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Curso de Mineração
1. DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS
ESCOLA DE MINAS
UFOP
CURSO DE MIN 210 - OPERAÇÕES MINEIRAS
PROFESSOR VALDIR COSTA E SILVA
DEMIN
e-mail: valdir@demin.ufop.br
Março, 2009.
2. 1. PERFURAÇÃO DE ROCHA
1.1 OBJETIVO
Prof. Valdir Costa e Silva
A perfuração das rochas, dentro do campo dos desmontes, é a primeira
operação que se realiza e tem como finalidade abrir uns furos com uma
distribuição e geometria adequada dentro dos maciços para alojar as cargas de
explosivos e acessórios iniciadores. A figura 1 mostra a evolução dos sistemas
de perfuração ao longo dos anos.
Figura 1: A evolução dos métodos e da velocidade de perfuração das rochas
2
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3. 1.2 APLICAÇÕES DA PERFURAÇÃO
3
Os tipos de trabalho, tanto em obras de superfície como subterrâneas, podem
classificar-se nos seguintes: perfuração de banco, perfuração de produção,
perfuração de chaminés (raises), perfuração de poços (shafts), perfuração
de rochas com capeamento e reforço das rochas.
1.3 PRINCIPAIS MÉTODOS DE PERFURAÇÃO
Existem três principais métodos de perfuração para o desmonte de rochas com
explosivos aplicados à mineração:
· perfuração rotativa com brocas tricônicas (Holler Bit);
· martelo de superfície (Top-Hammer, método roto-percussivo);
· martelo de fundo de furo ou furo abaixo (Down the Hole, método roto-percussivo).
Perfuração por percussão:
Também conhecido por perfuração por martelo, é o método mais comum de
perfuração para a maioria das rochas, os martelos podem ser acionados a ar
comprimido ou hidráulicos.
A perfuração rotopercussiva é o sistema mais clássico de perfuração e o seu
aparecimento coincide com o desenvolvimento industrial do século XIX. As
primeiras máquinas, protótipos de Singer (1838) e Couch (1848), utilizavam
vapor para o seu acionamento, mas foi com a aplicação posterior do ar
comprimido como fonte de energia (1861) que este sistema evoluiu e
passou a ser utilizado de forma intensa (Jimeno,1994).
Prof. Valdir Costa e Silva
As perfuratrizes rotopercussivas geralmente exercem um papel menor quando
comparadas com
as máquinas rotativas nas operações mineiras a céu aberto. Sua aplicação é
limitada à produção das pequenas minas, perfuração secundária, trabalhos de
desenvolvimento e desmonte controlado. Porém, o sistema de furo abaixo ou de
4. 4
fundo de furo (down the hole) com diâmetro de perfuração na faixa de 150 mm
(6”) a 229 mm (9”) vem ganhado campo de aplicação nas rochas de alta
resistência por propiciar maiores taxas de penetração quando comparadas com
o método rotativo.
Estas perfuratrizes possuem dois sistemas de acionamento básicos, rotação
e percussão.
Estas duas forças são transmitidas através da haste para a coroa de perfuração.
Os martelos podem ter acionamento pneumático ou hidráulico, e são localizados
na superfície sobre a lança da perfuratriz, conforme figura 2. O surgimento dos
martelos hidráulicos na década de 70 deu novo impulso a este método de
perfuração, ampliando o seu campo de aplicação.
Figura 2 – Componentes básicos do martelo de superfície
Os equipamentos roto-percussivos se classificam em dois grandes grupos,
segundo a posição do martelo:
· martelo de superfície (Top-Hammer);
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· martelo de fundo de furo (Down The Hole).
Por muitos anos estes equipamentos foram operados, exclusivamente, usando
martelos pneumáticos. Nos últimos 15 anos máquinas hidráulicas têm sido
introduzidas no mercado. O alto custo de capital das perfuratrizes hidráulicas é
compensado por um menor custo operacional e maior produtividade quando
comparadas com máquinas pneumáticas (Crosby, 1998).
5. 5
A perfuração rotopercussiva se baseia na combinação das seguintes ações:
Percussão: os impactos produzidos pelas batidas do pistão do martelo
originam ondas de choque que se transmitem à rocha.
Rotação: com este movimento se faz girar a broca para que se produzam
impactos sobre a rocha em diferentes posições.
Pressão de avanço: para se manter em contato a ferramenta de perfuração
e a rocha, é exercida um pressão de avanço sobre a broca de perfuração.
Fluido de limpeza: o fluido de limpeza permite extrair os detritos do fundo
do furo.
