Valdir Baiano - Apostila Do Curso De Desmonte De Rocha 24-03-2014.pdf

DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS

ESCOLA DE MINAS DA UFOP

CURSO MIN 112 - OPERAÇÕES MINEIRAS

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

Março, 2014.

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1. APLICAÇÕES DA PERFURAÇÃO

Os tipos de trabalho, tanto em obras de superfície como subterrâneas, podem classificar-se nos seguintes: perfuração de banco, perfuração de produção, perfuração de chaminés (raises), perfuração de poços (shafts), perfuração de rochas com capeamento e reforço das rochas.

1.1 PRINCIPAIS MÉTODOS DE PERFURAÇÃO

Existem três principais métodos de perfuração para o desmonte de rochas com explosivos aplicados à mineração:



perfuração rotativa com brocas tricônicas (Holler Bit);



martelo de superfície (Top-Hammer, método roto-percussivo);



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

Perfuração por percussão: Também conhecido por perfuração por martelo, é o método mais comum de perfuração para a maioria das rochas, os martelos podem ser acionados a ar comprimido ou hidráulicos. A perfuração rotopercussiva é o sistema mais clássico de perfuração e o seu aparecimento coincide com o desenvolvimento industrial do século XIX. As primeiras máquinas, protótipos de Singer (1838) e Couch (1848), utilizavam vapor para o seu acionamento, mas foi com a aplicação posterior do ar comprimido como fonte de energia (1861) que este sistema evoluiu e passou a ser utilizado de forma intensa (Jimeno,1994). As perfuratrizes rotopercussivas geralmente exercem um papel menor quando comparadas com as máquinas rotativas nas operações mineiras a céu aberto. Sua aplicação é limitada à produção das pequenas minas, perfuração

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secundária, trabalhos de desenvolvimento e desmonte controlado. Porém, o sistema de furo abaixo ou de fundo de furo (down the hole) com diâmetro de perfuração na faixa de 150 mm (6”) a 229 mm (9”) vem ganhado campo de aplicação nas rochas de alta resistência por propiciar maiores taxas de penetração quando comparadas com o método rotativo. Estas perfuratrizes possuem dois sistemas de acionamento básicos, rotação e percussão. Estas duas forças são transmitidas através da haste para a coroa de perfuração. Os martelos podem ter acionamento pneumático ou hidráulico, e são localizados na superfície sobre a lança da perfuratriz, conforme figura 1. O surgimento dos martelos hidráulicos na década de 70 deu novo impulso a este método de perfuração, ampliando o seu campo de aplicação.

Figura 1 – Componentes básicos do martelo de superfície

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

martelo de superfície (Top-Hammer);



martelo de fundo de furo (Down The Hole).

Por muitos anos estes equipamentos foram operados, exclusivamente, usando martelos pneumáticos. Nos últimos 15 anos máquinas hidráulicas têm sido introduzidas no mercado. O alto custo de capital das perfuratrizes hidráulicas é

3

compensado por um menor custo operacional e maior produtividade quando comparadas com máquinas pneumáticas (Crosby, 1998). A perfuração rotopercussiva se baseia na combinação das seguintes ações:  Percussão: os impactos produzidos pelas batidas do pistão do martelo originam ondas de choque que se transmitem à rocha.  Rotação: com este movimento se faz girar a broca para que se produzam impactos sobre a rocha em diferentes posições.  Pressão de avanço: para se manter em contato a ferramenta de perfuração e a rocha é exercida um pressão de avanço sobre a broca de perfuração.  Fluido de limpeza: o fluido de limpeza permite extrair os detritos do fundo do furo.

Em resumo, na perfuração percussiva o pistão transmite energia sobre a rocha através da barra de percussão, das uniões, da haste de perfuração e da broca. O motor de rotação ao encontrar rocha nova, rompe os cortes em pedaços ainda menores. O ar comprimido efetua a limpeza dos furos e a refrigeração das brocas.

Perfuratrizes Pneumáticas Um martelo acionado por ar comprimido consta de: 

um cilindro fechado com uma tampa dianteira que dispõe de uma abertura axial onde é fixado o punho e as hastes de perfuração;



um pistão que com o seu movimento alternativo golpeia o punho de perfuração, o qual transmite a onda de choque à haste;



uma válvula que regula a passagem de ar comprimido em volume fixado e de forma alternada para a parte anterior e posterior do pistão;



um mecanismo de rotação para girar a haste de perfuração;

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

um sistema de limpeza do furo que permite a passagem de ar pelo interior da haste de perfuração e retirada dos detritos da rocha entre as paredes do furo e a parte externa da haste.

.

A profundidade máxima alcançada por este sistema não supera os 30 metros, devido as perdas de energia na transmissão das ondas de choque do martelo para a coroa. A cada haste adicionada na coluna de perfuração maior é a perda de energia devido a reflexão da energia nas conexões e luvas de perfuração. O campo de aplicação das perfuratrizes pneumáticas de martelo de superfície está se reduzindo cada vez mais, devido à baixa capacidade de perfuração em rochas duras, à profundidade (em torno de 15 m), ao diâmetro de perfuração (de 50 a 100 mm) e ao alto consumo de ar comprimido, aproximadamente, 2,4 m3/min por cada cm de diâmetro, além de apresentar alto desgaste das ferramentas de perfuração: hastes, punhos, coroas, mangueiras etc., em função da frequência de impacto e na forma de transmissão da onda de choque do pistão de grande diâmetro (Svedala Reedrill, sd.).

Perfuratrizes hidráulicas No final da década de 60 e início da década de 70 houve um grande avanço tecnológico na perfuração de rochas com o desenvolvimento dos martelos hidráulicos. Uma perfuratriz hidráulica consta basicamente dos mesmos elementos construtivos de uma pneumática. A diferença mais importante entre ambas é que no lugar de se utilizar ar comprimido, gerado por um compressor acionado por um motor diesel ou elétrico, para o acionamento do motor de rotação e para produzir o movimento alternativo do pistão do martelo, utiliza-se um grupo de bombas que acionam estes componentes. As razões pela qual as perfuratrizes hidráulicas possuem uma melhor tecnologia sobre as pneumáticas são as seguintes:

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

menor consumo de energia: as perfuratrizes hidráulicas consumem apenas 1/3 da energia, por metro perfurado, em comparação com os equipamentos pneumáticos;



menor desgaste da broca de perfuração;



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



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

de ruído quando comparadas com perfuratrizes

pneumáticas; 

maior flexibilidade na operação: é possível variar a pressão de acionamento do sistema, a energia por impacto e a freqüência de percussão do martelo;



maior facilidade para a automação: os equipamentos são muito mais aptos para a automação das operações, tais como a troca de haste e mecanismos antitravamento da coluna de perfuração.

Martelos de Fundo (Down The Hole – DTH) Os martelos de fundo de furo foram desenvolvidos na década de 50 e, originalmente, eram utilizados para aumentar a taxa de penetração em rochas duras e muito duras. Neste método, o martelo e a broca de perfuração permanecem sempre no fundo do furo, eliminando as perdas de energia ao longo da coluna de perfuração. A principal aplicação deste método é a perfuração em rochas duras quando se usa brocas de 152 a 229 mm (6” a 9”). Para estes diâmetros, os rolamentos das brocas tricônicas são demasiadamente pequenos para suportar grandes cargas verticais (pressão de avanço), o que se traduz em baixa taxa de penetração e altos custos. Este método possui as seguintes características: 

devido a posição do martelo e da broca evita a perda de energia ao longo das hastes de perfuração;

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

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



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



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

Rotação/Trituração Foi inicialmente usada na perfuração de petróleo, porém, atualmente, é também usada em furos para detonação, perfuração de chaminés verticais de ventilação e abertura de túneis. Esse método é recomendado em rochas com resistência à compressão de até 500 MPa. Quando perfuramos por este método, usando brocas tricônicas, a energia é transmitida para a broca por um tubo, que gira e pressiona o bit contra a rocha. Os botões de metal duro são pressionados na rocha, causando o fraturamento desta, de acordo basicamente com o mesmo princípio da perfuração por percussão.

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

1.2 CARACTERÍSTICAS DOS FUROS

Os furos são geralmente caracterizados por quatro parâmetros: diâmetro, profundidade, retilinidade e estabilidade.

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Diâmetro dos furos O diâmetro do furo depende da finalidade do mesmo. Em furos para detonações, há vários fatores que influem na escolha do diâmetro, por exemplo, o tamanho desejado dos fragmentos, após a detonação; o tipo de explosivo a ser utilizado, a vibração admissível do terreno durante a detonação etc. Em grandes pedreiras e outras minerações a céu aberto, furos de grande diâmetro apresentam menores custos de perfuração e detonação por m 3 ou tonelada de rocha escavada. Nas minas subterrâneas, as dimensões dos equipamentos de perfuração são determinadas pelo método de lavra adotado. Em trabalhos menores, o diâmetro do furo pode também ser determinado pelo tamanho do equipamento disponível para perfuração, carregamento e transporte. A eleição do diâmetro dos furos depende, também, da produção horária, do ritmo da escavação e da resistência da rocha. A figura 2 mostra a relação entre os diâmetros e o número de furos, porte dos equipamentos de escavação, altura da pilha e granulometria dos fragmentos rochosos após a detonação.

Figura 2: Influência do diâmetro no n.º de furos, na fragmentação da rocha, na altura da pilha e no porte do equipamento de carregamento.

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A figura 3 mostra a relação entre o diâmetro de perfuração e a seção do túnel ou galeria e o tipo de equipamento de perfuração.

Figura 3 - Influência do diâmetro da perfuração no tamanho da seção da galeria

Malhas de perfuração a céu aberto

A geometria das malhas de perfuração pode ser quadrada, retangular, estagiada, triângulo equilátero ou malha alongada:

A

E

a) malha quadrada

b) malha retangular

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c) malha estagiada (pé de galinha)

Malhas quadradas (A=E) e retangulares (E>A): devido a sua geometria é de fácil perfuração (menor tempo de locomoção de furo a furo).

Malhas estagiadas: devido a geometria de furos alternados dificulta a perfuração (maior tempo de locomoção furo a furo), porém possui melhor distribuição do explosivo no maciço rochoso.

Malha Triângulo Equilátero: são malhas estagiadas com a relação E/A = 1,15. São indicadas para rochas compactas e duras. Possuem ótima distribuição da energia do explosivo na área de influencia do furo, maximizando a fragmentação. O centro do triângulo equilátero, o ponto mais crítico para fragmentação, recebe igual influência dos três furos circundantes.

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

As

malhas

alongadas

possuem

elevada

relação

E/A,

geralmente acima de 1,75. São indicados para rochas friáveis/macias aumentando o lançamento por possuírem menor afastamentos.

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1.3. ASPECTOS TEÓRICOS DAS DETONAÇÕES

1.3.1 Combustão, Deflagração e Detonação. Qualquer matéria ao ser excitada por calor, impacto ou onda de choque, pode apresentar as seguintes reações: - Combustão: processo lento de liberação de energia (calor), normalmente, a velocidade de reação é de alguns mm/s. - Deflagração: Decomposição química por transferência térmica. A reação atinge velocidades de detonação variando de 100 a 1500 m/s, podendo atingir uma pressão de detonação de 50 MPa e temperaturas na faixa de 1270 a 2270 ºC. - Detonação: Decomposição química produzida por uma onda de choque. A reação atinge velocidades de detonação variando de 2 a 8 km/s, podendo atingir pressões de detonação de 5 a 15 GPa e temperaturas na faixa de 2230 a 4500 ºC.

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2. TIPOS DE EXPLOSIVOS

2.1 Explosivos nitroglicerinados

Os altos explosivos (figura 4) possuem na sua composição química a nitroglicerina

Figura 4 – Explosivos a base de nitroglicerina.

Dinamite simples Resultante da mistura: Nitroglicerina + Serragem + Oxidante + Estabilizante. Como se vê, a serragem substitui o kieselguhr como absorvente e nitrato de sódio é, em geral, o oxidante usado. Como estabilizante, ou antiácido, usa-se o carbonato de cálcio, com cerca de 1%. A dinamite simples produz boa fragmentação. Em contrapartida, apresenta um alto custo e gera gases tóxicos.

Dinamites amoniacais O alto custo da dinamite simples e as qualidades indesejáveis já citadas permitiram o desenvolvimento das dinamites amoniacais. As dinamites amoniacais são similares em composição, às dinamites simples, mas a nitroglicerina e o nitrato de sódio são parcialmente substituídos por nitrato de amônio.

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Gelatinas A gelatina também foi descoberta por Alfred Nobel, em 1875. A gelatina é um explosivo bastante denso de textura plástica, parecendo uma goma de mascar, constituída de nitroglicerina + nitrocelulose + nitrato de sódio. São utilizadas apenas em casos especiais. Geram gases nocivos. Tem grande velocidade de detonação, produz boa fragmentação e ótimo adensamento no furo.

Gelatinas amoniacais As gelatinas amoniacais têm formulações semelhantes àquelas das gelatinas, porém o nitrato de amônio substitui, parcialmente, a nitroglicerina e o nitrato de sódio. Essas gelatinas foram desenvolvidas para substituir as gelatinas, com maior segurança no manuseio e custo menor de produção, porém menos resistentes à água.

Semigelatinas Constituem um tipo intermediário entre as gelatinas e as dinamites amoniacais, combinando a baixa densidade das amoniacais com a resistência à água e a coesão das gelatinas, em grau mais atenuado. As composições são semelhantes àquelas das gelatinas amoniacais, com variações nas proporções de nitroglicerina, nitrato de sódio e nitrato de amônio, este em porcentagens mais altas. Os gases variam de excelentes a pouco tóxicos. Existem diversas variantes comerciais.

2.2 AGENTES EXPLOSIVOS SECOS

2.2.1 ANFO Entre os explosivos secos ou granulados, há um universalmente conhecido, formado pela mistura pura e simples de nitrato de amônio (94,5%) e óleo diesel (5,5%) denominado ANFO, sigla esta resultante dos vocábulos ingleses Ammonium Nitrate e Fuel Oil. As proporções acima, consideradas ideais, foram

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determinadas pelos americanos Lee e Akre, em 1955. A figura 5 mostra os explosivos granulados ensacados.

Figura 5 – Explosivos granulados em embalagens de 25 kg.

As maiores vantagens do ANFO são: ocupar inteiramente o volume do furo, grande insensibilidade aos choques, poucos gases tóxicos e redução do preço global do explosivo (US$ 0,40/kg). As maiores desvantagens: falta de resistência à água, baixa densidade (0,85 g/cm3) e necessidade de um iniciador especial. A reação ideal do ANFO (N2H403 - Nitrato de amônio e CH2 Óleo diesel) quando o balanço de oxigênio é zero, pode ser expressa por:

3N2H403

+

CH2



CO2 +

7H2O

+

3N2

+

900 cal/g.

Outros explosivos granulados, fabricados por diferentes produtores, nada mais são do que formulações similares à do ANFO, com adição de outros ingredientes, explosivos ou sensibilizantes, combustíveis (óleo queimado, serragem, palha de arroz etc.) oxidantes e absorventes. A Vale fabrica, em Itabira, Minas Gerais, explosivo granulado constituído de óleo queimado, palha de arroz e nitrato de amônio.

2.2.2 Principais parâmetros que afetam o desempenho do AN/FO

Os explosivos granulados, tipo ANFO, tem o desempenho comprometido pelos seguintes parâmetros:

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- presença de água nos furos (os explosivos granulados não tem resistência a água); - forma de iniciação quanto menor for a massa do iniciador (cartucho ou Booster) menor será a velocidade de detonação; - diâmetro da perfuração (quanto menor o diâmetro, menor será a VOD); - forma da mistura (quanto menos homogênea, menor será o desempenho).

2.2.3 Condições de armazenagem e validade

Os explosivos secos devem ser armazenados, durante um ano, em paios com boa ventilação e umidade adequada para que não tenham os seus desempenhos comprometidos.

2.3 AGENTES EXPLOSIVOS ÚMIDOS

2.3.1 Emulsões O interesse em explosivos em emulsão deu-se no início da década de 60. Explosivos em emulsão são do tipo “água-em-óleo” (water-in-oil). Eles consistem de microgotículas de solução oxidante supersaturada dentro de uma matriz de óleo. Para maximizar o rendimento energético, enquanto minimiza custos de produção e preço de venda, o oxidante dentro das microgotículas consiste principalmente de nitrato de amônio. Dentro de um ponto de vista químico, uma emulsão se define com uma dispersão estável de um líquido imiscível em outro, o qual se consegue mediante agentes que favorecem este processo (agentes emulsificantes) e uma forte agitação mecânica. A figura 6 mostra a emulsão encartuchada, enquanto a tabela 4 mostra a composição básica de um explosivo em emulsão.

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Figura 6 – Emulsão encartuchada.

Tabela 4 - Composição típica de um explosivo em emulsão. INGREDIENTE

PERCENTAGEM EM MASSA

Nitrato de Amônio

77,3

Água

16,7

Óleo diesel

4,9

Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou Monoleato de ezorbitol

1,1 _____ 100,0

Fonte: Silva, V. C., 2008

ANFO PESADO (HEAVY ANFO) A primeira patente utilizando ANFO como agente redutor de densidade foi concedida em 1977 (Clay, 1977) desde que os prills (grãos ou pérolas) e os interstícios do ANFO podem ser utilizados para aumentar a sensibilidade da emulsão e ao mesmo tempo aumentar a densidade do ANFO. A blendagem da emulsão com o ANFO ou Nitrato de amônio é conhecida como ANFO Pesado (tabela 5). A densidade do ANFO Pesado resultante situa-se na faixa de 1,00 a 1,33 g/cm3. A resistência à água do ANFO pesado é moderada.

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Para uma blendagem de ANFO/Emulsão: 60/40, a uma densidade de 1,33 g/cm3, o ANFO pesado passa a apresentar resistência à água, porém a escorva mínima de iniciação deve apresentar uma massa acima de 450 g. A Mina de Sossego, da Vale, localizada em Canaã dos Carajás, é a maior consumidora do Brasil de ANFO Pesado, fabricado pela empresa DEXPOL que produz, aproximadamente, 3000 toneladas por mês.

Tabela 5 - Composição típica do ANFO Pesado com resistência à água. INGREDIENTE

PERCENTAGEM EM MASSA

Nitrato de Amônio

59,1

Nitrato de Cálcio

19,7

Água

7,2

Óleo diesel

5,9

Alumínio

7,0

Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou Monoleato de ezorbitol

1,1 _____ 100,0

Fonte: Silva, V. C., 2008

2.4 PROPRIEDADES DOS EXPLOSIVOS

Densidade de um explosivo Densidade é a relação entre a massa e o volume dessa massa, medida em g/cm3. A densidade dos explosivos comerciais varia de 0,6 a 1,45 g/cm 3. A densidade dos explosivos é um fator importante para a escolha do explosivo. Os explosivos com densidade inferior ou igual a 1 não devem ser utilizados em

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furos contendo água, para evitar que os mesmos bóiem. Para detonações difíceis, em que uma fina fragmentação é desejada, recomenda-se um explosivo denso. Para rochas fragmentadas “in situ”, ou onde não é requerida uma fragmentação demasiada, um explosivo pouco denso será suficiente.

