à espoleta, podendo também, ser usado para</p><p>a detonação de boosters.</p><p>DETONADOR ELETRÔNICO</p><p>33</p><p>4. DESMONTE DE ROCHAS</p><p>4.1. Plano de fogo a céu aberto</p><p>A figura 16 mostra as variáveis geométricas de um plano de fogo.</p><p>Figura 16 – Variáveis de um plano de fogo para bancada.</p><p>Afastamento (A) - É a menor distância que vai do furo à face livre da bancada</p><p>ou a menor distância de uma linha de furos a outra. De todas as dimensões do</p><p>plano de fogo essa é a mais crítica.</p><p>AFASTAMENTO MUITO PEQUENO - A rocha é lançada a uma considerável</p><p>distância da face. Os níveis de pulsos de ar são altos e a fragmentação poderá</p><p>ser excessivamente fina.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>34</p><p>AFASTAMENTO MUITO GRANDE - A sobreescavação (backbreak) na parede</p><p>é muito severa.</p><p>AFASTAMENTO EXCESSIVO - Grande emissão de gases dos furos</p><p>contribuindo para um ultralançamento dos fragmentos rochosos a distâncias</p><p>consideráveis, crateras verticais, alto nível de onda aérea e vibração do</p><p>terreno. A fragmentação da rocha pode ser extremamente grosseira e</p><p>problemas no pé da bancada podem ocorrer.</p><p>Outras variáveis do plano de fogo são mais flexíveis e não produzirão efeitos</p><p>drásticos nos resultados tal como os produzidos pelo erro na estimativa da</p><p>dimensão do afastamento.</p><p>O valor do afastamento (A) é função do diâmetro dos furos, das características</p><p>das rochas e dos tipos de explosivos utilizados. Os valores do afastamento</p><p>oscilam entre 33 e 39 vezes o diâmetro do furo, dependendo da resistência da</p><p>rocha e da altura da carga de fundo. Uma fórmula empírica e bastante útil para</p><p>o cálculo do afastamento (A) é expressa por:</p><p>e</p><p>r</p><p>e dxA </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p> 5,120123,0</p><p></p><p></p><p>sendo: e = densidade do explosivo (g/cm3);</p><p>r = densidade da rocha (g/cm3);</p><p>de = diâmetro do explosivo (mm).</p><p>35</p><p>Considerações sobre o desmonte de rochas</p><p>Um dos fatores que interferem na qualidade do desmonte de rocha é a razão</p><p>entre a altura da bancada (Hb) e o afastamento (A). A tabela 9 tece alguns</p><p>comentários acerca desta relação.</p><p>Tabela 9 - Comentários a respeito da relação Hb e Afastamento (A).</p><p>Hb/A Fragmentação Onda</p><p>aérea</p><p>Ultralança-</p><p>Mento</p><p>Vibração Comentários</p><p>1 Ruim Severa Severo Severa Quebra para trás. Não</p><p>detonar.</p><p>Recalcular o plano de fogo.</p><p>2 Regular Regular Regular Regular Recalcular, se possível.</p><p>3 Boa Boa Bom Boa Bom controle e boa</p><p>fragmentação</p><p>4 Excelente Excelente Excelente Excelente Não há aumento em</p><p>benefícios para Hb/A > 4.</p><p>Se Hb/A > 4  A bancada é considerada alta.</p><p>Se Hb /A < 4  A bancada é considerada baixa.</p><p>b) ESPAÇAMENTO (E) - É a distância entre dois furos de uma mesma linha.</p><p>No caso de bancada baixa (Hb/A<4), dois casos devem ser observados:</p><p>- os furos de uma linha são iniciados instantaneamente, a seguinte expressão</p><p>pode ser usada:</p><p> AHE b 233,0 </p><p>36</p><p>- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser</p><p>usada:</p><p>No caso de bancada alta (Hb/A>4), dois casos devem ser observados:</p><p>- os furos são iniciados instantaneamente, a seguinte expressão pode ser</p><p>usada:</p><p>E = 2 x A</p><p>- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser</p><p>usada:</p><p>E = 1,4 x A</p><p>O espaçamento nunca deve ser menor que o afastamento, caso contrário, o</p><p>número de matacões será excessivo.</p><p>Observação: as Malhas Alongadas possuem elevada relação E/A,</p><p>geralmente acima de 1,75. São indicadas para rochas friáveis/macias.