Em resumo, na perfuração percussiva o pistão transmite energia sobre a rocha
através da barra de percussão, das uniões, da haste de perfuração e da broca.
O motor de rotação ao encontrar rocha nova, rompe os cortes em pedaços
ainda menores. O ar comprimido efetua a limpeza dos furos e a refrigeração das
brocas.
Perfuratrizes Pneumáticas
Segundo Jimeno (1994), um martelo acionado por ar comprimido consta de:
· um cilindro fechado com uma tampa dianteira que dispõe de uma abertura
axial onde é fixado o punho e as hastes de perfuração;
· um pistão que com o seu movimento alternativo golpeia o punho de
perfuração, o qual transmite a onda de choque à haste;
· uma válvula que regula a passagem de ar comprimido em volume fixado e
de forma alternada para a parte anterior e posterior do pistão;
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· um mecanismo de rotação para girar a haste de perfuração;
· um sistema de limpeza do furo que permite a passagem de ar pelo interior da
haste de perfuração e retirada dos detritos da rocha entre as paredes do furo
e a parte externa da haste.
. A profundidade máxima alcançada por este sistema não supera os 30 metros,
devido as perdas de energia na transmissão das ondas de choque do martelo
6. 6
para a coroa. A cada haste adicionada na coluna de perfuração maior é a perda
de energia devido a reflexão da energia nas conexões e luvas de perfuração.
O campo de aplicação das perfuratrizes pneumáticas de martelo de superfície
está se reduzindo cada vez mais, devido à baixa capacidade de perfuração em
rochas duras, à profundidade (em torno de 15 m), ao diâmetro de perfuração (de
50 a 100 mm) e ao alto consumo de ar comprimido, aproximadamente, 2,4
m3/min por cada cm de diâmetro, além de apresentar alto desgaste das
ferramentas de perfuração: hastes, punhos, coroas, mangueiras etc., em função
da freqüência de impacto e na forma de transmissão da onda de choque do
pistão de grande diâmetro (Svedala Reedrill, sd.).
Perfuratrizes hidráulicas
No final da década de 60 e início da década de 70 houve um grande avanço
tecnológico na perfuração de rochas com o desenvolvimento dos martelos
hidráulicos.
Uma perfuratriz hidráulica consta basicamente dos mesmos elementos
construtivos de uma pneumática. A diferença mais importante entre ambas é
que no lugar de se utilizar ar comprimido, gerado por um compressor acionado
por um motor diesel ou elétrico, para o acionamento do motor de rotação e para
produzir o movimento alternativo do pistão do martelo, utiliza-se um grupo de
bombas que acionam estes componentes.
As razões pela qual as perfuratrizes hidráulicas possuem uma melhor tecnologia
sobre as pneumáticas são as seguintes (Crosby, 1998):
· 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;
7. 7
· 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;
8. · requer menor torque de rotação e a velocidade de rotação (rpm) é muito
menor em comparação com o método rotativo. A faixa normal de operação é
de 10 a 60 rpm;
1.4 Rotação/Trituração
Foi inicialmente usada na perfuração de petróleo, porém, atualmente, é também
usada em furos para detonação, perfuração de chaminés verticais de ventilação
e abertura de túneis. Esse método é recomendado em rochas com resistência à
compressão de até 5000 bar.
Quando perfuramos por este método, usando brocas tricônicas, a energia é
transmitida para a broca por um tubo, que gira e pressiona o bit contra a rocha.
Os botões de metal duro são pressionados na rocha, causando o fraturamento
desta, de acordo basicamente com o mesmo princípio da perfuração por
percussão. A velocidade normal de rotação é de 50 a 90 rev/min.
1.5 Rotação/Corte
Este método é usado principalmente em rochas brandas com resistência à
compressão de até 1500 bar.
A perfuração por rotação necessita de uma forte capacidade de empuxo na
broca e um mecanismo superior de rotação. A pressão aplicada e o torque
rompem e moem a rocha. Neste método a energia é transmitida ao cortador
pelo tubo de perfuração, que gira e pressiona o mesmo sobre a rocha. A área de
corte da ferramenta exerce pressão sobre a rocha e as lascas são arrancadas.
A relação entre a pressão necessária e a faixa de rotação, determina a
velocidade e a eficiência da perfuração:
a) a rocha branda requer menor pressão e rotação mais rápida;
b) a rocha dura necessita de alta pressão e rotação mais lenta.
8
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9. 9
A velocidade de rotação é de 120 rev/min para um furo de 110 mm e 300
rev/min para furos de 60 mm de diâmetro.
1.6 FONTES DE ENERGIA
As fontes primárias de energia podem ser: motores diesel ou motores elétricos.