Energia de um explosivo A finalidade da aplicação de um explosivo em um desmonte é gerar trabalho útil. A energia liberada pelo explosivo em um furo é utilizada da seguinte forma: pulverização da rocha nas paredes do furo, rompimento da rocha, produção de calor e luz, movimento da rocha, vibração do terreno e sobrepressão atmosférica. No passado, a energia de um explosivo era medida em função da porcentagem de nitroglicerina (NG) contida no mesmo. Um explosivo que possuía 60% de (NG) em peso era qualificado como tendo força de 60%. Acontece que os modernos explosivos, especialmente os agentes detonantes, não possuem NG nas suas formulações, daí a necessidade de se estabelecer um novo padrão de comparação. Na atualidade, os seguintes conceitos são utilizados:

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

RWS



ETx ETp

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

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Exemplo 1: Considere como o explosivo padrão, o ANFO que apresenta as seguintes propriedades: densidade = 0,85 g/cm 3; Energia termoquímica = 900 cal/g. Cálculo da Energia Relativa por Massa (RWS) do explosivo emulsão que apresenta as seguintes propriedades:

densidade = 1,15 g/cm 3;

Energia

termoquímica = 850 cal/g.

RWS 

RWS = 0,944 ou

ETx 850 cal / g  ETp 900 cal / g

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

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

- RBS - Relative Bulk Strength (Energia relativa por volume): é a energia disponível por volume

de um explosivo x, comparada com

a energia

disponível por igual volume de um explosivo tomado como padrão. Isto é:

RBS



ETx ETp

x

x  RWS p

x

x p

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

Exemplo 2: Utilizando os dados do exemplo anterior; cálculo da Energia Relativa por Volume (RBS):

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RBS 

ETx x 850 cal / g 1,15 g / cm 3 x  x ETp p 900 cal / g 0,85 g / cm 3

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

Gases gerados pelos explosivos A classificação dos fumos é primordialmente importante na seleção de explosivos para desmontes subterrâneos ou utilização em túneis em que as condições de ventilação e renovação do ar são limitadas. Quando o explosivo detona, decompõe-se em estado gasoso. Os principais componentes são Dióxido de Carbono, Monóxido de Carbono, Oxigênio, Óxidos de Nitrogênio e Gás Sulfídrico. Os gases nocivos ao ser humano, quanto ao nível de toxidade, são classificados como: - Classe 1 - não tóxicos (menor que 22,65 l/kg); - Classe 2 - mediamente tóxicos (de 22,65 a menos de 46,7 l/kg); - Classe 3 - tóxicos (de 46,7 a menos de 94,8 l/kg). A toxidez dos gases da explosão é avaliada pelo balanço de oxigênio (BO). Isto quer dizer que, o oxigênio que entra na composição do explosivo pode estar em falta ou em excesso, estequiometricamente, resultando uma transformação completa ou incompleta. Quando a transformação é completa, os produtos resultantes são CO2, H2O e N2, todos não tóxicos. Na realidade pequenas proporções de outros gases (NO, CO, NH3 e CH4 etc.) também são gerados, mas não comprometem a boa qualidade dos produtos finais. A pesquisa do BO de um explosivo apresenta uma grande importância prática, não só do ponto de vista da formação dos gases tóxicos, mas, porque ela está correlacionada com a energia da explosão, o poder de ruptura e outras

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propriedades do explosivo usado. O máximo de energia é conseguido quando o BO é zero. Na prática, esta condição é utópica (Reis, 1992).

Balanço de Oxigênio de um explosivo e Energia de explosão (Hf) A maioria dos ingredientes dos explosivos é composto de oxigênio, nitrogênio, hidrogênio e carbono. Para misturas explosivas, a liberação de energia é otimizada quando o balanço de oxigênio é zero. Balanço zero de oxigênio é definido como o ponto no qual uma mistura tem suficiente oxigênio para oxidar completamente todos os combustíveis (óleo diesel, serragem, carvão, palha de arroz etc.) presentes na reação, mas não contém excesso de oxigênio que possa reagir com o nitrogênio na mistura para formação de NO e NO 2 e nem a falta de oxigênio que possa gerar o CO, pois além de altamente tóxicos para o ser

humano,

esses

gases

reduzem

a

temperatura

da

reação

e,

conseqüentemente, diminuem o potencial energético e a eficiência do explosivo. Teoricamente, os gases produzidos na detonação a balanço zero de oxigênio são: CO2, H2O e N2 e na realidade pequenas quantidades de NO, CO, NH2, CH4 e outros gases. Como exemplo, considere a mistura ideal do nitrato de amônio (N 2H403) com o óleo diesel

(CH2), a tabela 6 mostra a necessidade de oxigênio para

equilibrar a equação: N2H403

+

CH2



CO2 +

H2O

+

N2

Tabela 6 - Cálculo da necessidade de oxigênio para equilibrar a equação. Composto

Fórmula

Produtos desejados na reação

Necessidade (-) ou excesso (+) de oxigênio

Nitrato de amônio

N2H403

N2, 2H2O

+3 - 2 = +1

CH2

CO2, H2O

- 2 - 1 = - 3

Óleo diesel

Necessidades de oxigênio: -3

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O resultado é uma deficiência de 3 átomos de oxigênio por unidade de CH 2. Desde que cada molécula do nitrato de amônio apresenta excesso de um átomo de oxigênio, 3 unidades de nitrato de amônio são necessárias para o balanço de cada unidade de óleo diesel na mistura de AN/FO. Equilibrando a equação: 3N2H403

+ CH2



CO2 + 7H2O

+ 3N2

Cálculo das percentagens de N2H403, CH2 por massa de mistura de AN/FO:

Usando as massas moleculares da tabela 7, podemos calcular a soma das massas moleculares dos produtos a partir das massas atômicas: C = 12; O = 16; H = 1; N = 14.

Tabela 7 - Cálculo da soma da massa molecular dos produtos da reação. Composição

Massa molecular (g)

3N2H403

3 x 80 = 240

CH2

14

Total

254

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

(14 : 254) x 100% =

5,5%

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Calor de Formação ou Energia de Explosão (Hf)

Por definição, a energia da explosão (Hf)

é a diferença entre o calor de

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

Hf = Hp - Hr

Utilizando os valores da entalpia da tabela 8, teremos:

Tabela 8 - Entalpia de Formação para diferentes compostos Composto N2H4O3

Hf (kcal/mol)

(nitrato de amônio)

-87,30

H20

-57,80

CO2

-94,10

CH2

(óleo diesel)

CO

- 7,00 -26,40

N

0

NO

+ 21,60

NO2

+ 8,10

Al2O3 (alumina)

-399,00

Hp = -94,10 + 7(-57,80) + 3(0)  Hp = -498,7 kcal

Hp = 3(-87,30) - 7  Hp = -268,9 kcal

Hf = Hp - Hr

= -498,7 kcal - (-268,9) kcal = -229,8 kcal

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Transformando para cal/g:

-229,8 x 1000 / 254 g



Hf = - 905 cal/g

Velocidade e Pressão de detonação de um explosivo A velocidade de detonação de um explosivo (VOD) é o índice mais importante do desempenho do mesmo, desde que a pressão de detonação de um explosivo é diretamente proporcional ao quadrado da velocidade de detonação, conforme a expressão abaixo. Uma maneira de avaliar o desempenho de um explosivo é pela comparação da pressão produzida no furo durante a detonação. Caso a pressão produzida no furo durante a detonação não supere a resistência dinâmica da rocha, a mesma não será fragmentada, entretanto a energia não utilizada no processo de fragmentação e deslocamento da rocha se propagará no terreno sob a forma de vibração. O pico da pressão exercida pela expansão dos gases depende primariamente da densidade e da velocidade da detonação. As pressões podem ser calculadas usando a seguinte equação:

PF  

VOD 2 x 10 6 4

sendo: PF

= pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente acoplado ao furo

(GPa);



= densidade do explosivo (g/cm3);

VOD

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

Para a medição da VOD do explosivo, pode-se equipamento denominado de MicroTrap,

de

www.mrel.com).

fabricação

da

MREL

do

Canadá

(detalhes

no

site

24

A medição da velocidade de detonação dos explosivos tem os seguintes objetivos:  determinar a velocidade de detonação do explosivo, para que a partir da mesma seja calculada a pressão produzida no furo durante a detonação;  comparar o desempenho do explosivo quando iniciado com diferentes escorvas, acessórios e

diferentes materiais utilizados para o confinamento

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

2.5. Seleção dos explosivos

Na seleção de explosivos, os seguintes itens devem ser observados: a) Presença de água nos furos. b) Custo unitário. c) Tonelagem a ser consumida. d) Possibilidade de fabricação na própria mina. e) Resistência da rocha e tipos litológicos. f) Presença de fendas e cavernas no maciço rochoso. g) Diâmetro da perfuração. h) Interferências com o meio ambiente.

2.6 Preços dos explosivos Como qualquer produto, o preço do explosivo é influenciado pelo volume a ser adquirido. A tendência, entre as grandes companhias, é de terceirizar o

25

carregamento dos fogos, principalmente em operações de grande porte, onde são necessários caminhões bombeadores de explosivo. Em muitos contratos, a mineradora fornece as matérias primas necessárias (nitrato de amônio, óleo combustível, emulsificantes, nitrito de sódio, ácido nítrico etc.) pagando pelo serviço prestado (R$/kg). O preço do explosivo não pode ser analisado isoladamente, pois um explosivo mais caro (mais potente) permite o uso de uma maior malha de perfuração e, consequentemente, a redução do custo do desmonte de rocha por tonelada desmontada.

2.7 Métodos de desaguamento Em algumas operações, quando a altura da coluna d’água é pequena (até 0,5 m) utiliza-se bombas d’água para retirar a mesma, permitindo assim, o uso de explosivos secos (granulados), figura 7 (esquerda). Recomenda-se que após a retirada da água os furos sejam encamisados (filme plástico), para que o explosivo não venha a ser contaminado e, consequentemente, venha falhar figura 7 (direita).

Figura 7 – Método de desaguamento e encamisamento do furo. Em furos de pequeno diâmetro (até 76 mm) pode-se ensalsichar os explosivos granulados com filmes plásticos (figura 8).

Prof. Valdir Costa e Silva 26

Figura 8 – Ensalsichamento do explosivo granulado.

Prof. Valdir Costa e Silva 27

3. ACESSÓRIOS DE INICIAÇÃO MAIS COMUNS

3.1 Estopim e espoleta comum

Acessório desenvolvido para mineração, por William Bickford, na Inglaterra, no ano de 1831. O estopim de segurança, ou estopim, conduz chama com velocidade uniforme a um tempo de queima constante de 140 s ( 10 s) por metro, para ignição direta de uma carga de pólvora ou detonação de uma espoleta simples. Constituída de um núcleo de pólvora negra, envolvida por materiais têxteis que, por sua vez, são envolvidos por material plástico ou outro, visando sua proteção e impermeabilização. Para se iniciar o estopim (figura 9), poder-se-á usar palitos de fósforos comuns e isqueiros.

Estopim de Segurança

Espoleta Simples

Figura 9 – Espoleta simples e estopim de segurança.

Espoleta simples

A espoleta simples consta de um tubo, de alumínio ou cobre, com uma extremidade aberta e outra fechada, contendo em seu interior uma carga detonante constituída por uma carga chama primária, ou de ignição, cujo explosivo é a azida de chumbo Pb (N3)2, e uma carga básica de PETN Tetranitrato de pentaeritritol (C2H4N2O6). A razão destas duas cargas é devido ao fato de que a azida de chumbo é um explosivo fulminante que pode ser iniciado à custa de uma fagulha. A azida de chumbo, uma vez iniciada pela

28

faísca do estopim, faz detonar a carga de PETN. Os tipos mais comuns das espoletas encontradas no mercado são do tipo n.º 6 (massa de 0,325 g de PETN e 0,3 g de misto iniciador) e a n.º 8 (massa de 0,5 g de PETN e 0,3 g de misto iniciador). A cápsula de cobre só é usada para casos particulares, porque a presença de umidade contendo gás carbônico, a azida de chumbo pode se transformar em azida de cobre, que é muito mais sensível e, portanto, mais perigosa.

3.2 Cordel detonante

O cordel detonante é um acessório de detonação consistindo, essencialmente, de um tubo de plástico com um núcleo de explosivo de alta velocidade nitropenta (C5H8N4O12) - e de materiais diversos que lhe dão confinamento e resistência mecânica (figura 10).

Figura 10 – Bobinas de cordel detonante. O cordel detonante é usado para iniciar cargas explosivas simultaneamente, ou com retardos em lavra a céu aberto e/ou subsolo. A sua velocidade de detonação é de, aproximadamente, 7000 m/s. Muito embora a alta velocidade e violência de explosão, o cordel detonante é muito seguro no manuseio e impermeável. Vantagens do cordel detonante em relação às espoletas elétricas: a) As correntes elétricas não o afetam.

Prof. Valdir Costa e Silva 29

b) Permite o carregamento das minas em regime descontínuo, com o uso de espaçadores. c) É muito seguro, pois, não detona por atrito, calor, choques naturais ou faíscas. d) Detona todos os cartuchos, ao longo dos quais está em contato. A iniciação do cordel se faz com espoletas simples ou instantâneas, firmemente fixadas ao lado do cordel detonante com fita adesiva, e com sua parte ativa, isto é, o fundo, voltado para a direção de detonação. Exemplos de gramaturas dos cordeis detonantes mais utilizadas: NP-10 (10 g/m de Nitropenta  10%), NP-5 (5 g/m de Nitropenta  10%), NP-3 (3 g/m de Nitropenta  10%).

Retardo Bidirecional não elétrico para Cordel Detonante O retardo de cordel é um tubo metálico, revestido de plástico, iniciado em um dos extremos pelo cordel, ao passar pelo dispositivo, sofre uma queda de velocidade, enquanto queima o misto de retardo. Terminada esta queima, ele detona o cordel na sua extremidade. Os retardos de cordel, denominados “osso de cachorro”, são fabricados com os seguintes tempos de retardos: 5 ms, 10 ms, 20 ms, 30 ms, 50 ms, 75 ms, 100 ms e 200, 300 ms. Os conectores de superfície de milisegundos (MS Conectors) vem substituindo o retardo de superfície, tipo osso de cachorro, devido a sua facilidade na amarração dos furos (figura 11).

Figura 11 – Conectores bidirecionais para cordel detonante.

30

3.3 Tubo de choque – tipo nonel

O sistema não elétrico de iniciação, com linha silenciosa (figura 12), foi desenvolvido por P. A. Person, nos laboratórios da empresa Nitro Nobel, na Suécia, entre 1967 e 1968. Consiste basicamente de uma espoleta comum, não elétrica, conectada a um tubo de plástico transparente, altamente resistente, com diâmetro externo e interno de 3 mm e 1,5 mm, respectivamente. O tubo plástico contém, em média, uma película de PETN pulverizada de 20 mg/m de tubo ou 20 g/km, que, ao ser iniciada, gera uma onda de choque, causada pelo calor e expansão dos gases dentro do tubo, que se propaga com uma velocidade, aproximadamente,

de 2000 m/s. Essa

reduzida carga explosiva, geradora da onda de choque, que se desloca através do tubo, não chega a afetar o lado externo do mesmo, porém, inicia a espoleta instantânea ou de retardo. O sistema oferece inúmeras vantagens quando comparado a outros acessórios. Entre elas, baixo ruído, é insensível à corrente elétricas e parasitas, não destrói parte da coluna de explosivo dentro do furo, diferentemente do cordel, seu tubo não detona nenhum tipo de explosivo comercial, permite a iniciação pontual, contribuindo para diminuir a carga por espera.

Figura 12 – Tubo de choque (linha silenciosa) Esse sistema apresenta a seguinte desvantagem em relação ao cordel detonante: quando a coluna de explosivos encartuchados perde o contato, a depender do “Air Gap” (figura 13), alguns cartuchos podem não ser iniciados.

Prof. Valdir Costa e Silva 31

Air Gap

Figura 13 – Possibilidade de falha devido à ocorrência de Air Gap demasiado.

Booster (Reforçador) Carga explosiva destinada a iniciar explosivos bombeados de baixa sensibilidade (Granulados, Emulsões e ANFO Pesado) ou furos contendo explosivos encartuchados com diâmetro superior a 3”. O Booster possui carga pirotécnica constituída de Nitro Penta e TNT (50/50 e 60/40), figura 14.

Figura 14 – Reforçadores com massas diferentes.

Detonador Eletrônico Acompanhando a evolução tecnológica, o mercado desenvolveu o Sistema de Retardo Eletrônico (figura 15), que consiste de uma espoleta de retardo eletrônico, fácil de usar, programável, para todo tipo de desmonte em

32

mineração e na construção civil, podendo ser usado tanto em obras a céu aberto como subterrâneas.

DETONADOR ELETRÔNICO

Figura 15 – Detalhes do Retardo Eletrônico.

O detonador eletrônico apresenta o mesmo layout e diâmetro de uma espoleta elétrica de retardo convencional. A grande diferença reside em que cada espoleta pode ter seu tempo de retardo programado individualmente. Contém, em média, 790 mg de PETN (Tetra Nitrato de Penta Eritritol), como carga de base, e 90 mg de azida de chumbo, como carga primária, ponte de fio de alta resistência (inflamador) e um circuito eletrônico que contém um microchip inteligente e dois capacitores eletrônicos - um para assegurar a autonomia do detonador e o segundo para iniciar o inflamador. Ideal para uso nos altos explosivos comerciais sensíveis à espoleta, podendo também, ser usado para a detonação de boosters.

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4. DESMONTE DE ROCHAS

4.1. Plano de fogo a céu aberto

A figura 16 mostra as variáveis geométricas de um plano de fogo.

Figura 16 – Variáveis de um plano de fogo para bancada.

Afastamento (A) - É a menor distância que vai do furo à face livre da bancada ou a menor distância de uma linha de furos a outra. De todas as dimensões do plano de fogo essa é a mais crítica.

AFASTAMENTO MUITO PEQUENO - A rocha é lançada a uma considerável distância da face. Os níveis de pulsos de ar são altos e a fragmentação poderá ser excessivamente fina.

34

AFASTAMENTO MUITO GRANDE - A sobreescavação (backbreak) na parede é muito severa.

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

  A  0,0123 2  e   r

sendo:

    1,5 x d e  

e = densidade do explosivo (g/cm3); r = densidade da rocha (g/cm3); de = diâmetro do explosivo (mm).

35

Considerações sobre o desmonte de rochas

Um dos fatores que interferem na qualidade do desmonte de rocha é a razão entre a altura da bancada (Hb) e o afastamento (A). A tabela 9 tece alguns comentários acerca desta relação.