</p><p>c) SUBPERFURAÇÃO (S) - É o comprimento perfurado abaixo da praça da</p><p>bancada ou do greide a ser atingido. A necessidade da subperfuração</p><p>decorre do engasgamento da rocha no pé da bancada. Caso não seja</p><p>observada esta subperfuração, a base não será arrancada segundo um</p><p>angulo de 90 e o pé da bancada não permanecerá horizontal, mas formará</p><p>o que é conhecido como “repé”. O repé exigirá perfurações secundárias de</p><p>acabamento, grandemente onerosa e de altos riscos para os operários e os</p><p>equipamentos.</p><p>S = 0,3 A</p><p>8</p><p>)7( AH</p><p>E b </p><p>37</p><p>d) PROFUNDIDADE DO FURO (Hf) - É o comprimento total perfurado que,</p><p>devido a inclinação e a subperfuração (S), será maior que a altura da</p><p>bancada. O comprimento do furo aumenta com a inclinação, entretanto, a</p><p>subperfuração (S) diminui com esta. Para calcular (Hf) utiliza-se a seguinte</p><p>expressão:</p><p>Sx</p><p>H</p><p>H b</p><p>f </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>100</p><p>1</p><p>cos</p><p></p><p></p><p>e) TAMPÃO (T) - É a parte superior do furo que não é carregada com</p><p>explosivos, mas sim com terra, areia ou outro material inerte bem socado a fim</p><p>de confinar os gases do explosivo. O ótimo tamanho do material do tampão</p><p>(OT) apresenta um diâmetro médio (D) de 0,05 vezes o diâmetro do furo, isto é:</p><p>OT = D / 20</p><p>O material do tampão deve ser angular para funcionar apropriadamente.</p><p>Detritos de perfuração devem ser evitados.</p><p>O adequado confinamento é necessário para que a carga do explosivo</p><p>funcione adequadamente e emita a máxima de energia, bem como para o</p><p>controle da sobrepressão atmosférica e o ultralançamento dos fragmentos</p><p>rochosos. A altura do tampão pode ser calculada pela seguinte expressão:</p><p>T = 0,7 A</p><p>T < A  risco de ultralançamento da superfície mais alta aumenta.</p><p>T > A  produzirá mais matacões, entretanto o lançamento será menor ou</p><p>eliminado.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>38</p><p>f) VOLUME DE ROCHA POR FURO (V) - O volume de rocha por furo é</p><p>obtido multiplicando-se a altura da bancada (Hb) pelo afastamento (A) e pelo</p><p>espaçamento (E):</p><p>V = Hb x A x E</p><p>g) PERFURAÇÃO ESPECÍFICA (PE) - É a relação entre a quantidade de</p><p>metros perfurados por furo e o volume de rocha por furo (V), isto é:</p><p>PE</p><p>H</p><p>V</p><p>f</p><p></p><p>h) CÁLCULO DAS CARGAS</p><p>Razão Linear de Carregamento (RL)</p><p>RL</p><p>d</p><p>xe</p><p>e</p><p></p><p></p><p>2</p><p>4000</p><p>onde: de = diâmetro do explosivo (mm);</p><p>e = densidade do explosivo (g/cm3).</p><p>Altura da carga de fundo (Hcf )</p><p>A carga de fundo é uma carga reforçada, necessária no fundo do furo onde a</p><p>rocha é mais presa.</p><p>39</p><p>Alguns autores sugerem que Hcf deve ser um valor entre 30 a 40% da altura</p><p>da carga de explosivos (Hc). A tendência, a depender dos resultados dos</p><p>desmontes, é de reduzi-la cada vez mais para diminuir os custos com</p><p>explosivos.</p><p>Hcf = 0,3 x Hc = 0,3 x (Hf - T)</p><p>Altura da carga de coluna (Hcc )</p><p>Carga de coluna é a carga acima da de fundo; não precisa ser tão concentrada</p><p>quando a de fundo, já que a rocha desta região não é tão presa.</p><p>A altura da carga de coluna é igual a altura total da carga (Hc) menos a altura</p><p>da carga de fundo (Hcf):</p><p>Hcc = Hc - Hcf</p><p>Carga Total (CT)</p><p>A carga total será</p><p>a soma da carga de fundo mais a de coluna:</p><p>CT = CF + CC</p><p>h) RAZÃO DE CARREGAMENTO (RC)</p><p>)/( 3mg</p><p>V</p><p>CT</p><p>RC  ou )/( tg</p><p>V</p><p>CT</p><p>RC</p><p>r</p><p></p><p>40</p><p>Exemplos de cálculo de plano de fogo</p><p>Exemplo 1</p><p>Dados:</p><p>Rocha: calcário</p><p>Altura da bancada: 15,0 m</p><p>Diâmetro da perfuração: 101 mm (4”)</p><p>Angulo de inclinação dos furos: 20</p><p>Explosivo utilizado: ANFO (94,5/5,5);  = 0,85 g/cm3</p><p>Densidade da rocha: 2,7 g/cm3 = 2,7 t/m3</p><p>Condição de carregamento: furos secos.