Nas perfuratrizes com um diâmetro de perfuração acima de 9” (230 mm) é
generalizado o emprego de energia elétrica a média tensão, alimentando a
perfuratriz com corrente alternada com cabos elétricos revestidos.
Porém, se a lavra é seletiva e há grande necessidade de deslocamento do
equipamento de perfuração, pode-se adotar máquinas a motor diesel. As
perfuratrizes médias e pequenas, que são montadas sobre caminhões, podem
ser acionadas por motores a diesel.
Segundo Jimeno (1994), uma divisão média da potência instalada nestas
unidades para os diferentes mecanismos é a seguinte:
¨ Movimento de elevação e translação: 18%
¨ Rotação: 18%
¨ Avanço: 3%
¨ Nivelamento: 2%
¨ Limpeza dos detritos com ar comprimido: 53%
¨ Equipamentos auxiliares: 3 %
¨ Outros: 3%.
Nota-se na distribuição de energia, acima, a grande importância do ar e da
potência de rotação para o método rotativo.
Os equipamentos elétricos têm um custo de 10 a 15% mais baixo que os de
acionamento a diesel.
Estes últimos são selecionados quando a região da explotação não dispõe de
adequada infra-estrutura de suprimento de energia elétrica ou quando a
máquina é montada sobre caminhão (Jimeno, 1994).
10. 1.7 SISTEMA DE ROTAÇÃO
10
Com o objetivo de girar as hastes e a broca para efetuar a perfuração, as
perfuratrizes possuem um sistema de rotação montado, geralmente, sobre uma
unidade que desliza no mastro da perfuratriz. Esta unidade é geralmente
denominada de cabeça rotativa.
O sistema de rotação é constituído por um motor elétrico ou um sistema
hidráulico. O primeiro é utilizado nas máquinas de maior porte, pois aproveita a
grande facilidade de regulagem dos motores de corrente contínua, num intervalo
de 0 a 100 rpm (Jimeno, 1994). Já o sistema hidráulico consiste de um circuito
hidráulico com bombas de pressão contínua, com um conversor, para variar a
velocidade de rotação do motor hidráulico.
A figura 3 mostra os principais componentes de um sistema de perfuração
rotativa: ar comprimido, sistema de elevação e avanço, motor de rotação,
cabeça rotativa, haste, estabilizador e broca.
11. Motor de Rotação:
Elétrico ou Hidráulico
Cabeça Rotativa
Ar Comprimido
Haste
EestabEilid
ador
Estabilizad
or
Estabilizador
bit
Broca
Sistema de Elevação e
Avanço
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Figura 3: Principais componentes de um de um sistema de perfuração rotativo
Fonte: Jimeno, 1994.
11
1.8 SISTEMA DE AVANÇO E ELEVAÇÃO
Para se obter uma boa velocidade de penetração na rocha é necessário a
aplicação de uma determina força de avanço, que depende, tanto da resistência
da rocha, como do diâmetro que se pretende utilizar. Como o peso da coluna de
perfuração (hastes, estabilizador e broca) não é suficiente para se obter a carga
necessária, é preciso aplicar forças adicionais que são transmitidas
exclusivamente através de energia hidráulica.
Existem basicamente quatro sistemas de avanço e elevação, que são:
· cremalheira e pinhão direto;
· corrente direta;
· cremalheira e pinhão com corrente;
· cilindros hidráulicos.
12. 12
1.9 PRINCIPAIS CARACTERÍSTICAS DAS BROCAS TRICÔNICAS
As brocas tricônicas são classificadas de acordo com o material dos dentes e
geometria do cone. Os dentes podem ser de face dura, cobertura endurecida ou
insertos de carboneto de tungstênio. As brocas com dentes de face dura ou
cobertura endurecida são denominadas de brocas dentadas e as de insertos de
tungstênio são denominadas de brocas de botões (Karanam & Misra, 1998).
Na perfuração rotativa, a broca ataca a rocha com a energia fornecida pela
máquina à haste de perfuração, que transmite a rotação e o peso de avanço
(carga) para a broca. O mecanismo de avanço aplica uma carga acima de 65%
do peso da máquina, forçando a broca em direção à rocha. A broca quebra e
remove a rocha por uma ação de raspagem em rochas macias, esmagamento-trituração-
lasqueamento em rochas duras ou por uma combinação destas ações
(Crosby, 1998). A figura 4 ilustra este modelo de corte.
Figura 4: Modelo físico de penetração para o método rotativo
Fonte: Karanam & Misra, 1998.