Tabela 9 - Comentários a respeito da relação Hb e Afastamento (A). Hb/A

1

Fragmentação

Ruim

Onda aérea

Ultralança-

Severa

Severo

Vibração

Comentários

Severa

Quebra para detonar.

Mento trás.

Não

Recalcular o plano de fogo. 2

Regular

Regular

Regular

Regular

Recalcular, se possível.

3

Boa

Boa

Bom

Boa

Bom controle fragmentação

4

Excelente

Excelente

Excelente

Excelente

Não há aumento em benefícios para Hb/A > 4.

e

boa

Se Hb/A > 4  A bancada é considerada alta. Se Hb /A < 4  A bancada é considerada baixa.

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

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

E  0,33 Hb 2A 

36

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

E 

(Hb  7 A ) 8

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

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

O espaçamento nunca deve ser menor que o afastamento, caso contrário, o número de matacões será excessivo. Observação: as Malhas Alongadas possuem elevada relação E/A, geralmente acima de 1,75. São indicadas para rochas friáveis/macias.

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

bancada ou do greide a ser atingido. A necessidade da subperfuração decorre do engasgamento da rocha no pé da bancada. Caso não seja observada esta subperfuração, a base não será arrancada segundo um angulo de 90 e o pé da bancada não permanecerá horizontal, mas formará o que é conhecido como “repé”. O repé exigirá perfurações secundárias de acabamento, grandemente onerosa e de altos riscos para os operários e os equipamentos. S = 0,3 A

Prof. Valdir Costa e Silva 37

d) PROFUNDIDADE DO FURO (Hf) - É o comprimento total perfurado que,

devido a inclinação e a subperfuração (S), será maior que a altura da bancada. O comprimento do furo aumenta com a inclinação, entretanto, a subperfuração (S) diminui com esta. Para calcular (Hf) utiliza-se a seguinte expressão:

Hf

e) TAMPÃO

(T)

-



Hb     1  xS cos   100 

É a parte superior do furo que não é carregada com

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

OT = D / 20

O material do tampão deve ser angular para funcionar apropriadamente. Detritos de perfuração devem ser evitados. O adequado confinamento é necessário para que a carga do explosivo funcione adequadamente e emita a máxima de energia, bem como para o controle da sobrepressão atmosférica e o ultralançamento dos fragmentos rochosos. A altura do tampão pode ser calculada pela seguinte expressão:

T = 0,7 A

T
risco de ultralançamento da superfície mais alta aumenta.

T rel="nofollow"> A  produzirá mais matacões, entretanto o lançamento será menor ou eliminado.

38

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

obtido multiplicando-se a altura da bancada (Hb) pelo afastamento (A) e pelo espaçamento (E):

V = Hb x A x E

g) PERFURAÇÃO ESPECÍFICA (PE) -

É a relação entre a quantidade de

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

PE

Hf



V

h) CÁLCULO DAS CARGAS

Razão Linear de Carregamento (RL)

RL 

 de 2 4000

x

e

onde: de = diâmetro do explosivo (mm); e = densidade do explosivo (g/cm3).

Altura da carga de fundo (Hcf ) A carga de fundo é uma carga reforçada, necessária no fundo do furo onde a rocha é mais presa.

39

Alguns autores sugerem que Hcf deve ser um valor entre 30 a 40% da altura da carga de explosivos (Hc). A tendência, a depender dos resultados dos desmontes, é de reduzi-la cada vez mais para diminuir os custos com explosivos. Hcf = 0,3 x Hc = 0,3 x (Hf - T)

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

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

CT = CF + CC

h) RAZÃO DE CARREGAMENTO (RC)

RC 

CT V

( g / m 3 ) ou

RC 

CT r V

(g / t)

Prof. Valdir Costa e Silva 40

Exemplos de cálculo de plano de fogo

Exemplo 1

Dados: Rocha: calcário Altura da bancada: 15,0 m Diâmetro da perfuração: 101 mm (4”) Angulo de inclinação dos furos: 20 Explosivo utilizado: ANFO (94,5/5,5);  = 0,85 g/cm3 Densidade da rocha: 2,7 g/cm3 = 2,7 t/m3 Condição de carregamento: furos secos.

a) Cálculo do Afastamento (A)

  A  0,0123 2  e   r

A



    1,5 x D e  

  0,85   0,0123 2    1,5 x 101    2,7  

2,6 m

Cálculo da Subperfuração (S)

S = 0,3 x A = 0,3 x 2,6 m = 0,8 m

41

b) Cálculo da profundidade do furo (Hf)

Hf



Hb     1  xS  cos   100 

15 20    1   x 0,8  16,6 m  cos 20  100 

d) Cálculo do Espaçamento (E) Como Hb/A = 5,8  Hb/A > 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os furos de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada:

E = 1,4 x A = 1,4 x 2,6 = 3,6 m

e) Cálculo do Tampão (T)

T = 0,7 x A = 0,7 x 2,6 m =

1,8 m

f) Cálculo da razão linear de carregamento (RL)

 de 2

RL 

4000

x

e

Para o ANFO:

RL ANFO



3,14101 x e  x 0,85 4000 4000

 de 2

2



6,8 Kg / m

42

Cálculo da altura da carga de explosivo (He)

He =

Hf - T = 16,6 – 1,8 = 14,8 m

h) Cálculo da carga de explosivo (CE)

CE = RLANFO

x He = 6,8 Kg/m x 14,8 m = 100,64 kg

g) Cálculo do volume de rocha por furo (V)

V = Hb x A x E = 15 x 2,6 x 3,6 = 140,4 m3

j) Cálculo da razão de carregamento (RC)

RC



CE V



100,64 kg 140,4 m 3



716,81 g / m 3



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

 265,48 g / t

l) Cálculo da Perfuração Específica (PE)

PE



Hf V



16,6 m 140,4 m 3



0,12 m / m

3

ou

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

 0,04

m t

Prof. Valdir Costa e Silva 43

Exemplo 2

Considere os dados do problema anterior, assuma que um total de 4481 m3 de rocha deve ser produzida no desmonte. Dados: Custo com explosivos e acessórios:  ANFO:

R$1,0/kg

 32 Boosters (um por furo): R$ 7,75 / unidade  R$ 7,75 x 32 = R$ 248,0  12 Retardos de superfície: R$ 6,50 / unidade  R$ 6,5 x 12 = R$ 78,0  Cordel detonante (581 m): R$ 0,75/m  R$ 0,75 x 581 = R$ 435,75  2 estopins espoletados: R$ 3,90/unidade

 R$ 3,90 x 2 = R$ 7,80

Custo da perfuração da rocha / m:  Acessórios da perfuratriz: R$ 2,94  Mão de obra: R$ 5,44  Custo do equipamento e compressor: R$ 7,28  Combustível, graxas, lubrificantes etc.: R$ 4,34

Total: R$ 20 / m

Determinar o custo do desmonte por m 3 e tonelada (perfuração + explosivos + acessórios).

a) Cálculo do número de furos necessários (NF)

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

44

b) Cálculo do total de metros perfurados (MP)

MP = NF x Hf

= 32 x 16,6 = 531,2 m

c) Cálculo do total de explosivos (TE)

TE = NF x CE = 32 x 100,64 kg =

3220,48 kg

d) Cálculo do custo dos explosivos e acessórios (CEA)

Custo com explosivo (CCE):

CCE (ANFO) = R$ 4,0 x 3220,48 Kg

=

R$ 12.881,92

Custo com acessório (CA):

CA = R$ 248 + R$ 78 + R$ 433,75 + R$ 7,8 =

R$ 767,55

Custo com explosivo e acessório (CEA)

CEA = CCE + CA = R$ 12.881,92 + R$ 767,55 =

R$ 13. 649,47

45

e) Cálculo do custo da perfuração (CP)

CP = MP x custo / m

=

531,2 m

x R$ 20/m =

R$ 10.624,00

f) Cálculo do Custo Total do Desmonte (Perfuração + Explosivos e Acessórios) [CTD]

CTD = CP + CEA = R$ 10.624,00 + R$ 13.649,47

g) Custo por m3

(R$ 24.273,47 : 4481 m3)

=

R$ 5,42 / m3

h) Custo por tonelada

[R$ 24.273,47 : (4481 m3 x 2,7 t/m3)]

=

R$ 2,0 / t

=

R$ 24.273,47

46

Exemplo 3

Cálculo do Plano de Fogo usando Cartuchos Dados: Rocha: granito Altura da bancada: 7,5 m Diâmetro da perfuração: 76 mm (3”) Angulo de inclinação dos furos: 15 Explosivo utilizado: Emulsão encartuchada;  = 1,15 g/cm3; Furos com água. Dimensões dos cartuchos: 2½” x 24” (64 mm x 610 mm) Densidade da rocha: 2,5 g/cm3 = 2,5 t/m3.

a) Cálculo do Afastamento (A)

  1,15   A  0,0123 2    1,5 x 64   2,5  



2,0m

b) Cálculo da Subperfuração (S)

S = 0,3 x A = 0,3 x 2,0 m = 0,6 m

47

c) Cálculo da profundidade do furo (Hf)

Hf



Hb     1  xS  cos   100 

7,5 20    1   x 0,6  8,2 m  cos 15  100 

d) Cálculo do Espaçamento (E)

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

E 

(Hb  7A ) 8



7,5  7 x 2 8

 2,7 m

e) Cálculo do Tampão (T)

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

1,4 m

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

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

=

6,8 m

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

NCe 

Hcc 6,8 m   11 Comp. do cartucho 0,610 m

48

h) Cálculo da massa da carga de explosivo (CE)

Como a razão linear do cartucho (RL) de 64 mm x 610 mm é de 3,7 kg/m, teremos:

CE = Hce x RL = 6,8 m x 3,7 kg/m = 25,16 kg

j) Cálculo do volume de rocha por furo (V)

V = Hb x

A x E

= 7,5 m x 2,0 m x 2,7 m

= 40,5 m3

k) Cálculo da razão de carregamento (RC)

RC = CE : V = 25,15 kg : 40,5 m3 = 621 g/m3 = 621 : 2,5 = 248,4 g/t

l) Cálculo da Perfuração Específica (PE)

PE



Hf 8,2 m   0,20 m / m 3 3 V 40,5 m

ou

0,20 m / m 3 2,5 t / m 3

 0,08

m t

Prof. Valdir Costa e Silva 49

5. ESTUDO DA FRAGMENTAÇÃO DA ROCHA

Uma pobre fragmentação, usualmente, resulta em alto custo no desmonte secundário e alto custo de carregamento, transporte, britagem e manutenção, gerando os seguintes problemas:

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

Britagem

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

Controle do Maciço

- engaiolamento de blocos no britador

- instabilidade dos taludes

- atrasos nas correias

- aumento no tempo do bate choco

- aumento nos custos da manutenção

- sobreescavação do maciço

Prof. Valdir Costa e Silva 50

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

A fragmentação pode ser melhora nos seguintes aspectos:  menor espaçamento entre os furos;  menor afastamento;  furos mais rasos ou melhor distribuição da carga dentro do furo;  maior controle e supervisão na perfuração;  uso de maiores tempos de retardo;  uso de explosivos mais energéticos.

Para realizar uma avaliação global de um desmonte de rocha, os seguintes aspectos devem ser analisados:  fragmentação e compactação da pilha da rocha desmontada;  geometria da pilha, altura e deslocamento;  estado do maciço residual e piso do banco;  presença de blocos na pilha de material;  vibrações, projeções dos fragmentos e onda aérea produzida pelo desmonte.

51

A figura 17 analisa os diversos perfis de uma pilha de rocha desmontada.

Figura 17 - Perfis de pilhas de rochas desmontadas.

As figuras 18-(a), 18 (b) e 18(c) mostram a altura da pilha apropriada para a pá carregadeira, escavadeira a cabo e hidráulica, e para retro escavadeira, respectivamente.

Prof. Valdir Costa e Silva 52

Figura 18: a) altura de pilha apropriada para a pá carregadeira de pequeno porte; b) altura da pilha apropriada para escavadeiras a cabo e hidráulica.

Figura 18 c) - Altura da pilha apropriada para retro escavadeira.

Prof. Valdir Costa e Silva 53

6. EFEITO DOS RETARDOS NOS DESMONTES DE ROCHAS

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

face; b) menores tempos de retardo causam mais a quebra lateral do banco (end

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

(fly rock); e) maiores tempos de retardo diminuem a vibração do terreno; f) maiores tempos de retardo diminuem a incidência da quebra para trás

(backbreak).

As figuras 19, 20 e 21 mostram diferentes tipos de ligação.

Figura 19: a) ligação em um banco que apresenta apenas uma face livre;

54

b) ligação em um banco que apresenta duas faces livres.

Figura 20 - Ligação em “V” utilizada para se obter uma pilha mais alta e uma melhor fragmentação, utilizando o sistema de iniciação de tubos de choque.

Figura 21 - Sistema de iniciação “down -the-hole” utilizada para evitar cortes na ligação.

Prof. Valdir Costa e Silva 55

7. MÉTODOS DE AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DO DESMONTE DE ROCHA

Nas operações mineiras utilizam-se os seguintes métodos:  análise quantitativa visual;  método fotográfico;  método fotogramétrico;  fotografia ultra-rápida  estudo da produtividade dos equipamentos;  curva granulométrica completa (Fragmentation Photoanalysis System – WipFrag e SplitSet);  volume do material que requer fragmentação secundaria (fogacho);  interrupções pela presença de matacões no britador primário.

Prof. Valdir Costa e Silva 56

8. PLANO DE FOGO NA LAVRA SUBTERRÂNEA

Ciclo da escavação da rocha O objetivo da escavação com o uso de explosivos é de desenvolver um ciclo de operações compatível com os recursos e as condições de trabalho para que se atinja uma taxa de avanço máximo. Isso inclui a combinação do tempo de perfuração (número e comprimento dos furos) com o tempo de limpeza (tipo de carregadeiras e/ou escavadeiras e equipamentos de transporte) e as necessidades de reforço da rocha (tempo de instalação e o comprimento do túnel a ser reforçado). Nos últimos anos, várias tentativas para eliminar o ciclo natural da perfuração e detonação vêm sendo tentadas, porém com limitado sucesso. O ciclo básico das escavações dos túneis/galerias é composto das seguintes operações:  marcação da posição dos furos  perfuração dos furos;  carregamento dos furos;  conexão dos acessórios e disparo do desmonte;  espera até que a ventilação retire a poeira e os fumos;  verificação de possíveis falhas dos explosivos e acessórios  batimento de choco;  carregamento e transporte do material desmontado;  reforço da rocha (se necessário);  levantamento topográfico;  preparação do novo desmonte.

57

Formas de ataque mais comuns (sistemas de avanço) Em rochas competentes os túneis com seções inferiores a 100 m 2 podem ser escavados com perfuração e desmonte à seção plena. As escavações por fase são

utilizadas na abertura de grandes túneis onde a seção é demasiada

grande para ser coberta pelo equipamento de perfuração ou quando as características geomecânicas das rochas não permitem a escavação à plena seção. As cinco formas de ataque mais comuns são:  Seção Plena;  Galeria Superior e Bancada;  Galeria Lateral;  Abertura Integral da Galeria Superior e Bancada;  Galerias múltiplas.

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

58

Galeria Superior e Bancada A área total é retirada em duas seções, sendo a superior uma galeria de seção em forma de arco (parte da pata de cavalo) sempre em primeiro lugar, ficando sempre à frente da bancada inferior. As principais vantagens desta forma de ataque estão na redução de armações, pois sempre há bancadas para trabalhar em cima. O avanço da bancada inferior fica condicionado ao avanço da abertura da galeria superior, assim algum problema que ocorra na parte superior se reflete no avanço inferior. A figura 22 mostra detalhes dessa forma de ataque.

Figura 22 – Forma mista de ataque do túnel e galeria

Galeria Lateral O sistema de ataque que abre a metade da área da seção do túnel, porém subdividindo o mesmo em duas galerias que são detonadas em separado, é também conhecido pelo nome de sistema belga.

Prof. Valdir Costa e Silva 59

Na escolha da forma de ataque ou método de escavação deve-se levar em conta o sistema de suporte a ser empregado. Esta seleção de método sempre consiste de num compromisso de entre uma tentativa de acelerar ao máximo a operação de abertura e a necessidade de suportar a rocha antes que esta caia no túnel originando problemas de segurança ou estabilidade. Por isso o método de ataque depende do comportamento e da dimensão e forma da seção transversal do túnel, e principalmente do tipo e natureza e comportamento mecânico estrutural da rocha. A figura 23 a) mostra os tipos de sistemas de avanços, enquanto a figura 23 b) mostra as perfurações e um túnel com avanço em duas seções. Já a figura 24 mostra uma perfuração de um túnel/galeria efetuada por um jumbo.

Figura 23 - a) tipos de sistemas de avanços; b) túnel com avanço em duas seções.

60

Figura 24 - Perfuração de um túnel sendo efetuada por um jumbo.

Pilões Para um desmonte ser econômico, e necessário que a rocha a ser desmontada tenha face livre. Em algumas aplicações de desmontes essas faces livres inexistem. É o caso do desenvolvimento de túneis, poços (shafts), e outras aberturas subterrâneas,

onde

se

torna necessário

criar faces livres

artificialmente. Isto é feito preliminarmente no desmonte principal, através da perfuração e detonação de uma abertura na face da perfuração. Essa abertura é denominada “pilão” (cut). A seleção do pilão depende não somente das características da rocha e da presença de juntas e planos de fraquezas, mas também da habilidade do operador, do equipamento utilizado, do tamanho da frente e da profundidade do desmonte. Os principais tipos de pilão são:

 Pilão em centro ou em pirâmide (Center Cut) – figura 25  Pilão em V (Wedge Cut) – figura 26  Pilão Norueguês (The Draw Cut) – figura 27  Pilão Coromant – figura 28

61

 Pilão queimado ou estraçalhante (The Burn Cut) – figura 29  Pilão em Cratera  Pilão Circular ou Pilão de Furos Grandes

Pilão em Pirâmide O pilão em pirâmide, também conhecido por pilão alemão, caracteriza-se por ter os 3 ou 4 furos centrais convergentes a um ponto. Usa-se principalmente em poços e chaminés. Em trechos horizontais este pilão não tem sido muito utilizado devido aos furos desviados para baixo.

Figura 25 - Pilão em Centro ou em Pirâmide

Prof. Valdir Costa e Silva 62

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

Figura 26 - Pilão em V (em cunha)

63

Pilão Norueguês

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

Figura 27 - Pilão Norueguês

64

Pilão Coromant

Consiste na perfuração de dois furos secantes de igual diâmetro, que constituem a face livre em forma de 8 para as primeiras cargas

Figura 28 – Pilão Coromant

Pilão em Cratera

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

65

Pilão Queimado (Burn Cut)

O pilão queimado é o mais utilizado na abertura de túneis e galerias. É assim chamado porque consta de uma série de furos, dos quais um ou mais não são carregados. A detonação da carga se faz por fogos sucessivos, servindo os furos não carregados como pontos de concentração de tensões. As figuras 29 e 30 mostram o esquema de um pilão queimado.