</p><p>a) Cálculo do Afastamento (A)</p><p>e</p><p>r</p><p>e Dx5,120123,0A </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>mxA 6,21015,1</p><p>7,2</p><p>85,0</p><p>20123,0 </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>Cálculo da Subperfuração (S)</p><p>S = 0,3 x A = 0,3 x 2,6 m = 0,8 m</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>41</p><p>b) Cálculo da profundidade do furo (Hf)</p><p>mxSx</p><p>H</p><p>H b</p><p>f 6,168,0</p><p>100</p><p>20</p><p>1</p><p>20cos</p><p>15</p><p>100</p><p>1</p><p>cos</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>d) Cálculo do Espaçamento (E)</p><p>Como Hb/A = 5,8  Hb/A > 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os</p><p>furos de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada:</p><p>E = 1,4 x A = 1,4 x 2,6 = 3,6 m</p><p>e) Cálculo do Tampão (T)</p><p>T = 0,7 x A = 0,7 x 2,6 m = 1,8 m</p><p>f) Cálculo da razão linear de carregamento (RL)</p><p>RL</p><p>d</p><p>xe</p><p>e</p><p></p><p></p><p>2</p><p>4000</p><p>Para o ANFO:</p><p> </p><p>mKgxx</p><p>d</p><p>RL e</p><p>e</p><p>ANFO /8,685,0</p><p>4000</p><p>10114,3</p><p>4000</p><p>22</p><p> </p><p></p><p>42</p><p>Cálculo da altura da carga de explosivo (He)</p><p>He = Hf - T = 16,6 – 1,8 = 14,8 m</p><p>h) Cálculo da carga de explosivo (CE)</p><p>CE = RLANFO x He = 6,8 Kg/m x 14,8 m = 100,64 kg</p><p>g) Cálculo do volume de rocha por furo (V)</p><p>V = Hb x A x E = 15 x 2,6 x 3,6 = 140,4 m3</p><p>j) Cálculo da razão de carregamento (RC)</p><p>tg</p><p>mtxm</p><p>kg</p><p>mg</p><p>m</p><p>kg</p><p>V</p><p>CE</p><p>RC /48,265</p><p>/7,24,140</p><p>64,100</p><p>/81,716</p><p>4,140</p><p>64,100</p><p>33</p><p>3</p><p>3</p><p></p><p>l) Cálculo da Perfuração Específica (PE)</p><p>t</p><p>m</p><p>04,0</p><p>m/t7,2</p><p>m/m12,0</p><p>oum/m12,0</p><p>m4,140</p><p>m6,16</p><p>V</p><p>H</p><p>PE</p><p>3</p><p>3</p><p>3</p><p>3</p><p>f </p><p>43</p><p>Exemplo 2</p><p>Considere os dados do problema anterior, assuma que um total de 4481 m3 de</p><p>rocha deve ser escavada. Dados:</p><p>Custo com explosivos e acessórios:</p><p> ANFO: R$ 0,9/kg</p><p> Boosters de 150 g (um por furo): R$ 7,0 / unidade</p><p> Retardos de superfície de 25 e 42 ms: R$ 6,0 / unidade</p><p> Cordel detonante: R$ 0,60/m</p><p> Estopins espoletados: R$ 0,80</p><p>Custo da perfuração da rocha / m:</p><p> Acessórios da perfuratriz: R$ 0,81</p><p> Mão de obra: R$ 1,50</p><p> Custo do equipamento e compressor: R$ 2,01</p><p> Combustível, graxas, lubrificantes etc. : R$ 1,20</p><p>Total: R$ 5,52 / m</p><p>Determinar o custo do desmonte por m3 e tonelada (perfuração + explosivos +</p><p>acessórios).</p><p>a) Cálculo do número de furos necessários (NF)</p><p>NF = (m3 necessários) : (volume de rocha por furo)</p><p>= 4481 m3: 140,4 m3 /furo= 32 furos</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>44</p><p>b) Cálculo do total de metros perfurados (MP)</p><p>MP = NF x Hf = 32 x 16,6 = 531,2 m</p><p>c) Cálculo do total de explosivos (TE)</p><p>TE = NF x CE = 32 x 100,64 kg = 3220,48 kg</p><p>d) Cálculo do custo dos explosivos e acessórios (CEA)</p><p>Custo com explosivo (CCE):</p><p>CCE = ANFO = R$ 0,9 x 3220,48 Kg = R$ 2.898,43</p><p>Custo com acessório (CA):</p><p>Boosters: 32 furos x R$7,0/furo = R$224,00</p><p>Cordel Detonante (estimando um total de 581 m): 581/m x R$0,6 = R$348,60</p><p>Estopins espoletados (2 por motivo de segurança): 2 x R$0,8 = R$1,60</p><p>Retardos de superfície (total de 12): 20 x R$6,0 = R$120</p><p>CA = R$ 224 + R$ 348,60 + R$ 1,6 + R$ 120 = R$ 694,20</p><p>45</p><p>Custo com explosivo e acessório (CEA)</p><p>CEA = CCE + CA = R$ 2.898,43 + R$ 694,20 = R$ 3.592,63</p><p>e) Cálculo do custo da perfuração (CP)</p><p>CP = MP x custo/m = 531,2 m x R$ 5,52/m = R$ 2.932,22</p><p>f) Cálculo do Custo Total do Desmonte (Perfuração + Explosivos e acessórios)</p><p>[CTD]</p><p>CTD = CP + CEA = R$ 2.932,22 + R$ 3.592,63 = R$ 6.524,85</p><p>g) Custo por m3</p><p>(R$ 6.524,85 : 4481 m3) = R$ 1,46 / m3</p><p>h) Custo por tonelada</p><p>[R$ 6.524,85 : (4481 m3 x 2,7 t/m3)] = R$ 0,54 / t</p><p>46</p><p>Exemplo 3</p><p>Cálculo do Plano de Fogo usando Cartuchos</p><p>Dados:</p><p>Rocha: granito</p><p>Altura da bancada: 7,5 m</p><p>Diâmetro da perfuração: 76 mm (3”)</p><p>Angulo de inclinação dos furos: 15</p><p>Explosivo utilizado: Emulsão encartuchada;  = 1,15 g/cm3; Furos com água.</p><p>Dimensões dos cartuchos: 2½” x 24” (64 mm x 610 mm)</p><p>Densidade da rocha: 2,5 g/cm3 = 2,5 t/m3.</p><p>a) Cálculo do Afastamento (A)</p><p>mxA 0,2645,1</p><p>5,2</p><p>15,1</p><p>20123,0 </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>b) Cálculo da Subperfuração (S)</p><p>S = 0,3 x A = 0,3 x 2,0 m = 0,6 m</p><p>47</p><p>c) Cálculo da profundidade do furo (Hf)</p><p>mxSx</p><p>H</p><p>H b</p><p>f 2,86,0</p><p>100</p><p>20</p><p>1</p><p>15cos</p><p>5,7</p><p>100</p><p>1</p><p>cos</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>d) Cálculo do Espaçamento (E)</p><p>Como Hb/A =3,8  Hb/A < 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os</p><p>furos de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada:</p><p>e) Cálculo do Tampão (T)</p><p>T = 0,7 x A = 0,7 x 2,0 m = 1,4 m</p><p>f) Cálculo da altura da carga de explosivo (Hce)</p><p>Hce = Hf - T = 8,2 m - 1,4 m = 6,8 m</p><p>g) Cálculo do número de cartuchos da carga de explosivo (NCe)</p><p>11</p><p>610,0</p><p>8,6</p><p>.</p><p></p><p>m</p><p>m</p><p>cartuchodoComp</p><p>H</p><p>N cc</p><p>Ce</p><p> </p><p>m</p><p>xAH</p><p>E b 7,2</p><p>8</p><p>275,7</p><p>8</p><p>)7(</p><p></p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>48</p><p>h) Cálculo da massa da carga de explosivo (CE)</p><p>Como a razão linear do cartucho (RL) de 64 mm x 610 mm é de 3,7 kg/m,</p><p>teremos:</p><p>CE = Hce x RL = 6,8 m x 3,7 kg/m = 25,16 kg</p><p>j) Cálculo do volume de rocha por furo (V)</p><p>V = Hb x A x E = 7,5 m x 2,0 m x 2,7 m = 40,5 m3</p><p>k) Cálculo da razão de carregamento (RC)</p><p>RC = CE : V = 25,15 kg : 40,5 m3 = 621 g/m3 = 621 : 2,5 = 248,4 g/t</p><p>l) Cálculo da Perfuração Específica (PE)</p><p>t</p><p>m</p><p>08,0</p><p>m/t5,2</p><p>m/m20,0</p><p>oum/m20,0</p><p>m5,40</p><p>m2,8</p><p>V</p><p>H</p><p>PE</p><p>3</p><p>3</p><p>3</p><p>3</p><p>f </p><p>5. ESTUDO DA FRAGMENTAÇÃO DA ROCHA</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>49</p><p>Uma pobre fragmentação, usualmente, resulta em alto custo no desmonte</p><p>secundário e alto custo de carregamento, transporte, britagem e manutenção,</p><p>gerando os seguintes problemas:</p><p>Carregamento Transporte</p><p>- menor enchimento das caçambas - atraso na pilha de deposição</p><p>- presença de blocos e lajes - pisos irregulares</p><p>- pilha baixa e compacta - ângulos acentuados das</p><p>- aumento nos custos da das vias de acesso</p><p>manutenção - aumento nos custos de</p><p>- aumento do ciclo dos caminhões, manutenção</p><p>escavadeiras e/ou pá carregadeira - desgastes dos pneus e/ou das</p><p>- aumento do desmonte secundário correias transportadoras</p><p>Britagem Controle do Maciço</p><p>- engaiolamento de blocos no britador - instabilidade dos taludes</p><p>- atrasos nas correias</p><p>- aumento no tempo do</p><p>bate choco</p><p>- aumento nos custos da manutenção - sobreescavação do maciço</p><p>Meio Ambiente</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>50</p><p>- excessivo pulso de ar</p><p>- maior ultralançamento</p><p>- excessiva poeira e gases</p><p>- excessiva vibração</p><p>- riscos de danos às instalações,</p><p>estruturas, equipamentos e</p><p>operários</p><p>A fragmentação pode ser melhora nos seguintes aspectos:</p><p> menor espaçamento entre os furos;</p><p> menor afastamento;</p><p> furos mais rasos ou melhor distribuição da carga dentro do furo;</p><p> maior controle e supervisão na perfuração;</p><p> uso de maiores tempos de retardo;</p><p> uso de explosivos mais energéticos.