Figura 29 - Pilão queimado de quatro seções

Figura 30 – Vista Lateral do Pilão Queimado

Prof. Valdir Costa e Silva 66

Exemplo prático

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

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

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



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



Ângulo de saída dos furos de contorno () = 3



Explosivo a ser utilizado: Emulsão com as seguintes dimensões = 29 mm x 610 mm; Explosivo (petecas): 22 mm x 500 mm; densidade da peteca () = 1,0 g/cm3



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

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

67

Solução:

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

H

 0,15  34,1 D2  39,4 D2

H

 0,15  34,10,127  39,40,127

2

2

 H  3,8 m

Avanço (X)

X  0,95 H  0,95 x 3,8 m  X  3,6 m

b) Cálculo do 1 Quadrado do Pilão

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

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

68

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

3,1429 RL  x 4000 4000

d e 2

2

x 1,15  RL  0,759 kg / m

Tampão (T1)

T1 = a = 0,19 m = 19 cm

Carga explosiva por furo do 1 Quadrado (Q1)

Q1 = (H – T1) x RL = (3,8 m - 0,19 m) x 0,759 kg/m  Q1 = 2,740 kg

Número de cartuchos por furo do 1 quadrado (NC1)

NC1 

H  T1  comprimento do cartucho



3,8 m  0,19 m 0,610 m

 NC1  6

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

W1  a 2  0,19 m x 1,4142  W1  0,27 m  27 cm

69

c) Cálculo do 2 Quadrado do Pilão

A detonação do 1 Quadrado ocasionará uma abertura de 0,27 m x 0,27 m. Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 2 Quadrado (dcc2):

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

Cálculo do lado do 2 Quadrado (W2)

W2  d cc 2 2  0,405 m x 1,4142  W2  0,57 m  57 cm

T2 = 0,5W 1 = 0,5 x 0,27 m  T2 = 0,14 m = 14 cm

70

Carga explosiva por furo do 2 Quadrado (Q2)

Q2 = (H – T2) x RL = (3,8 m - 0,14 m) x 0,759 kg/m  Q2 = 2,778 kg

Número de cartuchos por furo (NC2)

NC 2 

H  T2  3,8 m  0,14 m 0,610 m



0,61 m



NC 2  6

d) Cálculo do 3 Quadrado

A detonação do 2 Quadrado dará uma abertura de 0,57 m x 0,57 m.

dcc3 = 1,5W 2 = 1,5 x 0,57 m  dcc3 = 0,86 m = 86 cm

W3  d cc 3 2  0,86 m x 1,4142  W3  1,22 m

71

T3 = 0,5W 2 = 0,5 x 0,56 m  T3 = 0,3 m = 30 cm

Carga explosiva por furo do 3 Quadrado (Q3)

Q3 = (H – T3) x RL = (3,8 m - 0,3 m) x 0,759 kg/m  Q3 = 2,657 kg

Número de cartuchos por furo (NC3)

NC 3 

H  T3  3,8 m  0,3 m 0,610 m



0,61 m



NC 2  6

e) Cálculo do 4 Quadrado

A detonação do 3 Quadrado dará uma abertura de 1,22 m x 1,22 m.

dcc4 = ar + 0,5 x W 3; sendo ar o afastamento recomendado

72

Pela tabela 10, ar = 1,0 m

Tabela 10- Valores do afastamento para diversos diâmetros da perfuração Diâmetro da perfuração

Afastamento recomendado - ar (m)

25 mm = 1”

0,75

29 mm = 1 1/8”

0,80

32 mm = 1 ¼”

084

38 mm = 1 ½”

1,00

51 mm = 2”

1,18

dcc4 = 1 + 0,5 x 1,22  dcc4 = 1,61 m

W4  d cc 4 2  1,61 m x 1,4142  W4  2,28 m

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

Carga explosiva por furo do 4 Quadrado (Q4)

Q4 = (H – T4) x RL = (3,8 m - 0,5 m) x 0,759 kg/m  Q4 = 2,505 kg

Número de cartuchos por furo (NC4)

NC 4 

H  T4  3,8 m  0,5 m 0,610 m



0,610 m



NC 2  5,5

73

Cálculo dos demais furos da seção

f) Furos do Piso (Sapateira, Levante)

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

Cálculo do Espaçamento do levante (El)

El = 1,1ar = 1,1 x 1,0 m  El = 1,1 m

Número de furos do piso (NFl)

 L arg ura do Túnel  NFl  INT  2  Ep  

12 m  INT   2  1,1 m 

NFl  12

74

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

Tl = 0,2ar = 0,2 x 1,00 m  Tl = 0,2 m = 20 cm

Carga explosiva de cada furo do levante (Ql)

Ql = (H – Tl) x RL = (3,8 m - 0,2 m) x 0,759 kg/m  Ql = 2,732 kg Número de cartuchos por furo (NCl)

NC l 

H  Tl  3,8 m  0,2 m 0,610



0,610 m



NC l  6

g) FUROS DA PAREDE

Neste caso teremos que executar a técnica de “Detonação Amortecida”, utilizando a tabela 11:

75

Tabela 11 - Valores a serem aplicados na técnica de Detonação Amortecida. Diâmetro da perfuração (mm)

RL (kg/m)

Diâmetro do cartucho (mm)

Afastamento (ap), em metros

Espaçamento (Ep), em metros

25 – 32

0,11

11

0,3 – 0,5

0,25 – 0,35

25 – 48

0,23

17

0,7 – 0,9

0,50 – 0,70

51 – 64

0,42

22

1,0 – 1,1

0,80 – 0,90

76

0,50

38

1,4

1,6

Logo para D1 = 38 mm, utilizando os valores médios  ap = 0,8 m e Ep = 0,6 m.

Tp = 0,5ap = 0,5 x 0,8 m  Tp = 0,4 m

RL = 0,230 kg/m

Cálculo da carga dos furos da parede (Qp)

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

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

 Altura da parede  a l   3,28 m  1,0 m  NF p  INT   1 x 2  INT   1 x 2    Ep 0,6 m    

NF p  8

76

h) Furos do teto

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

at = 0,8 m;

Et = 0,6 m;

Qt = 0,782 kg;

Tt = 0,4 m

Número de furos do teto (NFt)

 R  NFt  INT   1  ET 



 3,14 x 6,0 m  INT   1   0,6 m 

NFt  30

sendo R = altura da abobada.

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

77

 LD  NFc  INT   1  ET 



 23,4 m  INT   1   0,6 m 

NFc  38

onde:

LD = (altura da parede – al) x 2 + R = (3,28 m – 1,0 m) x 2 + 3,14 x 6,0 m

LD = 23,4 m

i) Furos intermediários laterais ao pilão

Número de linhas verticais (NLV)

 Espaço disponível na horizontal ( EDH )  NLV  INT   1 Eli  

78

sendo:

Eli = 1,1 x ar = 1,1 x 1,0 m 

Eli = 1,1 m

EDH = LT – W 4 – 2 x ap = 12 m - 2,28 m – 2 x 0,8  EDH = 8,12 m

Sendo: LT = largura do túnel, então:

 8,12 m  NLV  INT   1   1,1 m 

NLV  8

Número de linhas horizontais (NLH)

 Espaço disponível na vertical ( EDV )  NLH  INT   1 ar   sendo:

ar = 1,0 m

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

 2,28 m  NLH  INT   1   1,0 m 

NLV  3

79

Número de furos intermediários laterais ao pilão (NFil)

NFil = NLV x NLH = 8 x 3  NFil = 24

Cálculo do Tampão (Til)

Til = 0,5 x ar = 0,5 x 1,0 m  Til = 0,5 m Cálculo da carga por furo (Qil)

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

 Qil = 2,505 kg

Cálculo do número de cartuchos por furo (NCil)

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

 NCil = 5,5

80

Furos Intermediários acima do pilão (Realce)

ai = 1,0 m (último quadrado);

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

Número de arcos e linhas (Nal)

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

Número de furos do 1 arco superior (NF1)

 r   3,14(6 m  0,8 m)  NF1  INT  1   INT    1,2 m    Ei 

NF1  13

Número de furos do 2 arco superior (NF2)

 r   3,14(6 m  0,8 m  1,0 m)  NF2  INT  2   INT    1,2 m    Ei 

NF2  10

Número de furos do 3 arco superior (NF3)

 r   3,14(6 m  0,8 m  1,0 m  1,0 m)  NF3  INT  3   INT    1,2 m    Ei 

Após o 3 arco o espaço disponível na horizontal será (Eh)

Eh = 12 m – 2 x 0,8 m – 4 x 1,2 m  Eh = 5,6 m

NF3  8

81

Número de furos na horizontal (NFh)

 Eh   5,6 m  NFh  INT    INT     1,2 m   E i 

NFh  6

Cálculo do tampão dos furos intermediários acima do pilão (Tiap)

Tiap = 0,5 x ar = 0,5 x 1,0 m  Tiap = 0,5 m

Cálculo da carga dos furos intermediários acima do pilão (Qiap) Qiap = (H - Tiap ) x RL = (3,8 m – 0,5 m) x 0,759 kg/m

 Qiap = 2,505 kg

Cálculo do número de cartuchos por furo (NCiap)

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

 NCiap = 5,5

82

Resumo  Número de furos por detonação: 127  Diâmetro dos furos carregados: 38 mm  Diâmetro do furo vazio alargado: 127 mm  Profundidade da perfuração por fogo: 3,8 m  Avanço médio por detonação: 95 % x 3,8 m = 3,6 m  Número total de detonações: 1500 m / 3,6 m por detonação = 417 detonações  Volume total de rocha “in situ” por detonação (V): 3,6 m x 96 m 2 = 346 m3

Sistemática de carregamento do fogo (tabela 12)

Tabela 12 – Resumo das cargas utilizadas por seção. Região

Número de furos

Dimensões do explosivo

Carga por furo

1 Quadrado

4

29 mm x 200 mm

2,740

10,960

2 Quadrado

4

29 mm x 200 mm

2,778

11,110

3 Quadrado

4

29 mm x 200 mm

2,657

10,628

4 Quadrado

4

29 mm x 200 mm

2,505

10,020

Piso (sapateira)

12

29 mm x 200 mm

2,732

32,784

Paredes

8

17 mm x 500 mm

0,782

6,256

Teto

30

17 mm x 500 mm

0,782

23,460

Intermediários laterais ao pilão

24

29 mm x 200 mm

2,505

60,120

Intermediários acima do pilão

37

25 mm x 200 mm

2,505

92,685

Consumo total de explosivos por desmonte: 258,023 kg

(kg)

Total de explosivo (kg)

83

Consumo total de explosivos e acessórios por detonação



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



Cartuchos de 17 mm x 500 mm:

 

Espoleta não elétrica com retardo (Nonel-Túnel, Exel-T, Brinel-Túnel): 127 peças Cordel detonante: 115 m



Estopim espoletado (1,2 m): 2 peças

29,716 kg

Consumo de explosivos e acessórios para o total da obra:

Cartuchos de 29 mm x 610 mm: 228,307 kg / detonação x 417 detonações: 95,20 t

Cartuchos de 15 mm x 500 mm: 12,39 t

29,716 kg / detonação x 417 detonações:

Espoleta não elétrica com retardo: 127 peças / desmonte x 417 detonações: 52.959 peças

Cordel detonante: 115 m / desmonte x 417 detonações: 47.955 m

Estopim de segurança espoletado: 2 peças / desmonte x 417 detonações: 834

Razão de carregamento (RC): 258,023 kg / 346 m3  RC = 745,73 g/m3

84

Razão de carregamento (RC) em g/t:

745,73 g/m3 / densidade da rocha = 745,73 g/m3 / 2,7 t/m3  RC = 276,20 g/t

Metros perfurados por detonação (MPD)

MPD = 127 furos x 3,8 m  MPD = 482,6 m

Perfuração específica (PE)

PE = MPD / V = 482,6 m / 346 m3  PE = 1,39 m/m3

Ligação da Face do Túnel (figura 31)

Figura 31 – Sequência de iniciação dos furos.

Prof. Valdir Costa e Silva 85

9. OTIMIZAÇÃO DO DESMONTE – INSTRUMENTAÇÃO

9.1 Instrumentação Na marcação dos furos (afastamento e espaçamento), para que se obtenha a máxima precisão, pode-se utilizar o GPS. Na verificação da qualidade da perfuração utiliza-se o equipamento denominado Boretrak (figura 32) permite determinar a profundidade exata dos furos e dos desvios ocorridos durante a perfuração da rocha.

Figura 32 – Perfilamento do furo com o Boretrak Quando o maciço rochoso contém cavernas e grandes fendas, recomenda-se o uso da câmera de inspeção, evitando a ocorrência de ultralançamentos, principalmente quando o desmonte é realizado com explosivos bombeados. Ainda para evitar a ocorrência de ultralançamento devido a irregularidades nas faces da bancadas, deve-se fazer o perfilamento das mesmas, através do equipamento denominado Laser Profile (Quarryman) figura 33, corrigindo-se, logo em seguida, as quantidades de explosivos da primeira linha de detonação.

Prof. Valdir Costa e Silva 86

Figura 33 – Perfilamento da face da bancada com o Quarryman.

9.2 Equipamentos disponíveis para geração e análise direta de dados Nas avaliações dsa distribuições granulométricas dos desmontes de rochas (figura 33) utilizam-se os sistemas de fotoanálises denominados WipFrag (Canadá) e SpliSet (Estados Unidos), que permitem quantificar a qualidade dos desmontes de rocha, sem as famosas subjetividades.

Figura 33 – Curva de distribuição granulométrica obtida na fotoanálise.

87

9.3 Resultados dos desmontes por explosivo

Um desmonte de rocha com o uso de explosivo atinge seu objetivo quando: a) Apresenta uma boa fragmentação com um menor custo possível. b) Não danifica (backbreak) a face e a rocha remanescente do próximo banco a ser perfurado. c) Não gera grandes problemas ambientais (vibração do terreno, sobrepressão atmosférica e ultralançamento). d) Forma uma pilha mais adequada aos equipamentos de carregamento. e) Não gera grande quantidade de matacões e repés.

9.3.1 Presença de matacões na pilha de material detonado

Na maioria dos desmontes, é inevitável a ocorrência de matacões devido aos seguintes fatores: - presença de blocos pré-formados pelas presenças de descontinuidades (juntas e falhas); - falta de carga nos furos, devido a entupimentos; - desvios dos furos ocorridos durante a perfuração; - alto grau de confinamento dos furos (afastamento grande ou tempo de retardo curto); - irregularidades nas malhas de perfuração. - face da bancada bastante irregular; - falhas de explosivos e/ou acessórios de iniciação; - blocos formados pela quebra-pra-trás (back break) do desmonte anterior.

Prof. Valdir Costa e Silva 88

9.3.2 Volume de material para a fragmentação secundária O volume máximo de material para a fragmentação secundária é bastante controvertido. Entretanto, alguns autores sugerem um volume máximo de 5% em relação aos fragmentos presentes na pilha. 9.3.3 Produção e interrupção do britador primário A produção do britador (t/h) e, consequentemente, dos equipamentos de transporte e moagem, são bastante afetados pelo engaiolamento de blocos no britador. Estudos desenvolvidos na Mina de Sossego, da Vale, Pará, indicaram que um aumento significativo na razão de carregamento dos fogos, reduziram o número de matacões e a produtividade do britador e dos equipamentos de transporte (caminhões), tendo com consequência, uma maior produção na moagem, contribuindo para uma operação unitária bastante lucrativa.

9.3.4 Geometria da pilha de material desmontado A geometria da pilha é fundamental para a produtividade dos equipamentos de carregamento (carregadeiras e escavadeiras). A figura 34 mostra a forma de pilha mais adequada para o equipamento de carregamento.

Figura 34: a) altura de pilha apropriada para a pá carregadeira de pequeno porte; b) altura da pilha apropriada para escavadeiras a cabo e hidráulica.

89

9.4 Avaliação dos explosivos utilizados

Na avaliação do desempenho dos explosivos utilizados no desmonte de rocha, os seguintes fatores devem ser levados em conta: - qualidade da fragmentação; - custo da tonelada de rocha desmontada; - presença de fumaças negras ou alaranjadas (indicador de explosivo desbalanceado). - índice de falhas dos explosivos. - resistência a água (número de horas ou dias).

Prof. Valdir Costa e Silva 90

10. EFEITOS SECUNDÁRIOS DAS DETONAÇÕES

A detonação de uma carga explosiva contida em um furo gera pressões instantâneas que podem atingir níveis que variam de 2 a 10 GPa, dependendo das características e quantidades do explosivo utilizado. Parte da energia gerada pelo explosivo vai trabalhar na quebra e lançamento da massa rochosa; outra parte vai passar diretamente ao maciço rochoso na forma de ondas de choque instáveis, de alta velocidade (body waves), que vai se propagar pelo maciço, sob forma ondulatória, provocando vibrações, até que a energia se dissipe; uma terceira parte da energia de detonação vai ser transmitida à atmosfera, provocando ruídos e onda aérea (sobrepressão atmosférica). A figura 35 mostra os principais problemas gerados pelos desmontes de rochas.

Figura 35 - Perturbações originadas pelos desmontes de rochas.

Detonações realizadas próximas a locais muitas vezes geram conflitos devido a impactos ambientais. Um dos principais problemas de atrito da comunidade com a mineração é o desmonte de rochas por explosivo. Nestas situações, os

91

responsáveis pelas detonações têm, muitas vezes, pouco o que fazer, pois tentam encontrar um plano de fogo para otimizar o desmonte de rocha sem realizar uma pesquisa, com o uso adequado de instrumentação, para determinar a influencia de diversos parâmetros nos problemas ambientais gerados pelas detonações com o uso de explosivos. A maioria dos países tem normas locais, que especificam legalmente níveis aceitáveis de vibração do solo provocadas por detonações. Estas normas são baseadas em pesquisas que relacionam o pico da velocidade com os dados estruturais. No Brasil a ABNT (Associação Brasileira de Normas Técnicas) estabeleceu normas, válidas a partir de 31/10/2005, através da ABNT NBR 9653 (Norma Brasileira Registrada), para reduzir os riscos inerentes ao desmonte de rocha com uso de explosivos em minerações, estabelecendo os seguintes parâmetros a um grau compatível com a tecnologia disponível para a segurança das populações vizinhas: A ABNT NBR 9653:2005 apresenta as seguintes definições: a) velocidade de vibração de partícula de pico: máximo valor instantâneo da velocidade de uma partícula em um ponto durante um determinado intervalo de tempo, considerando como sendo o maior valor dentre os valores de pico das componentes de velocidade de vibração da partícula para o mesmo intervalo de tempo; b) velocidade de vibração de partícula resultante de pico (VR): máximo valor obtido pela soma vetorial das três componentes ortogonais simultâneas de velocidade de vibração de partícula, considerado ao longo de um determinado intervalo de tempo, isto é:

VR

onde:



VL  VT  Vv 2

2

2

92

VL, VT e VV são respectivamente os módulos de velocidade de vibração de partícula, segundo as direções L - longitudinal, T - transversal e V – vertical; c) pressão acústica: aquela provocada por uma onda de choque aérea com componentes na faixa audível (20 Hz a 20.000 Hz) e não audível, com uma duração menor do que 1 s; d) área de operação: área compreendida pela união da área de licenciamento ambiental mais a área de propriedade da empresa de mineração. e) ultralançamento: arremesso de fragmentos de rocha decorrente do desmonte com uso de explosivos, além da área de operação. f) distância escalonada (DE) ou distância reduzida: calculada através da seguinte expressão e usada para estimar a vibração do terreno:

DE 

D Q

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

g) desmonte de rocha com uso de explosivos: operação de arrancamento, fragmentação, deslocamento e lançamento de rocha mediante aplicação de cargas explosivas.