</p><p>Para realizar uma avaliação global de um desmonte de rocha, os seguintes</p><p>aspectos devem ser analisados:</p><p> fragmentação e compactação da pilha da rocha desmontada;</p><p> geometria da pilha, altura e deslocamento;</p><p> estado do maciço residual e piso do banco;</p><p> presença de blocos na pilha de material;</p><p> vibrações, projeções dos fragmentos e onda aérea produzida pelo</p><p>desmonte.</p><p>A figura 17 analisa os diversos perfis de uma pilha de rocha desmontada.</p><p>51</p><p>Figura 17 - Perfis de pilhas de rochas desmontadas.</p><p>(As figuras 18-(a) e 15-b) mostram a altura da pilha apropriada para a pá</p><p>carregadeira, e para a escavadeira a cabo e hidráulica, respectivamente.</p><p>Prof. Valdir Costa e</p><p>Silva</p><p>52</p><p>Figura 18: a) altura de pilha apropriada para a pá carregadeira de pequeno porte;</p><p>b) altura da pilha apropriada para escavadeiras a cabo e hidráulica.</p><p>6. EFEITO DOS RETARDOS NOS DESMONTES DE ROCHAS</p><p>A iniciação simultânea de uma fila de furos permite um maior espaçamento e</p><p>conseqüentemente o custo por m3 de material desmontado é reduzido. Os</p><p>fragmentos poderão ser mais grossos. Os tempos dos retardos produzem os</p><p>seguintes efeitos:</p><p>a) menores tempos de retardo causam pilhas mais altas e mais próximas à</p><p>face;</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>53</p><p>b) menores tempos de retardo causam mais a quebra lateral do banco (end</p><p>break);</p><p>c) menores tempos de retardo causam onda aérea;</p><p>d) menores tempos de retardo apresentam maior potencial de ultralançamento</p><p>(fly rock);</p><p>e) maiores tempos de retardo diminuem a vibração do terreno;</p><p>f) maiores tempos de retardo diminuem a incidência da quebra para trás</p><p>(backbreak).</p><p>As figuras 19, 20 e 21 mostram diferentes tipos de ligação.</p><p>Figura 19: a) ligação em um banco que apresenta apenas uma face livre;</p><p>b) ligação em um banco que apresenta duas faces livres.</p><p>54</p><p>Figura 20 - Ligação em “V” utilizada para se obter uma pilha mais alta e uma melhor</p><p>fragmentação, utilizando o sistema de iniciação de tubos de choque.</p><p>Figura 21 - Sistema de iniciação “down -the-hole” utilizada para evitar cortes na ligação.</p><p>7. MÉTODOS DE AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DO DESMONTE DE</p><p>ROCHA</p><p>Prof. Valdir Costa e</p><p>Silva</p><p>55</p><p>Nas operações mineiras utilizam-se os seguintes métodos:</p><p> análise quantitativa visual;</p><p> método fotográfico;</p><p> método fotogramétrico;</p><p> fotografia ultra-rápida</p><p> estudo da produtividade dos equipamentos;</p><p> curva granulométrica completa (Fragmentation Photoanalysis System –</p><p>WipFrag e SplitSet);</p><p> volume do material que requer fragmentação secundaria (fogacho);</p><p> interrupções pela presença de matacões no britador primário.</p><p>8. PLANO DE FOGO NA LAVRA SUBTERRÂNEA</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>56</p><p>Ciclo da escavação da rocha</p><p>O objetivo da escavação com o uso de explosivos é de desenvolver um ciclo de</p><p>operações compatível com os recursos e as condições de trabalho para que se</p><p>atinja uma taxa de avanço máximo. Isso inclui a combinação do tempo de</p><p>perfuração (número e comprimento dos furos) com o tempo de limpeza (tipo de</p><p>carregadeiras e/ou escavadeiras e equipamentos de transporte) e as</p><p>necessidades de reforço da rocha (tempo de instalação e o comprimento do</p><p>túnel a ser reforçado). Nos últimos anos, várias tentativas para eliminar o ciclo</p><p>natural da perfuração e detonação vêm sendo tentadas, porém com limitado</p><p>sucesso.</p><p>O ciclo básico das escavações dos túneis/galerias é composto das seguintes</p><p>operações:</p><p> marcação da posição dos furos</p><p> perfuração dos furos;</p><p> carregamento dos furos;</p><p> conexão dos acessórios e disparo do desmonte;</p><p> espera até que a ventilação retire a poeira e os fumos;</p><p> verificação de possíveis falhas dos explosivos e acessórios</p><p> batimento de choco;</p><p> carregamento e transporte do material desmontado;</p><p> reforço da rocha (se necessário);</p><p> levantamento topográfico;</p><p> preparação do novo desmonte.</p><p>Formas de ataque mais comuns (sistemas de avanço)</p><p>Em rochas competentes os túneis com seções inferiores a 100 m2 podem ser</p><p>escavados com perfuração e desmonte à seção plena. As escavações por fase</p><p>57</p><p>são utilizadas na abertura de grandes túneis onde a seção é demasiada</p><p>grande para ser coberta pelo equipamento de perfuração ou quando as</p><p>características geomecânicas das rochas não permitem a escavação à plena</p><p>seção.</p><p>As cinco formas de ataque mais comuns são:</p><p> Seção Plena;</p><p> Galeria Superior e Bancada;</p><p> Galeria Lateral;</p><p> Abertura Integral da Galeria Superior e Bancada;</p><p> Galerias múltiplas.</p><p> Seção Plena</p><p>Sempre que possível o sistema conhecido por sistema inglês ou da seção</p><p>plena avanço integral da seção é escolhido para realizar um determinado</p><p>avanço de uma só vez.</p><p>As principais vantagens da abertura de túneis por seção plena constituem que</p><p>esse tipo de avanço permite a aplicação de equipamento de alta capacidade, e</p><p>conseqüentemente é o procedimento que atinge as maiores velocidades de</p><p>avanço nas frentes.</p><p>Existem sérias restrições quando as seções são maiores principalmente em</p><p>áreas de grande tensão tectônica, quando a descompressão da rocha pode</p><p>causar sérios problemas de explosão da rocha (“rock bursting”).</p><p>Galeria Superior e Bancada</p><p>58</p><p>A área total é retirada em duas seções, sendo a superior uma galeria de seção</p><p>em forma de arco (parte da pata de cavalo) sempre em primeiro lugar, ficando</p><p>sempre à frente da bancada inferior.</p><p>As principais vantagens desta forma de ataque estão na redução de armações,</p><p>pois sempre há bancadas para trabalhar em cima.</p><p>O avanço da bancada inferior fica condicionado ao avanço da abertura da</p><p>galeria superior, assim algum problema que ocorra na parte superior se reflete</p><p>no avanço inferior.</p><p>A figura 22 mostra detalhes dessa forma de ataque.</p><p>Figura 22 – Forma mista de ataque do túnel e galeria</p><p>Galeria Lateral</p><p>O sistema de ataque que abre a metade da área da seção do túnel, porém</p><p>subdividindo o mesmo em duas galerias que são detonadas em separado, é</p><p>também conhecido pelo nome de sistema belga.</p><p>59</p><p>Na escolha da forma de ataque ou método de escavação deve-se levar em</p><p>conta o sistema de suporte a ser empregado. Esta seleção de método sempre</p><p>consiste de num compromisso de entre uma tentativa de acelerar ao máximo a</p><p>operação de abertura e a necessidade de suportar a rocha antes que esta caia</p><p>no túnel originando problemas de segurança ou estabilidade. Por isso o método</p><p>de ataque depende do comportamento</p><p>e da dimensão e forma da seção</p><p>transversal do túnel, e principalmente do tipo e natureza e comportamento</p><p>mecânico estrutural da rocha.