Os limites para velocidade de vibração de partícula de pico acima dos quais podem ocorrer danos induzidos por vibrações do terreno são apresentados numericamente na figura 36.

Prof. Valdir Costa e Silva 93

Figura 36 – Limites de velocidade de vibração de partícula de pico por faixas de frequências.

Nível de pressão acústica: a pressão acústica, medida além da área de operação, não deve ultrapassar o valor de 100 Pa, o que corresponde a um nível de pressão acústica de 134 dBL pico.

Ultralançamento: o ultralançamento não deve ocorrer além da área de operação do empreendimento, respeitadas as normas internas de segurança referentes à operação de desmonte.

Na maioria das operações, os níveis de vibrações são mantidos bem abaixo dos critérios estabelecidos para evitar danos. Entretanto, o respeito às leis não exclui problemas: vibrações dentro de limite legais podem ainda aborrecer vizinhos. Estes aborrecimentos poderão induzir a problemas de relacionamento com a vizinhança, litígios e fechamento da mina.

94

Situações

excepcionais:

quando

por

motivo

excepcionai,

houver

o

impedimento da realização do monitoramento sismográfico, pode ser considerada atendida essa Norma com relação à velocidade de vibração de partícula de pico, se for obedecida uma distância escalonada que cumpra com as seguintes exigências:

DE  40 m/kg0,5

para D  300 m

Causas dos problemas ambientais gerados pelos desmontes de rochas por explosivos

Vibração do terreno Quando um explosivo detona dentro de um furo, ondas de tensão são geradas causando distorções e fissuras no maciço rochoso. Entretanto, imediatamente fora dessa vizinhança, não ocorrem permanente deformações, e sim uma rápida atenuação das ondas de tensão, fazendo com que o terreno exiba propriedades elásticas. As vibrações dos terrenos geradas pelo desmontes de rochas por explosivos se transmitem através dos materiais como ondas sísmicas, cuja frente de desloca radialmente a partir do ponto de detonação. As distintas ondas sísmicas se classificam em dois grupos: “ondas internas” e “ondas superficiais”. O primeiro tipo de onda interna é denominada “Primária ou de Compressão”, figura 37 - (a). Estas ondas se propagam dentro dos materiais, produzindo alternadamente compressões e rarefações e dando lugar a um movimento das partículas na direção de propagação das ondas. São as mais rápidas e produzem troca de volumes, sem troca de forma, no material através do qual se movimentam.

Prof. Valdir Costa e Silva 95

(O segundo tipo é constituído das “Ondas Transversais ou de Cisalhamento-S”, figura 37 - b), que dão lugar a um movimento das partículas perpendicular a direção de propagação da onda. Os materiais submetidos a esses tipos de onda experimentam trocas de forma e não de volume.

a)

b)

Figura 37 - Efeito das ondas “P” e “S” sobre as estruturas.

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

96

Sobrepressão atmosférica e ruído Sempre que um explosivo é detonado ondas transientes de pressões são geradas. Como o ar é compressível, absorve parte da energia da onda de pressão, à medida que essas ondas passam de um ponto a outro, a pressão do ar aumenta rapidamente a um valor acima da pressão atmosférica. Antes de essas ondas retornarem a um valor abaixo da pressão atmosférica as mesmas sofrem uma série de oscilações. A pressão máxima, isto é, acima do valor da pressão atmosférica, é conhecida como sobrepressão atmosférica ou sopro de ar. Essas pressões compreendem energia em diferentes faixas de frequências. A sobrepressão atmosférica que se transforma com a distância em relação à detonação, ao atingir a freqüência acima de 20 Hz é perceptível pela audição humana na forma de ruído, já os valores abaixo de 20 Hz são imperceptíveis, entretanto,

eles

podem

causar

uma

concussão

nas

residências.

A

sobrepressão atmosférica e o ruído são medidos em decibéis (dB) ou pascal (Pa). A sobrepressão atmosférica contém uma considerável quantidade de energia de baixa frequência que pode chegar a produzir danos diretamente sobre as estruturas, entretanto são mais comuns as vibrações de alfa frequência que se manifestam como ruído das janelas, portas etc. A sobrepressão atmosférica de baixa frequência ao atingir uma residência provoca vibrações nas estruturas. Se a vibração induzida é de suficiente magnitude será percebida pelos ocupantes da residência podendo causar danos materiais. Os elementos flexíveis de uma residência (paredes, pisos, teto etc.)

e os

objetos fixados aos mesmos (quadros, lustres, persianas, móveis, louças etc.) são muito sensíveis as sobrepressões atmosféricas. Muitas vezes a intensidade da sobrepressão é percebida pelos residentes através de objetos situados nas mesas, armários, estante, quando estes começam a

vibrar,

ocorrendo assim uma vibração secundária, provocando a reação imediata dos ocupantes das residências.

97

Causas da sobrepressão atmosférica

As sobrepressões atmosféricas, decorrente das atividades dos desmontes de rocha por explosivo, são causadas pela movimentação da rocha, emissão dos tampões, emissão dos gases através dos tampões e fendas da rocha, colisão dos fragmentos projetados, afastamentos incorretos e a falta de cobertura dos cordéis detonantes como mostram a figura 38.

Figura 38 - Fontes de ondas aéreas nos desmonte.

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

98

Ultralançamento dos fragmentos rochosos

O ultralançamento é o lançamento indesejável de fragmentos rochosos da área de desmonte, representando um grande perigo para as pessoas que vivem fora do limite da mina. Quando o afastamento da frente de uma bancada é inadequado ou quando a coluna de tamponamento é muito curta, uma cratera é formada e a rocha é ejetada da cratera e pode ser arremessada a uma distância considerável, como é mostrado na figura 39.

Figura 39: Causas dos ultralançamentos dos fragmentos rochosos.

99

Continuação da Figura 39.

A continuação da figura 39 mostra que o ultralançamento pode ser causado pela inclinação incorreta da perfuração e por condições que permitam a fuga de gases explosivos ao longo da descontinuidade do maciço rochoso ou uma alta concentração de explosivo em virtude da presença de vazios (cavernas) na rocha.

Prof. Valdir Costa e Silva 100

11. PLANO DE FOGO PARA O DESMONTE ESCULTURAL

11.1 Introdução O desmonte escultural, também chamado de detonação controlada, pode ser considerado como a técnica de minimizar as irregularidades provocadas na rocha pelo ultra-arranque (backbreak) nos limites da escavação, quando se usa explosivos. O ultra-arranque, ou sobrescavação, ocorre quando a resistência à compressão dinâmica do maciço rochoso é excedida. Se a resistência à compressão dinâmica for igual a pressão máxima do explosivo, a mesma não produzirá a quebra da parede no limite da escavação.

As consequências negativas que derivam do ultra-arranque (quebra para trás): 

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

 aumento do custo de carregamento e transporte, devido ao incremento do volume do material escavado;  aumento do custo de concretagem nas obras civis: túneis, centrais hidráulicas, câmaras de armazenamento, sapatas, muralhas etc.;  necessidade de reforçar a estrutura rochosa residual, mediante custosos sistemas de sustentação: tirantes, cavilhas, split set, cintas metálicas, revestimento e/ou jateamento de concreto, redes metálicas, enchimento etc.;  manutenção do maciço residual com um maior risco para o pessoal da operação e equipamentos;  aumento da vazão da água na zona de trabalho, devido a abertura e prolongamento das fraturas e descontinuidades do maciço rochoso.

101

Nas minerações a céu aberto, no controle dos taludes finais, podem produzir as seguintes vantagens:  elevação do angulo do talude, conseguindo-se um incremento nas reservas recuperáveis ou uma diminuição da relação estéril/minério;  redução dos riscos de desprendimento parciais do talude, minimizando a necessidade de bermas largas, repercutindo positivamente sobre a produção e a segurança nos trabalhos de explotação;  tornar seguro e estético os trabalhos de desmonte relacionados à engenharia urbana. Paralelamente, nos trabalhos subterrâneos a aplicação dos desmontes de contorno tem as seguintes vantagens:  menores dimensões dos pilares nas explotações e, por conseguinte, maior recuperação do jazimento;  melhora a ventilação, devido ao menor atrito entre o ar e as paredes das galerias;  aberturas mais seguras com um menor custo de manutenção das paredes, tetos e pisos;  menor risco de danos à perfuração prévia, no caso do método de lavra VCR (Vertical Crater Retreat).

Assim, pois, os esforços destinados à aplicação do desmonte escultural, nas obras subterrâneas e a céu aberto, são justificados por motivos técnicos, econômicos e de segurança.

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

102

VOD 2 PF  10  4 6

sendo: PF

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



= densidade do explosivo (g/cm3);

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

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

11.3 Desacoplamento e espaçadores

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

PE 

d  PF  Cl  D 

2,4

103

onde: PE

= pressão efetiva (amortecida), GPa;

Cl

= quociente entre a longitude da carga de explosivo e da longitude da carga de coluna (Cl = 1 para cargas contínuas, isto é, sem espaçadores);

d

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

D

= diâmetro da perfuração (polegadas ou mm).

Dessa maneira a pressão do furo é drasticamente reduzida através do desacoplamento. Nesse texto abordaremos os seguintes tipos de desmonte escultural: pré-corte (pre-splitting) com cargas desacopladas ou espaçadas e pré-corte com o sistema Air deck. O método do pré-corte (figura 40) compreende uma carreira de furos espaçadamente próximos, perfurados ao longo da linha limite da escavação. Os furos são carregados levemente com um explosivo apropriado, e são detonados antes que qualquer escavação nas adjacências tenha sido executado. Acredita-se que este procedimento cria umas fraturas abertas, necessárias para dissipar a expansão dos gases provenientes da escavação principal.

104

Figura 40: Método do Pré-corte (pre-splitting)

11.4 Regras empíricas para o cálculo do plano de fogo do desmonte escultural Plano de fogo ara o pré-corte (pré-fissuramento) com carga contínua ou desacopladas As seguintes regras empíricas podem ser utilizadas para o cálculo do plano de fogo:

 Espaçamento entre os furos: 10 a 12 vezes o diâmetro do furo (em metros);  Longitude do tampão:

0,6 a 1,5 m, dependendo do diâmetro do furo;

 Distância da linha do pré-corte à linha de furos mais próxima de produção: 15 a 20 vezes o diâmetro do furo (em metros). Desmonte de pré-corte com carga contínua desacoplada Desacoplamento entre a carga de explosivo e o furo (d/D): diâmetro do explosivo e (D) o diâmetro da perfuração;

0,4

a 0,6; sendo (d) o

105

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

Diâmetro do furo (mm)

Espaçamento (m)

Razão linear (g/m)

32

0,25 - 0,45

90

38

0,30 - 0,50

130

45

0,30 - 0,50

180

51

0,50 - 0,70

230

64

0,60 - 0,80

350

76

0,60 - 0,90

500

89

0,70 - 1,00

690

102

0,80 - 1,20

900

127

1,00 - 1,50

1400

152

1,20 - 1,80

2000

200

1,50 - 2,10

3000

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

Observações:  a última linha de furos de produção (buffer line) deve ter sua carga reduzida,

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

danificada durante a detonação principal;

106

 nos exemplos acima, os valores devem ser ajustados em função das descontinuidades (falhas, juntas, fissuras, dobras etc.) apresentadas pelas rochas e o tipo de explosivo;  o sucesso do pré-corte pode ser constatado no campo através da ocorrência das “meias canas” (vestígios dos furos no talude após a detonação);

Prof. Valdir Costa e Silva 107

12. DESMONTE SUBAQUÁTICO (SUBMARINO)

12.1 CONDIÇÕES DE APLICABILIDADE Os desmontes subaquáticos ou submarinos se aplicam se aplicam a diversos tipos de obras, tais como: -

desmontes de trincheiras, através de rios, para a colocação de tubulações e cabos;

-

demolição de destroços de embarcações;

-

abertura de canais através de recifes, rochas expostas e banco de areia;

-

desenvolvimento e melhoramento de docas;

-

instalação de oleodutos, gasodutos e cabos de comunicação;

-

tomada d’água para centrais elétricas e fábricas;

-

escavação para concretagem nas obras civis;

-

explotação de jazimentos consolidados.

12.2 FATORES QUE DEVEM SER CONSIDERADOS PARA A BOA EXECUÇÃO DESTE TIPO DE DESMONTE -

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

-

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

-

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

-

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

-

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

As provisões especiais relacionados com o desmonte submarino incluem:

108

-

o efeito da onda de choque transmitida através da água próxima à instalações:

-

o efeito da pressão hidrostática;

-

necessidade de explosivos com alta resistência à água;

-

dificuldade de colocação dos equipamentos;

-

a subperfuração deve ser adequada;

-

para evitar a deposição da areia, as cargas devem ser detonadas logo que possível;

-

uso de sistemas de iniciação seguros e confiáveis;

-

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

Os métodos principais de desmonte subaquático são: -

perfuração e desmonte através de um aterro (figura 44);

-

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

-

perfuração e desmonte utilizando mergulhadores (figura 46);

-

desmonte com cargas pré-moldadas (figura 47).

Figura 40 - Perfuração e desmonte através de um aterro.

Prof. Valdir Costa e Silva 109

Figura 41 - Perfuração e desmonte a partir de uma plataforma

Figura 42 - Perfuração e desmonte utilizando mergulhadores

110

Figura 43 – Desmonte Subaquático utilizando cargas ocas.

12.3 CÁLCULO DE CARGAS E ESQUEMAS DE PERFURAÇÃO

As diferenças básicas entre um desmonte a céu aberto e um desmonte subaquático reside no fato que, geralmente, no último só se dispõe de uma face livre, a água e a areia exercem um empuxo ou pressão, e que os erros de emboque e desvios na perfuração podem provocar uma má ruptura da rocha, bem como e a transmissão da detonação entre as cargas.

a) Para o cálculo da razão de carregamento (RC) as seguintes fórmulas podem ser utilizadas:

RCinclinados = 1,00 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR

Prof. Valdir Costa e Silva 111

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

Onde: RCinlinados = razão de carregamento quando os furos forem inclinados; RCverticais = razão de carregamento quando os furos forem verticais; HA = altura da lâmina d’água; HC = altura do capeamento; HR = altura da rocha.

b) Razão linear da carga (RL)

RL 

 de 2 4000

x e

c) Superfície efetiva de arranque (SEA)

SEA



RL RC

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

Neste caso utiliza-se a malha quadrada:

A  E 

e) Subperfuração (S)

SEA

112

A tabela 13 pode ser utilizada para o cálculo da Subperfuração. Tabela 13– Determinação da Subperfuração em função do afastamento Ângulo da ruptura Subperfuração (m)

0 0,70A

10 0,88A

20 A

f) Tampão (T)

T 

A 3

f) Carga por furo (CF)

CF = RL (Hf - T)

Exemplo Deseja-se efetuar um desmonte subaquático de um banco de rocha de 12 m de altura que se encontra debaixo de uma lâmina d’água de 15 m e com um capeamento de 2 m de altura. O diâmetro de perfuração é de 100 mm e se dispõe de uma carregadeira pneumática com a qual o explosivo alcança uma densidade dentro do furo de 1,3 g/cm 3. A perfuração foi efetuada com um angulo de 0 em relação à vertical.

a) Cálculo da razão de carregamento (RC)

RCvertical = 1,10 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR RCvertical = 1,10 + 0,01 x 15 + 0,02 x 2 + 0,03 x 12 = 1,65 kg/m 3

Prof. Valdir Costa e Silva 113

Razão linear de carregamento (RL)

 de 2

RL 

4000

x e



3,14 (100) 2 x 1,3  10,21 kg / m 4000

c) Superfície efetiva de arranque (SEA)

SEA



10,21 kg / m RL  RC 1,65 kg / m 3

 6,19 m 2

d) Afastamento (A) e Espaçamento (E)

A  E 

SEA



6,19

 2,5 m

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

f) Tampão (T)

T = A/3 = 2,5 m/3 = 0,8 m

g) Profundidade do furo (Hf)

Hf = HR + S = 5 m + 1,8 m = 6,8 m

h) Carga por furo (CF)

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

Prof. Valdir Costa e Silva 114

13. DESMONTES EM RAMPAS

O contínuo aprofundamento das explotações a céu aberto obriga a execução de rampas cada vez que se inicia a abertura de um novo nível. Difere dos desmontes em bancadas pelo fato da face livre ser horizontal. Os furos são orientados perpendicularmente à face livre e o movimento dos fragmentos é contra a gravidade. Será assumido que os diâmetros dos furos para a abertura da rampa serão os mesmos utilizados nas bancadas. Técnicas de desmonte escultural serão utilizadas quando a rampa fizer parte da parede final. A figura 44 mostra um esquema representando a abertura de uma rampa.

Prof. do corte

Altura do banco

Figuras 44 – Variáveis da abertura de uma rampa

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

Para a abertura de rampa os seguintes parâmetros devem ser definidos: -

profundidade da perfuração;

-

malha (Afastamento x Espaçamento);

115

-

carga do furo;

-

seqüência de iniciação.

Neste cálculo 3 zonas de desmonte serão diferenciadas:

a) ZONA DE DETONAÇÃO PROFUNDA

A zona de detonação da bancada é caracteriza pela altura da bancada (H), conforme ilustrada na figura 45. Nessa zona as seguintes fórmulas são utilizadas:

E A

A

S

Figura 45 – Zona de Detonação Profunda

A = KADe

;

E = KE A

;

S = KSA

;

T = KT A

Onde: A = afastamento; E = Espaçamento; S = Subperfuração; T = tampão; KA = constante relacionando o afastamento e o diâmetro do furo;

116

KE = constante relacionando o espaçamento e o afastamento; KS = constante relacionando a subperfuração e o afastamento; KT = constante relacionando o tampão e o afastamento.

Mas A = S/KS = mS onde m = constante de proporcionalidade = 1/KS.