</p><p>A figura 23 a) mostra os tipos de sistemas de avanços, enquanto a figura 23 b)</p><p>mostra as perfurações e um túnel com avanço em duas seções. Já a figura 24</p><p>mostra uma perfuração de um túnel/galeria efetuada por um jumbo.</p><p>Figura 23 - a) tipos de sistemas de avanços; b) túnel com avanço em</p><p>duas seções.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>60</p><p>Figura 24 - Perfuração de um túnel sendo efetuada por um jumbo.</p><p>Pilões</p><p>Para um desmonte ser econômico, e necessário que a rocha a ser desmontada</p><p>tenha face livre. Em algumas aplicações de desmontes essas faces livres</p><p>inexistem. É o caso do desenvolvimento de túneis, poços (shafts), e outras</p><p>aberturas subterrâneas, onde se torna necessário criar faces livres</p><p>artificialmente. Isto é feito preliminarmente no desmonte principal, através da</p><p>perfuração e detonação de uma abertura na face da perfuração. Essa abertura</p><p>é denominada “pilão” (cut).</p><p>A seleção do pilão depende não somente das características da rocha e da</p><p>presença de juntas e planos de fraquezas, mas também da habilidade do</p><p>operador, do equipamento utilizado, do tamanho da frente e da profundidade</p><p>do desmonte. Os principais tipos de pilão são:</p><p> Pilão em centro ou em pirâmide (Center Cut) – figura 25</p><p> Pilão em V (Wedge Cut) – figura 26</p><p> Pilão Norueguês (The Draw Cut) – figura 27</p><p> Pilão Coromant – figura 28</p><p>61</p><p> Pilão queimado ou estraçalhante (The Burn Cut) – figura 29</p><p> Pilão em Cratera</p><p> Pilão Circular ou Pilão de Furos Grandes</p><p>Pilão em Pirâmide</p><p>O pilão em pirâmide, também conhecido por pilão alemão, caracteriza-se por</p><p>ter os 3 ou 4 furos centrais convergentes a um ponto. Usa-se principalmente</p><p>em poços e chaminés. Em trechos horizontais este pilão não tem sido muito</p><p>utilizado devido aos furos desviados para baixo.</p><p>Figura 25 - Pilão em Centro ou em Pirâmide</p><p>62</p><p>Pilão em V ou em Cunha</p><p>Não mais são necessários os furos descarregados de diâmetro grande, pois o</p><p>alívio da rocha, dado o ângulo do furo em relação à face livre, faz-se não mais</p><p>em direção a um furo descarregado, mas em direção à própria face livre.</p><p>Figura 26 - Pilão em V (em cunha)</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>63</p><p>Pilão Norueguês</p><p>O pilão norueguês consta de uma combinação do pilão em V com o pilão em</p><p>leque. Apresenta-se simétrico em relação ao eixo vertical do túnel e tem sido</p><p>utilizado com sucesso em rochas com fissuramento horizontal.</p><p>Figura 27 - Pilão Norueguês</p><p>64</p><p>Pilão Coromant</p><p>Consiste na perfuração de dois furos secantes de igual diâmetro, que</p><p>constituem a face livre em forma de 8 para as primeiras cargas</p><p>Figura 28 – Pilão Coromant</p><p>Pilão em Cratera</p><p>Esse tipo de pilão desenvolvido originalmente por Hino no Japão, aproveitando</p><p>o efeito cratera que as cargas de explosivo concentradas no fundo dos furos</p><p>produzem sobre a superfície livre mais próxima.</p><p>Esta metodologia se aplica mais nas escavações de chaminés do que em</p><p>túneis.</p><p>65</p><p>Pilão Queimado (Burn Cut)</p><p>O pilão queimado é o mais utilizado na abertura de túneis e galerias. É assim</p><p>chamado porque consta de uma série de furos, dos quais um ou mais não são</p><p>carregados. A detonação da carga se faz por fogos sucessivos, servindo os</p><p>furos não carregados como pontos de concentração de tensões. As figuras 29</p><p>e 30 mostram o esquema de um pilão queimado.</p><p>Figura 29 - Pilão queimado de quatro seções</p><p>Figura 30 – Vista Lateral do Pilão Queimado</p><p>66</p><p>Exemplo prático</p><p>Pretende-se realizar a escavação, em maciço rochoso, dum túnel. As</p><p>dimensões do túnel são de 12 m de vão ou largura, 3,28 m de parede e 6 m de</p><p>altura de abóbada. A área da seção é de 96 m2.