A distância (LD) do início da rampa até quando a mesma atinge uma profundidade (H), pode ser calculada por:

LD = H / G

onde G = inclinação da rampa.

B) ZONA RASA

A zona rasa figura 50 é definida como a região de corte controlada tanto pela mínima dimensão da malha, como pela mínima perfuração. A profundidade dos furos e o tamanho da carga são constantes nesta região (figura 46).

Zona Rasa Zona Profunda

S

Figura 46 – Localização da Zona Rasa e Profunda.

117

S’

Figura 47 – Detalhe da carga na Zona Rasa

No cálculo utilizaremos as seguintes simplificações:

1) O topo da carga é colocado no nível do greide desejado. A profundidade do corte (H’) é igual ao comprimento do tampão (T);

2) A relação entre a profundidade do corte (H’), o comprimento da carga (S’) e o diâmetro do explosivo (De) é dada por: S'   D   H'    19  e  2    2 

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

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

A = mS

Combinando a equação do item 1 com a do item 3, teremos:

O comprimento da região rasa será (LR ):

H’ = 8,3De

LR = H’/G

C) ZONA DE TRANSIÇÃO

O comprimento da região de transição (LT) - figura 48 - é dado por: LT = LD - LS

Rasa

Profunda

Transição S’ ST

S

Figura 49 – Detalhes das Zonas de uma rampa. Utilizando a semelhança de triângulo da figura 49 demonstra-se que:

H'  S' L S  X



H  S L D  X



Ht  S T  L t  X

 K

Prof. Valdir Costa e Silva 119

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

 H'  S'L D  H  SL S  X     H  S  H'  S' 

A subperfuração (ST), em qualquer ponto (LT) na zona de transição, pode ser determinada usando a seguinte expressão:

ST = K(LT + X) - HT

HT = LT x G

AT = mST

Exemplo

A seguir são mostrados os dados do desmonte de produção de uma certa mina. -

Diâmetro de perfuração (De) = 025 m = 9 7/8”

-

Explosivo utilizado = ANFO; Densidade do ANFO = 850 kg/m 3

-

Malha utilizada ( A x E ) = 7 m x 7 m

-

Subperfuração (S) = 1,8 m

-

Altura do banco (H) = 12 m

-

Tampão (T) = 4,5 m

-

Comprimento da carga = 9,3 m

-

Quantidade de explosivo por furo = 391 kg

A fragmentação do desmonte de produção é bastante utilizando esses parâmetros no plano de fogo. A partir dessas informações iremos projetar

120

uma rampa de 30 m de largura com uma inclinação de 8% (G = 0,08) da superfície até uma profundidade de 12 m.

Etapa 1. Cálculo e resumo das variáveis da zona profunda. H = 12 m LD = H / G = 12 m / 0,08 = 150 m De = 0,25 m;

A = E = 7 m;

S = 1,8 m

LD = A / De = 7m / 0,25 m = 28 KS = S / A = 1,8 m / 7 m = 0,26 KT = T / A = 4,5 m / 7 m = 0,64 m = A / S = 7 m / 1,8 m = 3,89

Etapa 2. Cálculo e resumo das variáveis da zona rasa.

S’ = 2,4De = 2,4 x 0,25 m = 0,60 m H’ = 8,3De = 8,3 x 0,25 m = 2,08 m LS = H’ / G = 2,08 m / 0,08 = 26 m A’  S’ x m = 0,6 m x 3,89 = 2,3 m

Etapa 3. Cálculo e resumo das variáveis da zona de transição.

LT = LD - LS = 150 m - 26 m = 124 m

 H'  S'L D  H  SL S  X     H  S  H'  S' 

121

X 

 2,08  0,6150  12  1,8 26     12  1,8  2,08  0,6 

K 

HS LD  X



12  1,8 150  3,88

 3,88 m

 0,09

Etapa 4. Os valores para qualquer ponto da zona de transição podem ser calculados. A distância LD = 50 m será selecionada como exemplo. Lt = 50 m Ht = Lt x G = 50 m x 0,08 = 4 m St = K x (Lt + X) - Ht = 0,09 (50 m + 3,88 m) - 4 m = 0,85 m At = mJt = 3,89 x 0,85 m = 3,31 m

Este processo pode ser repetido para qualquer ponto desejado dentro da zoa de transição. Etapa 5. O ábaco da figura 50, desenvolvido por Chung, pode ser utilizado para simplificar o processo de cálculo. Contém 4 escalas: distância horizontal (L); profundidade de escavação (H); subperfuração (S); afastamento e espaçamento. Para demonstrá-lo vamos desenhar uma linha através do ponto que representa a distância horizontal de 50 m e o alinhamento no ponto P. A linha intercepta as outras 3 escalas dando as seguintes variáveis: H = 4m; S = 0,85 m e A = 3,3 m.

122

Distância Horizontal L (m)

Prof. do corte H (m)

Subperfuração S (m)

E (m) e A (m)

Figura 50 – Ábaco de Chung para o cálculo das variáveis de uma rampa

Etapa 6. O ábaco da figura 50 será utilizado. A abertura da rampa é dividida em duas partes. A primeira parte apresenta uma extensão de 0 a 80 m, enquanto a segunda parte está compreendida no intervalo de 80 m até 150 m. A profundidade da escavação da rampa é de 30 m. Embora existam outras combinações que podem ser utilizadas, as dimensões inteiras serão usadas o máximo possível para o afastamento e o espaçamento. No término da escavação o afastamento e o espaçamento são de 7 m. Na zona rasa eles são de 2 m. O projeto real envolve uma transição de uma malha de 7 m x 7 m, até uma malha de 2 m x 2 m. Em primeiro lugar determinaremos a distância horizontal na qual a malha é constante. É necessário o uso do bom senso nesta etapa.

Linhas

correspondendo aos afastamentos de 6,5; 5,5; 4,5; 3,5 e 2,5 m são traçadas no ponto de alinhamento. As correspondentes distâncias são apresentadas na tabela 13.

123

Tabela 13 - Afastamentos em função da distância horizontal ao longo da escavação. Afastamento (m)

Distância Horizontal (m)

6,5

136

5,5

110

4,5

81

3,5

53

2,5

26

Distância Horizontal (m)

Distância Horizontal (m)

124

Distância Horizontal (m)

Etapa 7. Determinação da profundidade da perfuração para cada malha. Essas profundidades são selecionadas da mesma maneira tal como para o furo mais profundo (profundidade do corte + subperfuração) usando o ábaco. Os resultados são mostrados na tabela 14 e na figura 51.

Tabela 14 - Profundidade dos furos para diferentes malhas. Malha (m x m)

Profundidade do furo (m)

7 x 7

13,8

6 x 6

12,4

5 x 5

10,2

4 x 4

7,8

3 x 3

5,3

2 x 2

3,1

125

Distância Horizontal (m)

Profundidade

Figura 51 – Resumo do cálculo do plano de fogo da rampa.

Etapa 8. Determinação da quantidade de explosivos a ser colocado em cada furo. Na profundidade do corte (malha de 7 m x 7 m) o comprimento do tampão no furo é igual a 0,64A. Considerando que o furo é carregado com ANFO bombeado, a quantidade de explosivo (Q) será:

Q 

 4

D e H  S  T  850  2

3,14 0,252 12  1,8  4,5  x 850  388 kg 4

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

Q 

 4

d 2 L 850 

3,14 0,2032 0,490 x 850  13,5 kg 4

126

O comprimento da carga de explosivo é de 0,32 m. A tabela 15 apresenta as massas das cargas para cada malha definida. Tabela 15 - Comprimento e massa das cargas para diferentes malhas Malha (A x E)

Comprimento da carga (m)

Massa da Carga (kg)

7

9,3

391

6

5,0

210

5

1,8

76

4

0,7

29

3

0,4

17

2

0,3

13

Etapa 8. Determinação da seqüência de iniciação. O desmonte da escavação pode ser detonado em único tiro ou em seções. A vantagem de um único tiro é que os distúrbios na cava são minimizados. Entretanto, existe a necessidade da utilização de uma grande quantidade de retardos para evitar que uma grande carga por espera provoque uma grande vibração do maciço. A figura 52 mostra a seqüência recomendada por Chung para um desmonte entre 50 e 150 m.

Retardo s

Iniciação

Figura 52 – Esquema de iniciação da rampa.

127

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

zona profunda: 25 ms;

-

zona rasa: 15 ms.

A figura 53 mostra ao método de amarração para a rampa na qual um lado será parte permanente da cava.

Figura 53 – Método de amarração quando a rampa é parte permanente da cava.

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

serem perfurados até o final do greide;

-

não mais do que 1/3 da carga normal deve ser usada nesses furos.

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

Prof. Valdir Costa e Silva 128

14. ESCAVAÇÃO DE RODOVIAS E AUTOPISTAS

Na escavação de rodovias e autopistas os seguintes tipos de desmontes são necessários: em trincheira (1) e a meia encosta (2), como ilustrados na figura 54.

Figura 54 – Escavação em trincheira (1) e a meia encosta (2)

Os desmontes em ambos os casos podem ser realizados de uma única vez, entretanto quando as alturas são grandes (> 15 m) recomenda-se efetuar a escavação por fase. Outros fatores que podem influenciar na execução da obra são: -

segurança na operação;

-

limitação das perturbações ambientais (onda aérea e vibrações);

-

velocidade de avanço;

-

dimensões dos equipamentos de carregamento e transporte.

Dada a importância da estabilidade da rocha nos taludes residuais, especialmente em alturas elevadas, é normal terminar a escavação com desmonte de contorno, o qual constitui outra razão para limitar a altura do corte entre 10-12 m pela necessidade de manter a precisão da perfuração. Os diâmetros de perfuração oscilam entre 65 e 125 mm. É habitual realizar os desmontes com diâmetros de entre 89 e 125 mm e os de contorno entre 65 e

Prof. Valdir Costa e Silva 129

75 mm. Como o diâmetro de perfuração é influenciado pela altura do banco, deve-se utilizar a seguinte relação na seleção do diâmetro (D) ou da profundidade da escavação (H): D = H/60.

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

L 

H     1  xS cos   100 

Onde:  = ângulo em relação à vertical, em graus; H

= altura do banco (m);

S

= subperfuração (m), estimada a partir da tabela 16.

Tabela 16 - Subperfuração da rocha em função da resistência da rocha. Resistência da rocha à compressão Branda simples (MPa)

Subperfuração (m)

Média

Dura

Muito Dura

< 70

70 – 120

120 – 180

> 180

10D

11D

12D

12D

130

Distribuição da carga e tampão Nesse tipo de desmonte utilizam-se colunas de explosivos seletivas com carga de fundo de explosivos gelatinosos ou emulsões e cargas de coluna de ANFO. Na tabela 17 são indicadas as longitudes recomendadas das cargas de fundo e tampão (T) para diferentes tipos de rocha. As alturas da carga de coluna são calculadas pela diferença entre as longitudes dos furos e a soma das cargas de fundo e dos tampões. Tabela 17 - Longitude do tampão da rocha em função da resistência da rocha. Resistência da rocha à compressão Branda simples (MPa)

Longitude da carga de fundo - Lf Tampão – T (m)

Média

Dura

Muito Dura

< 70

70 - 120

120 – 180

> 180

30D

35D

40D

46D

35D

34D

32D

30D

Esquemas de perfuração. São sempre realizadas com furos verticais, e conforme seja a relação “H/D” dois casos se distinguem: a) Se H > 100D. É mais habitual para bancos de 10 a 12 m de altura. Os valores do afastamento (A) e do Espaçamento (E) são calculados a partir da tabela 18.

Tabela 18 - Afastamento e Espaçamento da rocha em função da resistência da rocha. Resistência da rocha à compressão

Média

Dura

< 70

70 - 120

120 – 180

> 180

Afastamento – A (m)

39D

37D

35D

33D

Espaçamento – E (m)

51D

47D

43D

38D

simples (MPa)

Branda

Muito Dura

131

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

    Qf A     E x H x CE   A cos  

0,5

Esquema de iniciação. Os esquemas mais utilizados são os das figuras 55, 56 , 57e 58.

Figura 55 – Malha retangular com sequência de iniciação em “V1”

132

Figura 56 – Malha estagiada com sequência iniciação em “V1”

Figura 57 – Malha estagiada com sequência de iniciação em “V”

133

Figura 58 – Malha estagiada com sequência de iniciação em linha

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

a) Determinação da subperfuração (S), pela tabela 16.

S = 12D = 12 x 0,0706 m  S = 0,8 m

134

b)

Longitude do furo (L).

L 

H     1  xS  cos   100 

12 m  0   1  0  x 0,8  L  12,8 m cos 0  100 

c) Longitude da carga de fundo (Lf ) e Tampão (T), pela tabela 17.

Lf = 40D = 40 x 0,0706 m



Lf = 2,8 m

T = 32D = 32 x 0,0706 m



T = 2,3 m

d) Afastamento (A) e Espaçamento (E). Como H > 100D. Pela tabela 18 teremos:

A = 35D = 35 x 0,0706 m 

A = 2,5 m



E = 3,0 m

E = 43D = 43 x 0,0706 m

e) Carga de fundo (Cf) e de coluna (Cc)

Cf = Lf /(24” x 0,0254 m) = 2,8 m / 0,6096 m = 4,5 cartuchos de emulsão

Cc = RL x Lc = RL x (L – Cf – T) = 3,85 kg/m x (12,8 – 2,8 – 2,3) = 29,6 kg

Prof. Valdir Costa e Silva 135

15. SEGURANÇA E MANUSEIO DE EXPLOSIVOS INDUSTRIAIS

15.1 Procedimentos de segurança OPERAÇÃO  Durante a atividade de carregamento nenhum veículo, exceto os contendo explosivos e acessórios, deverá trafegar na área do carregamento (figura 59).

Figura 59 – Isolamento da área com fitas zebradas.

 É vedado o trânsito, na área de carregamento, de pessoas não autorizadas.  Nunca coloque uma broca, em caso de repasse, num furo sem ter absoluta certeza de que não existe explosivo no seu interior.  Quando for carregar verifique se o furo está desentupido até o fundo.  Não fique próximo, ou de costas para a face livre da bancada (figura 60).

Prof. Valdir Costa e Silva 136

Figura 60 – Risco de desabamento decorrente da atividade do backbreak.

 Sempre que estiver carregando, coloque os explosivos e os acessórios bem distantes um do outro.  Não force o explosivo, principalmente o cartucho-escorva através de obstruções.  Sempre faça as ligações de cordeis detonantes bem firmes, evite os cruzamentos da linha tronca sobre as derivações, e evitar ângulos reversos (figura 61).

Figura 61 – Possibilidade de formação de ângulo reverso.

 Deve-se realizar aterramento do caminhão tanque de transporte de explosivos antes do início do carregamento do mesmo.  O carregamento e o descarregamento de explosivos e acessórios devem ser feito com o veículo desligado e com as rodas calçadas.

137

 Antes da detonação verifique possíveis erros, esquecimentos de ligações ou sequência de iniciação fora de ordem dos acessórios que porventura tenham ocorrido.  Examinar cada furo cuidadosamente antes do carregamento a fim de se conhecer a longitude e o sue estado, usando para isso uma trena.  Fixar os extremos dos acessórios de detonação a uma estaca de madeira ou rocha para impedir a queda dos mesmos dentro do furo (figura 62).

Figura 62 – Meio de evitar a queda do acessório dentro do furo.  Não carregar os furos imediatamente após a perfuração, sem antes verificar se o mesmo está limpo e não contem pedaços de rochas ou pedaços de metal.  Nunca recarregar furos que tenham sido carregados e detonados anteriormente.  Comprovar a elevação (tampão) da carga dos explosivos bombeados (granulados e emocionados), e tomar as medidas pertinentes caso se detecte a presença de vazios (cavernas, fendas) que não foram observadas durante a perfuração.  Confinar os explosivos nos furos por meio de detritos da perfuração, rocha britada ou outro material não combustível.  Nunca utilizar atacadores metálicos de nenhuma classe.  Não utilizar o atacador diretamente nos cartuchos escovardos.  Realizar o tamponamento sem violência para não danificar os acessórios de detonação.  Não introduzir rochas, sacos plásticos ou outros objetos juntamente com o material do tampão.

Prof. Valdir Costa e Silva 138

15.2 Transporte e armazenamento Todos os explosivos, agentes detonantes, espoletas simples e elétricas, estopins, tubos de choque, detonadores eletrônicos e retardos deverão ser armazenados em paióis especialmente construídos para esse fim e localizados segundo as leis locais existentes. Devem-se manter sempre os paióis bem trancados, abrindo-os somente para a entrada e saída do material. Normas para os paióis de explosivos e acessórios  Armazene somente explosivos neste paiol. Não armazene acessórios,

materiais inflamáveis, ferramentas e outros utensílios metálicos.  Sempre embarque, despache e use com prioridade o estoque mais antigo  Não utilize ferramentas de metal para abrir ou fechar embalagens de

explosivos.  Não deixe explosivos ou acessórios soltos pelo paiol.  Não fume, nem porte fósforos, isqueiros ou outro material inflamável.  Mantenha o interior do paiol sempre limpo e ventilado e o terreno ao redor

livre de folhas, capim vegetação de qualquer espécie, lixo e detritos, a fim de evitar incêndios.  Proíba a presença de pessoas estranhas dentro e nas vizinhanças do paiol.  Quando necessário o uso de luz artificial, utilize unicamente lanterna de

segurança ou pilha elétrica.  Sinalizar adequadamente as instalações e os veículos destinados ao

armazenamento e transporte de explosivos.  Armazenar os produtos de mesmo tipo e classe de maneira que seja fácil

identificá-los.  Mantenha constante vigilância sobre as embalagens que apresentam

avarias, exsudação ou defeito. Coloque-as a um lado no paiol ou nas proximidades do paiol.  Deve-se fazer um inventário das quantidades de explosivos e acessórios,

verificando constantemente esses valores.  Relate de imediato qualquer tentativa de arrombamento do paiol ou roubo

de explosivos e acessórios.

139

 Em caso de vestígios da presença de roedores, combata-os com veneno

apropriado, bem como verifique e sele as passagens dos mesmos.  Sempre utilizar e despachar os produtos mais antigos, pela ordem de

entrada no paiol.  Manter a temperatura do paiol entre 10 e 30º C.  Utilize psicômetros nos paios.  As portas e janelas devem ser abertas para fora.  Tanto as janelas como os respiradores, condutos de ventilação devem ser

protegidos por telas metálicas.  Mantenha sistema de alarmes (sirene e celular), câmeras para avisos de

possíveis invasões das áreas dos paióis.

Medidas para transportar explosivos dentro das explotações  Acatar rigorosamente as disposições estabelecidas pelos regulamentos

vigentes.  Verificar diariamente se os veículos destinados a transportar explosivos

reúnem as condições exigidas pelo organismo competente.  Levar nos veículos extintores de incêndio, em lugares apropriados, de fácil

acesso, devendo conhecer obrigatoriamente o motorista e os ajudantes o seu uso. 