</p><p>O túnel de 1500 m de extensão apresenta os seguintes dados de projeto:</p><p> Diâmetro da perfuração (D1) = 38 mm = 0,038 m</p><p> Diâmetro do furo central vazio do pilão - alargado (D2) = 127 mm = 0,127</p><p>m</p><p> Ângulo de saída dos furos de contorno () = 3</p><p> Explosivo a ser utilizado: Emulsão com as seguintes dimensões = 29</p><p>mm x 610 mm; Explosivo (petecas): 22 mm x 500 mm; densidade da</p><p>peteca () = 1,0 g/cm3</p><p> Rocha e densidade: calcário;  = 2,7 g/cm3 = 2,7 t/m3</p><p>Pede-se dimensionar o plano de fogo e o consumo de explosivos e acessórios</p><p>necessários para a execução da obra.</p><p>Prof. Valdir Costa e Silva</p><p>67</p><p>Solução:</p><p>a) Cálculo da profundidade do furo (H) e do Avanço (X)</p><p>2</p><p>22 4,391,3415,0 DDH </p><p>    mHH 8,3127,04,39127,01,3415,0</p><p>2</p><p></p><p>Avanço (X)</p><p>mXmxHX 6,38,395,095,0 </p><p>b) Cálculo do 1 Quadrado do Pilão</p><p>Cálculo da distância “a” (centro a centro) entre os furos de carga do 1</p><p>quadrado e o furo alargado:</p><p>a = 1,5D2 = 1,5 x 0,127 m  a = 0,19 m = 19 cm</p><p>68</p><p>Cálculo da razão linear (RL) para de = 29 mm</p><p> </p><p>mkgRLxx</p><p>d</p><p>RL e /759,015,1</p><p>4000</p><p>2914,3</p><p>4000</p><p>22</p><p> </p><p></p><p>Tampão (T1)</p><p>T1 = a = 0,19 m = 19 cm</p><p>Carga explosiva por furo do 1 Quadrado (Q1)</p><p>Q1 = (H – T1) x RL = (3,8 m - 0,19 m) x 0,759 kg/m  Q1 = 2,740 kg</p><p>Número de cartuchos por furo do 1 quadrado (NC1)</p><p>   </p><p>6NC</p><p>m610,0</p><p>m19,0m8,3</p><p>cartuchodoocompriment</p><p>TH</p><p>NC 1</p><p>1</p><p>1 </p><p></p><p></p><p></p><p></p><p>Distância entre os furos do 1 Quadrado ou Superfície Livre (W1)</p><p>cmmWxmaW 2727,04142,119,02 11 </p><p>69</p><p>c) Cálculo do 2 Quadrado do Pilão</p><p>A detonação do 1 Quadrado ocasionará uma abertura de 0,27 m x 0,27 m.</p><p>Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 2</p><p>Quadrado (dcc2):</p><p>dcc2 = 1,5W1 = 1,5 x 0,27 m  dcc2 = 0,405 = 41 cm</p><p>Cálculo do lado do 2 Quadrado (W2)</p><p>cm57m57,0W4142,1xm405,02dW 22cc2 </p><p>T2 = 0,5W1 = 0,5 x 0,27 m  T2 = 0,14 m = 14 cm</p><p>70</p><p>Carga explosiva por furo do 2 Quadrado (Q2)</p><p>Q2 = (H – T2) x RL = (3,8 m - 0,14 m) x 0,759 kg/m  Q2 = 2,778 kg</p><p>Número de cartuchos por furo (NC2)</p><p>   </p><p>6</p><p>61,0</p><p>14,08,3</p><p>610,0</p><p>2</p><p>2</p><p>2 </p><p></p><p></p><p></p><p> NC</p><p>m</p><p>mm</p><p>m</p><p>TH</p><p>NC</p><p>d) Cálculo do 3 Quadrado</p><p>A detonação do 2 Quadrado dará uma abertura de 0,57 m x 0,57 m.</p><p>dcc3 = 1,5W2 = 1,5 x 0,57 m  dcc3 = 0,86 m = 86 cm</p><p>mWxmdW cc 22,14142,186,02 333 </p><p>71</p><p>T3 = 0,5W2 = 0,5 x 0,56 m  T3 = 0,3 m = 30 cm</p><p>Carga explosiva por furo do 3 Quadrado (Q3)</p><p>Q3 = (H – T3) x RL = (3,8 m - 0,3 m) x 0,759 kg/m  Q3 = 2,657 kg</p><p>Número de cartuchos por furo (NC3)</p><p>   </p><p>6</p><p>61,0</p><p>3,08,3</p><p>610,0</p><p>2</p><p>3</p><p>3 </p><p></p><p></p><p></p><p> NC</p><p>m</p><p>mm</p><p>m</p><p>TH</p><p>NC</p><p>e) Cálculo do 4 Quadrado</p><p>A detonação do 3 Quadrado dará uma abertura de 1,22 m x 1,22 m.</p><p>dcc4 = ar + 0,5 x W3; sendo ar o afastamento recomendado</p><p>72</p><p>Pela tabela 10, ar = 1,0 m</p><p>Tabela 10- Valores do afastamento para diversos diâmetros da perfuração</p><p>Diâmetro da perfuração Afastamento recomendado - ar (m)</p><p>25 mm = 1” 0,75</p><p>29 mm = 1 1/8” 0,80</p><p>32 mm = 1 ¼” 084</p><p>38 mm = 1 ½” 1,00</p><p>51 mm = 2” 1,18</p><p>dcc4 = 1 + 0,5 x 1,22  dcc4 = 1,61 m</p><p>mWxmdW cc 28,24142,161,12 444 </p><p>T4 = 0,5ar = 0,5 x 1,00 m  T4 = 0,5 m = 50 cm</p><p>Carga explosiva por furo do 4 Quadrado (Q4)</p><p>Q4 = (H – T4) x RL = (3,8 m - 0,5 m)</p>