Desligar o motor do veículo durante as operações de carga e descarga dos explosivos.

 Nunca transportar os acessórios de iniciação juntamente com explosivos

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

desnecessárias.  Usar itinerários de transporte com pouco movimento de pessoal e

equipamentos.  Vigiar a zona de descarga de explosivos até sua colocação nos furos e

amarração.

Prof. Valdir Costa e Silva 140

Verificação de Falhas (Negas) a) a constatação de uma falha na detonação poderá ser verificada através: - do resultado do desmonte; - da presença de explosivos não detonados; - de espoletas não detonadas. b) uma falha pode ser causada por: - escorvamento mal feito; - estopim, cordel detonante ou explosivo deteriorado; - ligações mal feitas ou esquecimento de realizar conexões; - avarias no circuito, na utilização de espoleta elétrica; - furos “roubados”; - falha na fabricação de materiais; - falta de supervisão.

Medidas que devem ser tomadas quando da falha de furos  Manter todos os acessos interditados.  Sinalize o lugar onde se encontram os furos falhados.  Eliminar os furos falhados antes de reiniciar os trabalhos de perfuração, carregamento e transporte em áreas próximas.  Destinar o pessoal mais qualificado nos trabalhos de neutralização e eliminação de explosivos nos detonadores.  Não tentar retirar os explosivos do furo por meio mecânico. Sugere-se um jato de água (ar comprimido + água) para retirar ou dessensibilizá-lo.  Cuidados adicionais deverão ser tomados se o explosivo ainda estiver escovardo.

141

 Em caso de escovarmento com cordel detonante, tentar retirar o material do tampão e colocar um cartucho escorvado junto ao explosivo para sua destruição. Tamponar o furo com material granular fino.  Se o explosivo não estiver acessível, perfurar um novo furo a uma distância superior a 10 vezes o diâmetro do furo (cuidado com a direção e o ângulo), caso o regulamento vigente permita.  Recolher amostras.  Solicitar assistência Técnica.  Criar uma comissão interna para diagnosticar e evitar que esse tipo de falha se repita.

15.3. Destruição de explosivos A utilização de explosivos conduz frequentemente ao aparecimento de explosivos deteriorados devido a:  Armazenagem em locais demasiadamente úmidos  Vencimento do prazo de validade  Molhagem acidental dos explosivos  Tiros falhados  Embalagens rasgadas ou deterioradas  Exsudação da nitoglicerina/nitroglicol

Prof. Valdir Costa e Silva 142

Atenção: os explosivos não devem ser destruídos em suas embalagens de origem. Para realizar uma operação segura e dentro da lei, consulte o regulamento

R-105,

Título

VII,

Normas

complementares,

Capítulo

1,

Generalidades sobre Destruição.

O procedimento normal consiste em fazer uma cama de palha seca (figura 63) ou outros produtos com características semelhantes, com espessura suficiente para assegurar a propagação do fogo e onde se colocam os explosivos a destruir, procurando evitar o contacto entre eles. Este leito, sobretudo quando utilizado para destruir explosivos nitrados, deve ser ativado com um pouco de outro combustível similar.

Figura 63 – Maneira correta de destruir os explosivos por combustão.

A tabela 19 mostra as distâncias de segurança para a combustão de explosivos.

143

Tabela 19 - distâncias de segurança para a combustão de explosivos

144

16. BLÁSTER

16.1 O profissional

O nome Blaster provém da língua inglesa, que significa Dinamitador. No Brasil, esse profissional é chamado de Cabo de Fogo ou Encarregado de Fogo. Existem, internacionalmente, três categorias de carteira de Bláster: Carteira Bláster de 3ª Categoria: esta categoria habilita o profissional a executar trabalhos de carregamento e detonação a céu aberto em pedreiras e minerações onde não haja habitações e concentração humana. Carteira Bláster de 2ª Categoria. Categoria: esta categoria habilita o profissional a executar trabalhos de carregamento e detonação em mineração e construções a subsolo. Carteira Bláster 1ª. Categoria: esta categoria habilita o profissional a executar trabalhos de carregamento e detonação em áreas urbanas.

16.2 Responsabilidades e atribuições Na operação de desmonte de rocha a fogo, fogacho ou mista, deve haver um bláster, responsável pelo armazenamento, transporte, preparação das cargas, carregamento das minas, sequência de iniciação, detonação e retirada das que não explodiram, cerco de área, destinação adequada das sobras de explosivos e pelos dispositivos iniciadores necessários às detonações, bem como pelo controle dos estoques e preservação dos explosivos e acessórios de iniciação presentes nos paios. Em caso de falha de explosivos e acessórios, o bláster será encarregado da destruição dos mesmos, devidamente orientado pelo responsável técnico da obra (engenheiro), observando o regulamento R-105, Título VII, Normas complementares, Capítulo 1, Generalidades sobre Destruição.

145

16.3 Legislação Pertinente e Periculosidade

O artigo 24, inciso XII, do R-105 estabelece como atribuição das Secretarias de Segurança Pública dos estados, fornecerem, após comprovada a habilitação, o atestado de encarregado de fogo (bláster). Nesse sentido, maiores informações devem ser buscadas junto à Secretaria de Segurança do seu Estado. O site da Diretoria de Fiscalização de Produtos Controlados (DFPC) www.dfpc.eb.mil.br faz um linque com todas as Secretarias de Segurança dos Estados, onde constam informações a cerca da obtenção da carteira de Bláster.

Na construção civil a NR 18 - Condições e Meio Ambiente de Trabalho na Indústria da Construção (118.000-2), artigo 18.6.17, estabelece: “Na operação de desmonte de rocha a fogo, fogacho ou mista, deve haver um bláster,

responsável

pelo

armazenamento,

preparação

das

cargas,

carregamento das minas, ordem de fogo, detonação e retirada das que não explodiram, destinação adequada das sobras de explosivos e pelos dispositivos elétricos necessários às detonações. (118.156-4 / I4).

A tabela 20 apresenta as atividade ou operações perigosas que fazem jus ao adicional de periculosidade de 30% sobre o salário.

146

Tabela 20 - Explosivos - Atividades ou Operações Perigosas. ATIVIDADES

ADICIONAL DE 30%

a) no armazenamento de explosivos

Todos os trabalhadores nessa atividade ou que permaneçam na área de risco.

b) no transporte de explosivos

Todos os trabalhadores nessa atividade.

c) na operação da escova dos cartuchos de explosivos.

Todos os trabalhadores nessa atividade

d) na operação de carregamento de explosivos.

Todos os trabalhadores nessa atividade

e) na detonação.

Todos os trabalhadores nessa atividade

f) na verificação de detonações falhadas.

Todos os trabalhadores nessa atividade

g) na queima e destruição de explosivos deteriorados.

Todos os trabalhadores nessa atividade

h) nas operações de manuseio de explosivos.

Todos os trabalhadores nessa atividade

16.4 Perguntas mais frequentes nos exames para a obtenção da Carteira de Bláster a. Quais os componentes da espoleta simples? b. Qual o explosivo presente no estopim de segurança? c. Qual o explosivo presente no cordel detonante e a velocidade? d. Qual a gramatura média do cordel NP-10? e. Qual a função dos acessórios de retardo? f. Qual a principal utilização do booster? g. Quais os explosivos presentes nos boosters? h. Quais os componentes presentes na dinamite? i.

Quais os componentes presentes na emulsão?

j.

Qual a composição química do ANFO?

k. O que é detonação por simpatia? l.

Por que o balanço de oxigênio do explosivo deve ser próximo de zero?

m. Quais os principais combustíveis utilizados nos explosivos granulados (ANFOs e similares)?

147

n. O que fazer em caso de incêndio ou mina falhada?* o. Procedimentos que devem ser adotados na destruição de explosivos. p. O que é face livre de uma bancada? q. Defina Afastamento, Espaçamento, Tampão, Razão de Carregamento, Razão Linear , Subperfuração, Face livre de uma bancada e repé. r. Cite duas técnicas principais de desmonte secundário. s. Objetivo do Pilão nos desmontes subterrâneos t. Procedimentos na operação do abatimento de choco. u. Procedimentos no manuseio e transporte de explosivos. v. Procedimentos que devem ser utilizados no cerco de área w. Procedimentos antes e depois do desmonte de rocha

* Essa é a pergunta mais frequente.

148

17. ABATIMENTO DE CHOCO E DE BLOCOS INSTÁVEIS

A operação de derrubada de rochas instáveis ou "abatimento de choco, desgalhe ou desplacamento, constitui uma das atividades de maior exposição ao risco na mineração de subsolo ou nas aberturas de túneis. "Chocos" podem ser definidos como fragmentos de rochas fraturadas nos tetos e laterais das galerias das minas subterrâneas e túneis, com potencial de cair e atingir trabalhadores, resultando frequentemente em lesões fatais em virtude do peso da rocha. A denominação popular "choco" vem, provavelmente, do tipo específico de ruído produzido quando se golpeia com barra metálica a rocha que não se encontra firmemente aderida ao maciço rochoso. Galerias são aberturas subterrâneas para acesso às áreas de trabalho, retirada e transporte do minério e para acesso a outras áreas auxiliares, como oficinas e depósitos no interior da mina. A integridade das minas é muito afetada pelas falhas e descontinuidades naturais da rocha, e a tomada de medidas que visam à prevenção de acidentes apresenta, em geral, grande complexidade. Nos últimos anos, com a chegada de novas tecnologias e do abatimento mecanizado de rochas, por meio de equipamento denominado “scaler” (figura 64), que permite, em minas dotadas de galerias com realce mais amplo, propiciar melhor condição de segurança, contudo, não isentando totalmente os operadores dos riscos existentes no processo. Ocorre que quando não há disponibilidade desse equipamento, devido à condição estrutural do realce das galerias e ou devido às características físicas das frentes de trabalho, entra em cena a equipe de abatimento manual de choco (figuras 65 e 66), formada por profissionais que dominam esta técnica, alinhando - conhecimento, experiência, habilidade, ferramentas, um bom planejamento e fundamental “comprometimento com a vida”. E quando falamos em comprometimento com a vida, queremos falar da “percepção” e do “cuidado ativo”, fatores estes que quando prejudicados, podem interferir negativamente no processo de avaliação e tomada de decisão.

149

Figura 64 - Batimento de choco utilizando o equipamento "scaler".

Figura 65 - Batimento de choco com a presença de dois profissionais.

Figura 66 - Batimento de choco com o uso de uma plataforma.

150

A tarefa de detecção e correção de situações de riscos de queda de "chocos" de tetos e laterais das galerias é crucial para a segurança dos trabalhadores de minas subterrâneas. Vale lembrar que a tarefa de abatimento de "chocos" constitui-se de duas etapas distintas: a) identificação e detecção de "chocos"; b) correção ou remediação do risco. Dessa forma, o risco potencial persiste quando ocorre falha no processo de detecção ou de abatimento do "choco". Durante essa etapa, é necessário projetar um sistema simples que permita ao operador estabilizar a rocha de forma efetiva e eficaz, a uma distância segura, antes que outros trabalhos iniciem-se na área. Recomenda-se que essa atividade,por motivo de segurança, deve ser realizada por dois profissionais experientes. Após a detecção de "chocos", o operador providencia seu abatimento de forma manual na maioria das minas, utilizando-se de barra metálica de comprimento variável, com reforço em uma das extremidades. Para tanto, o operador posiciona-se próximo ao "choco", utilizando tal barra metálica para forçar a sua queda (abatimento), o que aumenta o risco de ele ser atingido durante o processo. O maciço rochoso somente será considerado seguro quando inspecionado pelos operadores encarregados de fazer a segurança. A verificação das condições de estabilidade do maciço rochoso e a identificação da existência de ‘"chocos" exigirão, os seguintes passos: a) inspeção visual, para identificar se as rochas junto às áreas de trabalho parecem estáveis e procurar fendas e zonas de falhas nos tetos e laterais das galerias; b) inspeção auditiva: a fim de procurar escutar ruídos indicativos de estresse nas rochas, o que é feito com batidas na rocha com a extremidade de barra metálica, com análise do som produzido. Na atividade de batimento de choco, os seguintes procedimentos devem ser adotados:  Umidificação da área de trabalho;  Identificação dos chocos no teto e laterais;  Posicionamento do abatedor e do ajudante;  Uso dos Epi´s;  Escolha das alavancas;  Preparação da área de escape.

151

Por seu turno, o Código Federal de Regulação da MSHA, do Departamento de Trabalho dos Estados Unidos, preconiza, em seu Título, 30 § 77.100520, que, para o abatimento de rochas em tetos e laterais de galerias de minas subterrâneas, devem ser observados os seguintes procedimentos: a) as áreas perigosas devem ter as rochas abatidas antes da realização de qualquer outro trabalho na área, sendo necessário corrigir as condições perigosas por meio do fornecimento de meios seguros para a realização da tarefa; b) se for necessário para a segurança, a remoção de material gerador de risco nas paredes e tetos das galerias deve ser feita para um local seguro, com a utilização de uma posição também segura. No Brasil, a atividade de batimento de choco deve ser realizada em conformidade com norma NR-22.

152

18 SISTEMA REMOTO DE MONITORAMENTO DE PAIOL

Objetivo O objetivo deste documento é propor um Sistema de Gestão de Paiol e Plano de Fogo – RAS2-C, compatível com a estrutura de Rastreabilidade RAS2 (sistema em uso nos fabricantes de explosivos há mais de 6 anos).

Sistema de Gestão Paiol em Obra e Plano de Fogo (Conforme Portaria DFPC 18/05/2012) - RAS2C

 Todos os procedimentos seguem as recomendações da DLOG#18, R105 e legislação complementar DFPC – Boletim #20 de 18/05/2012.  IIS (Identificação Individual Seriada) = RG (conforme a DLOG #18)  RAS2 – Sistema de Rastreabilidade utilizado pelos fabricantes de explosivos.  Cliente deverá obrigatoriamente receber do Fabricante, a lista de IIS ou RG, em arquivo XML, padrão RAS2, de caixa e item, dos produtos recebidos.  Paiol de explosivo: Será considerado o local onde é armazenado explosivo em obras.  emitido quando houver movimentação entre empresas ou entre responsáveis.  Retorno de fogo: É o material que sobrou da operação de fogo em campo, podendo ser itens e/ou caixas.  Coletor de Dados: Equipamento utilizado para o controle dos produtos encaminhados para operação de fogo.

 Escopo de Fornecimento  O escopo de fornecimento ITS para o projeto RAS2C compreende:  Software: Sistema de Gestão de Paiol e Plano de Fogo (RAS2C)  ORAS2-C é composto por duas partes, RAS2C-WEB e RAS2C-Collect.

153

 Kit Equipamentos  Coletor de Dados;  Acessórios  Cartão SD de memória;  Doca de Comunicação;  Fonte de Alimentação;  Capa protetora.

 Descrição da Operação  O Responsável Técnico (RT) para operações de fogo recebe o material da fabrica que deverá ser guardado no paiol.  Este material é acompanhado da documentação de transferência de posse para o paiol (filial ou cliente consignado) da área, mas com responsabilidade do RT (posse do RT).  A princípio seria como se existissem duas posses, uma Pessoa Jurídica e outra Pessoa Física.  Mesmo a posse PJ estando em nome da mineradora, a posse física e efetiva estará em nome da PF, ou seja, responsabilidade do RT.

 Descrição da Operação  Estas transferências de posse são feitas através de documento impresso e eletrônico, e serão administrados pelo Sistema de Gestão de Paióis (SGP).  O processo inicia com o operador abrindo um novo Plano de Fogo (PF), e informando todo o material necessário para execução do fogo em campo, bem como os responsáveis envolvidos. Sequencia de Operação: 1. PF é carregado no coletor de dados, através de doca de comunicações.

154

2. Operador deverá separar no paiol os produtos do PF, e ler todos os itens e caixas separados para este fogo em específico, de número do fogo: XXX. 3. Operado aplica o fogo em campo com os materiais separados para o fogo XXX. 4. Operador retorna do fogo com o material que sobrou da operação. 5. No retorno do material ao paiol, o operador deve ler novamente com coletor de dados, os materiais que retornaram (que não foram utilizados) no fogo XXX.  OBS.  Itens soltos de emulsão encartuchada, devem ser contados e vinculados com o RG da caixa original.  O operador deverá ler o RG da caixa e contar às bananas que retornaram e informar a quantidade ao sistema.  O Cordel deve ser lido o RG da caixa e informar a metragem utilizada. 6. Operador retorna ao computador onde está instalado o SGP e descarrega as informações de retorno do fogo.

7. Com as informações coletadas na operação de fogo, o SGP poderá apurar:  Quantidade de produtos efetivamente utilizada no fogo, com os  respectivos RGs;  Quantidade retornada no fogo;  Quantidade de explosivo no paiol;  Inventario de materiais estocados no paiol, através da apuração da quantidade recebida da fábrica – quantidade de produtos efetivamente utilizada no fogo (identificados por numerador dedicado) + quantidade de produtos retornados de fogo. Software  RAS2C concentra todas as informações gerenciais requeridas pelo DFPC relativo ao planejamento e execução de Plano de Fogo.

155

Planejamento de Operações  As operações planejadas no RAS2C-WEB (Servidor) interagem com o RAS2CPaiol (SGP) (Concentrador) de forma “On Line”.  O processo de planejamento de operações compreende os seguintes processos: Controle de Ordem de Recebimento (OR)  Fabricante envia arquivo espelho da transferência de posse, em formato XML, contendo Produto, Quantidades, RGs, Guia de Tráfego, entre outros.  O arquivo será importado pelo RAS2C e seu conteúdo será registrado no banco de dados.  Os produtos recebidos conforme arquivo XML da transferência de posse, poderão a critério do cliente, ser conferidos no recebimento.  Esta conferência é realizada com coletor de dados com código de barras, controlados pelo aplicativo RAS2C-Collect.  Opcionalmente o cliente poderá optar pelo recebimento sem conferência, assumindo desta forma a integral responsabilidade dos produtos não conferidos.

Plano de Fogo (PF)  Definição do plano de fogo, onde serão imputados os dados relativos à documentação exigida pelo DFPC, gerando automaticamente as planilhas de controle, conforme solicitado na legislação e personalizadas para o cliente. OBS:  O cálculo de fogo não será feito pelo RAS2-C, deverá ser feito da mesma forma atual, devendo seguir como anexo ao plano de fogo.  Concluído o Plano de Fogo, gera-se um Ordem de Carregamento (OC) o qual será enviada para o coletor de dados, como: •

Operadores e responsáveis;

•

Produtos e quantidades;

156

•

Dados da Obra.

 O material separado na OC ficará na posse do responsável técnico.

Ordem de Carregamento (OC)  OC é o processo controlado de coleta de RGs dos produtos de um pedido ou plano de fogo.  O dados coletados (RGs) são vinculados com a documentação do plano de fogo.

Retorno de fogo (RF)  Ao retornar do fogo o operador deverá ler todo material que sobrou, para que seja possível efetuar o estorno dos produtos não utilizados no plano de fogo, de forma automática no RAS2-C.  O processo de leitura para o estorno deve seguir a seguinte regra de leitura: • Ler etiquetas das caixas ainda fechadas; Caixas abertas:  Emulsão: o Ler etiqueta das caixas abertas e registrar no coletor de o dados a quantidade de bananas restantes de cada caixa;  Cordel  Ler etiqueta das caixas e registras no coletor à metragem utilizada no fogo.  Demais itens  Devem ser lidos todos os itens (não caixas abertas) que foram retornados.

Retorno de fogo (RF) OBS.:

157

 Estas operações serão realizadas de forma simples com coletor de dados.  Cada coletor terá um aplicativo instalado (RAS2-Collect) o qual direcionará o operador na captura dos dados.

Este processo é utilizado atualmente por todos os fabricantes e respectivas filiais. Registro de fogo:  De posse dos RGs coletados através do coletor de dados, o operador deverá retornar ao computador onde foi configurado o plano de fogo, e descarregar os RGs capturados para o RAS2-C.  Desta forma o RAS2-C poderá concluir o plano de fogo, registrando a transferência de posse e podendo gerar os relatórios ou planilhas necessárias. Consultas e Relatórios  Permite consultar as informações coletadas no processo de movimentação dos produtos (RGs), nas diversas etapas da operação.  As consultas podem ser transformadas em planilhas Excel.  Relatórios ou planilhas serão emitidos conforme legislação em vigor, Anexos do Boletim #20 – 18/5/2012, personalizados por cliente, compreendendo Permissão de Trabalho (PT), Plano de Fogo (PF), Mapa Mensal de Explosivos, e informação de estoque no paiol, com apuração dos limites permitidos. RAS2C-Paiol (SGP)  É o Sistema de Gestão de Paiol, deve ser utilizado na obra, e é responsável pela interação entre sistema WEB, Operador e Coletores de Dados.  O Planejamento de Operações pode ser realizado no SGP e posteriormente transferido para o RAS2C-WEB.  Banco de dados: MySQL.  Pode emitir Documento de Posse, se necessário.

158

RAS2C-Collect  É o aplicativo coletor de dados, responsável pelo controle de coleta dos RGs de um pedido ou plano de fogo. Através do coletor o operador é guiado nas operações necessárias.

As figuras 67 e 68 mostram exemplos de rastreamento de explosivos e acessórios.

Figura 67 - Exemplo de rastreamento de explosivos e acessórios.

159

Figura 68 - Exemplo de recebimento dos dados da movimentação de explosivos e acessórios.

160

19. CLASSIFICAÇÃO DE PRODUTOS PERIGOSOS

A Classe 1 é uma classe restritiva, ou seja, apenas substâncias e artigos explosivos constantes na Relação de Produtos Perigosos, no Capítulo 3.2, podem ser aceitos para transporte. Entretanto, o Ministério da Defesa. Comando do Exército/DLog/DFPC tem o direito de aprovar o transporte de substâncias e artigos explosivos para fins especiais, em condições especiais. Assim, para permitir o transporte desses produtos, foram incluídas na Relação de Produtos Perigosos designações genéricas do tipo .Substâncias Explosivas, N.E.. e .Artigos Explosivos, N.E. Entretanto, tais designações só devem ser utilizadas se não houver outro modo de identificação possível. Outras designações gerais, como .Explosivos de Demolição, Tipo A., são adotadas para permitir o transporte de novas substâncias. Na preparação dessas exigências, explosivos e munições militares foram levados em conta, em razão de poderem ser transportados por transportadores comerciais. Algumas substâncias e artigos da Classe 1 são descritos no Apêndice B. Fazem-se tais descrições porque um termo pode não ser bem conhecido ou ter acepção diferente daquela empregada para fins regulamentares. A Classe 1 é singular, pois o tipo de embalagem frequentemente tem um efeito decisivo sobre os riscos e, portanto, sobre a determinação da subclasse do produto. A subclasse correta é determinada pela aplicação dos procedimentos descritos neste Capítulo. Definições e disposições gerais A Classe 1 compreende: a) Substâncias explosivas, exceto as demasiadamente perigosas para serem transportadas e aquelas cujo risco dominante indique ser mais apropriado incluí-las em outra classe; (Obs.: substância que não seja ela própria um explosivo, mas capaz de gerar atmosfera explosiva de gás, vapor ou poeira, não se inclui na Classe 1);

161

b) Artigos explosivos, exceto dispositivos que contenham substâncias explosivas em tal quantidade ou de tal tipo que uma eventual ignição ou iniciação acidental ou involuntário, durante o transporte, não provoque nenhum efeito externo em forma de projeção, fogo, fumaça, calor ou ruído forte; c) Substâncias e artigos não mencionados nos itens a) e b) fabricados com o fim de produzir efeito explosivo ou pirotécnico. É proibido o transporte de substâncias explosivas excessivamente sensíveis ou tão reativas que estejam sujeitas à reação espontânea. Definições Para os fins deste Regulamento, aplicam-se as seguintes definições: a) Substância explosiva é uma substância sólida ou líquida (ou mistura de substâncias) por si mesma capaz de produzir gás, por reação química, a temperatura, pressão e velocidade tais que provoque danos à sua volta. Incluem-se nesta definição as substâncias pirotécnicas, mesmo que não desprendam gases; b) Substância pirotécnica é uma substância, ou mistura de substâncias, concebida para produzir efeito de calor, luz, som, gás ou fumaça, ou combinação destes, como resultado de reações químicas exotérmicas autosustentáveis e não-detonantes; c) Artigo explosivo é o que contém uma ou mais substâncias explosivas. Subclasses A Classe 1 divide-se em seis subclasses, como a seguir: a) Subclasse 1.1 Substâncias e artigos com risco de explosão em massa (uma explosão em massa é a que afeta virtualmente toda a carga de modo praticamente instantâneo);

162

b) Subclasse 1.2 Substâncias e artigos com risco de projeção, mas sem risco de explosão em massa; c) Subclasse 1.3 Substâncias e artigos com risco de fogo e com pequeno risco de explosão ou de projeção, ou ambos, mas sem risco de explosão em massa. Esta Subclasse abrange substâncias e artigos que: (i) produzem grande quantidade de calor radiante; ou (ii) queimam em sucessão, produzindo pequenos efeitos de explosão ou de projeção, ou ambos. d) Subclasse 1.4 Substâncias e artigos que não apresentam risco significativo. Esta Subclasse abrange substâncias e artigos que apresentam pequeno risco na eventualidade de ignição ou acionamento durante o transporte. Os efeitos estão confinados, predominantemente, à embalagem, sendo improvável a projeção de fragmentos de dimensões apreciáveis ou a grande distância. Um fogo externo não deve provocar a explosão instantânea de virtualmente todo o conteúdo da embalagem. Estão enquadradas no Grupo de Compatibilidade S as substâncias e artigos desta Subclasse embalados ou projetados de forma tal que os efeitos perigosos decorrentes de funcionamento acidental se limitem à embalagem, exceto se esta tiver sido danificada pelo fogo (caso em que os efeitos de explosão ou projeção serão limitados de modo que não dificultem o combate ao fogo ou outras medidas emergenciais nas imediações da embalagem). e) Subclasse 1.5 Substâncias muito insensíveis, com risco de explosão em massa. Esta subclasse abrange substâncias com risco de explosão em massa, mas que são de tal modo insensíveis que a probabilidade de iniciação ou de

163

transição de queima para detonação é muito pequena em condições normais de transporte. A probabilidade de transição de queima para detonação é maior quando são transportadas grandes quantidades num navio. f) Subclasse 1.6 Artigos extremamente insensíveis, sem risco de explosão em massa. Esta Subclasse abrange artigos que contêm somente substâncias detonantes extremamente insensíveis que apresentam risco desprezível de iniciação ou propagação acidental. O risco desses artigos limita-se à explosão de um único artigo. 2.1.1.5 Qualquer substância ou artigo que tenha, ou sob suspeita de ter, características explosivas deve ser primeiro considerado para classificação na Classe 1, de acordo com os procedimentos descritos em 2.1.3. Não se classificam produtos na Classe 1 quando: a) A menos que especialmente autorizado, o transporte de uma substância explosiva seja proibido em razão de sua sensibilidade excessiva; b) A substância ou artigo incluir-se entre aquelas substâncias explosivas ou aqueles artigos explosivos que são especificamente excluídos da Classe 1 pela própria definição dessa Classe; ou c) A substância ou artigo não apresentem propriedades explosivas. 2.1.2 Grupos de compatibilidade 2.1.2.1 Os produtos da Classe 1 são alocados a uma dentre seis subclasses, dependendo do tipo de risco que apresentam (ver 2.1.1.4) e a um dos treze grupos de compatibilidade que identificam os tipos de substâncias e artigos

explosivos

que

são

apresentados em 2.1.2.1.1 e

considerados

compatíveis.

Os

Quadros

164

2.1.2.1.2

mostram

o

esquema

de

classificação

em

grupos

de

compatibilidade, as possíveis subclasses de risco associadas a cada grupo e os consequentes códigos de classificação (tabelas 21 e 22). Tabela 21 - Códigos de classificação Descrição da substância ou artigo a classificar Substância explosiva primária Artigo contendo uma substância explosiva primária e não contendo dois ou mais dispositivos de proteção eficazes. Incluem-se, aqui alguns artigos como detonadores de demolição, conjuntos detonadores montados para demolição e iniciadores, tipo cápsula, mesmo que não contenham explosivos primários. Substância explosiva propelente ou outra substância explosiva deflagradora, ou artigo que contenha tal substância explosiva.

Grupo de compatibilidade A B

Código de classificação 1.1A 1.1B 1.2B 1.4B

C

1.1C 1.2C 1.3 C 1.4C

Substância explosiva detonante secundária, ou pólvora negra, ou artigo que contenha substância explosiva detonante secundária, em qualquer caso sem meios de iniciação e sem carga propelente, ou ainda artigo que contenha substância explosiva primária e contenha dois ou mais dispositivos de proteção eficazes.

D

Artigo que contenha substância explosiva detonante secundária, sem meios de iniciação, com carga propelente (exceto se contiver líquido ou gel inflamável ou líquido hipergólico).

E

Artigo que contenha substância explosiva detonante secundária, com seus próprios meios de iniciação, com carga propelente (exceto se contiver líquido ou gel inflamável ou líquido hipergólico), ou sem carga propelente.

F

1.1D 1.2D 1.4D 1.5D

1.1E 1.2E 1.4E

1.1F 1.2F 1.3F 1.4F

165

Substância pirotécnica, ou artigo que contenha substância pirotécnica, ou artigo que contenha tanto substância explosiva quanto substância iluminante, incendiária, lacrimogênea, dilacerante ou fumígena (exceto artigos acionáveis por água e aqueles que contenham fósforo branco, fosfetos, substância pirofórica, líquido ou gel inflamável, ou líquidos hipergólicos).

G

Artigo contendo uma substância explosiva e fósforo branco

H

1.1G 1.2G 1.3G 1.4G

1.2H 1.3H

Artigo que contenha uma substância explosiva e um líquido ou gel inflamável.

J

1.1J 1.2J 1.3J

Artigo que contenha uma substância explosiva e um agente químico tóxico.

K

1.2K 1.3K

Substância explosiva, ou artigo que contenha substância explosiva, que apresente risco especial (p. ex., resultante de ativação por água, ou da presença de líquidos hipergólicos, fosfetos ou substância pirofórica), que exija isolamento para cada tipo de produto (ver 7.1.3.1.5).

L

1.1L

Artigo que contenha apenas substâncias detonantes extremamente insensíveis.

N

1.6N

Substância ou artigo embalado ou projetado de forma tal que quaisquer efeitos perigosos decorrentes de funcionamento acidental fiquem confinados dentro da embalagem, exceto se esta tiver sido danificada pelo fogo (caso em que os efeitos de explosão ou projeção serão limitados de modo que não impeçam nem prejudiquem significativamente o combate ao fogo ou outras medidas de contenção da emergência nas imediações da embalagem).

S

1.4S

1.2L 1.3L

166

Tabela 22 - Esquema de classificação de explosivos, combinação da subclasse de risco com o grupo de compatibilidade Subclasse

1.1 1.2 1.3 1.4 1.5 1.6 1.1– 1.6Σ

A

B

C

D

E

1.1A

1.1B 1.2B

1.1C 1.2C 1.3C 1.4C

1.1D 1.2D

1.1E 1.2E

1.4D 1.5D

1.4E

4

3

1.4B

1

3

4

Grupo de compatibilidade F G H J K

1.1F 1.2F 1.3F 1.4F

1.1G 1.2G 1.3G 1.4G

1.2H 1.3H

1.1J 1.2J 1.3J

1.2K 1.3K

L

N

S

1.1L 1.2L 1.3L 1.4S 1.6N

4

4

2

3

2

3

1

2.1.2.2 As definições dos grupos de compatibilidade, em 2.1.2.1.1, são consideradas mutuamente excludentes, exceto para substância ou artigo que se enquadrem no Grupo de Compatibilidade S. Como o critério do Grupo de Compatibilidades S é empírico, a alocação de um produto a esse grupo está necessariamente vinculada aos ensaios de inclusão na Subclasse 1.4.

Identificação e classificação de produtos perigosos: classificação de riscos da ONU, painel de segurança e rótulo de riscos

A classificação de uma substância numa das classes de risco, acima apresentadas, é realizada por meio de critérios técnicos, os quais estão definidos na legislação do transporte rodoviário de produtos perigosos. Uma das primeiras ações a ser executada em um cenário acidental envolvendo o transporte rodoviário de produtos perigosos, é o da pronta classificação e identificação dos produtos envolvidos. O acesso às informações relativas às características físicas e químicas do produto, irá subsidiar as equipes na imediata adoção das medidas de controle, reduzindo os riscos para a comunidade, aos próprios atendentes da ocorrência e ao meio ambiente. As atividades que são necessárias para controlar uma emergência com produtos perigosos baseiam-se na identificação dos produtos ou substâncias perigosas envolvidas. Em alguns casos, os painéis de segurança (placas) e os rótulos de risco (etiquetas), papéis de embarque (nota fiscal e ficha de emergência) e o

1

AS Σ 9 10 7 7 1 1 35

167

conhecimento sobre as substâncias armazenadas na instalação ou o relatório de uma testemunha ocular, podem facilitar o processo de identificação. Em outros casos, pode-se perder muito de tempo para identificar um ou vários produtos envolvidos em um acidente. Quando não se conhece quais são os produtos envolvidos, deve-se supor que uma situação grave existe e devem ser tomadas as medidas de segurança e precauções máximas para prevenir qualquer efeito indesejável no pessoal de emergência ou em qualquer outra pessoa na área. Uma vez que o produto foi identificado, pode-se determinar os riscos associados a este, e pode-se fazer uma avaliação do seu potencial impacto. As medidas de controle mais adequadas para este tipo de produto e o seus riscos podem ser estabelecidas, bem como as medidas de segurança tanto para o pessoal que participa da emergência como para o resto das pessoas, com respeito aos riscos que estão expostos.

A identificação de produtos perigosos para o transporte rodoviário é realizada por meio

da simbologia de risco, composta por um painel de segurança, de cor, e um rótulo de risco. Estas informações obedecem aos padrões técnicos definidos na legislação do transporte de produtos perigosos. As informações inseridas no painel de segurança e no rótulo de risco, conforme determina a legislação, abrangem o Número de Risco e o Número da ONU, no Painel de Segurança, e o Símbolo de Risco e a Classe/Subclasse de Risco no Rótulo de Risco, conforme mostra a figura 69.

Figura 69 - Nomenclatura recomendada pela ONU para o transporte de cargas explosivas.

168

A figura 70 apresenta os rótulos de risco aplicado nas classes/subclasses de risco.

Figura 70 - Rótulos de riscos aplicados aos explosivos.

Toda embalagem confiada ao transporte rodoviário deve portar o rótulo de risco, cujas dimensões devem ser estabelecidas de acordo com a legislação/normalização vigente. O rótulo de risco utilizado no transporte deve ser correspondente à classe ou subclasse de risco do produto. Os números das classes e subclasses são fixados na parte inferior dos rótulos de risco e ou discriminados em campo especifico constante nos documentos fiscais portados pelo condutor do veículo. A figura 71 apresenta rótulos de risco da Classe 4.

Figura 71 - Rótulos de risco da Classe 4 - Sólidos Inflamáveis.

O veículo que transporta produtos perigoso conforme a legislação vigente, deve fixar a sua sinalização na frente (painel de segurança, do lado esquerdo do motorista), na traseira (painel de segurança, do lado esquerdo do motorista) e nas laterais (painel de segurança e o rótulo indicativo da classe ou subclasse de risco) colocados do centro para a traseira, em local visível (figura 72, 73 e 74).

169

Figura 72 - Sinalização nos veículos que transportam cargas perigosas.

Figura 73 - Sinalização nos veículos que transportam mais de um produto com o mesmo risco

Figura 74 - Sinalização nos veículos que transportam mais de um produto com riscos diferentes.

170

Forma de identificação de produtos perigosos conforme legislação vigente no Brasil (figura 75). A figura 76 mostra a sinalização para veículo utilitário.

Figura 75 - Identificação de produtos perigosos à temperatura elevada.

Figura 76 - Identificação de produtos em veículos utilitários.

171

20. Consulta Bibliográfica

- Britanite, Manual Básico de Utilização de Explosivos, Quatro Barras, 2006. - CASTRO, R. S. & PARRAZ, M. .M. Manual de Ferramentas de Perfuração, Sindicato Nacional dos Editores de Livro, 225p., Rio de Janeiro, 1986. - DFPC, R-105: site: www.dfpc.eb.mil.br - FERNÁNDEZ, J. C. Tecnología de los Explosivos, Universidad de Chile – Departamento Ingenieria de Minas, Santiago, 2000

- Germani, D. J., Notas do Curso de Lavra, VALER, Rio de Janeiro, 2006. - HUSTRULID, W., Blasting Principles for Open Pit Mining, Vol. 1 General Design Concepts and Vol. 2 Theoretical Foundations, Balkema, Rotterdam, 1999. - Jimeno, C. L., Jimeno E. L. & Bermúdez, P. G. Manual de Perforación y Voladura de Rocas, Madri, 2003. - Mainiero, R. J, Explosives Transport Issues, The Journal of Explosives Engineering, Volume 26, Number 2, pages 6-11, March/April, Cleveland, 2009. - Manual de Autoproteção – Produtos Perigosos Manuseio e Transporte Rodoviário, 9ª. Edição, São Paulo, 2008. - Orica, Explosivos, Acessórios Industriais e Tecnologia Aplicada ao Desmonte de Rocha, São Paulo, 2007. - REIS, D. Apostila de Operações Mineiras – Escola de Minas da UFOP, Ouro Preto, 1992.

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