As brocas tricônicas consistem de três componentes principais: os cones, os
rolamentos e o corpo. Os cones são montados sobre os eixos dos rolamentos
os quais são partes integrantes do corpo da broca. Os elementos cortantes dos
13. 13
cones consistem de linhas circunferênciais de dentes salientes (ex.: botões ou
dentes).
1.10 CARACTERÍSTICAS DOS FUROS
Os furos são geralmente caracterizados por quatro parâmetros: diâmetro,
profundidade, retilinidade e estabilidade.
Diâmetro dos furos
O diâmetro do furo depende da finalidade do mesmo. Em furos para
detonações, há vários fatores que influem na escolha do diâmetro, por exemplo,
o tamanho desejado dos fragmentos, após a detonação; o tipo de explosivo a
ser utilizado, a vibração admissível do terreno durante a detonação etc. Em
grandes pedreiras e outras minerações a céu aberto, furos de grande diâmetro
apresentam menores custos de perfuração e detonação por m3 ou tonelada de
rocha escavada. Nas minas subterrâneas, as dimensões dos equipamentos de
perfuração são determinadas pelo método de lavra adotado. Em trabalhos
menores, o diâmetro do furo pode também ser determinado pelo tamanho do
equipamento disponível para perfuração, carregamento e transporte.
A eleição do diâmetro dos furos depende, também, da produção horária, do
ritmo da escavação e da resistência da rocha. A figura 5 mostra a relação entre
os diâmetros e o número de furos, porte dos equipamentos de escavação, altura
da pilha e granulometria dos fragmentos rochosos após a detonação.
14. Figura 5: Influência do diâmetro no n.º de furos, na fragmentação da rocha,
na altura da pilha e no porte do equipamento de carregamento.
A figura 6 mostra a relação entre o diâmetro de perfuração e a seção do túnel
ou galeria e o tipo de equipamento de perfuração.
Figura 6: Influência do diâmetro da perfuração
no tamanho da seção da galeria
Profundidade dos furos
14
15. A profundidade do furo determina a escolha do equipamento de perfuração. Em
espaços confinados somente ferramentas de perfuração curtas poderão ser
usadas.
No caso de maiores profundidades (50 a 70 m ou mais) utiliza-se perfuração de
fundo de furo, ao invés de martelo de superfície, já que o método de fundo de
furo proporciona mais eficiência de transmissão energética e remoção dos
cavacos de rocha a essa profundidade. Quando utilizamos martelos DTH a
energia é em princípio transmitida da mesma forma com a vantagem de que o
pistão da perfuratriz trabalha diretamente sobre a broca.
Retilinidade do furo
A retilinidade de uma perfuração varia, dependendo do tipo e natureza da rocha,
do diâmetro e da profundidade do furo, do método e das condições do
equipamento utilizado, da experiência do operador. Na perfuração horizontal ou
inclinada, o peso da coluna de perfuração pode concorrer para o desvio do furo.
Ao perfurar furos profundos para detonação, o furo deve ser tão reto quanto
possível para que os explosivos, sejam distribuídos corretamente, para se obter
o resultado desejado.
Para compensar o desvio dos furos às vezes é necessário furar com menor
espaçamento o que resulta em maior custo. Um problema particular causado
por um furo com desvio é a possibilidade de encontrar-se com um outro já
perfurado, causando a detonação de cargas por “simpatia”. A probabilidade do
equipamento se prender é grande e a detonação não pode ser executada
adequadamente.
Além do desvio do furo propriamente dito, o alinhamento pode ser afetado pelo
desalinhamento da lança e pelo cuidado durante o emboque do furo.
Estabilidade do furo
15
16. Outra necessidade em perfuração é que o furo permaneça “aberto” enquanto
estiver sendo utilizado para carregamento de explosivos. Em certas condições,
por exemplo, quando a perfuração é em material “solto” ou rocha (que tendem a
desmoronar e tapar o furo), torna-se essencial estabilizar-se o furo com tubos ou
mangueiras de revestimentos.
1.11 PERFURAÇÃO VERTICAL X INCLINADA
Principais vantagens da perfuração inclinada
melhor fragmentação;
diminuição dos problemas de repé devido ao melhor aproveitamento das
ondas de
choque na parte crítica do furo (linha de greide, pé da bancada);
maior lançamento;
permite maior malha;
permite redução da Razão de Carregamento que pode ser obtida pelo uso de
explosivos de menor densidade;
maior estabilidade da face da bancada;
menor ultra-arranque.
Principais desvantagens da perfuração inclinada
menor produtividade da perfuratriz;
maior desgaste de brocas, hastes e estabilizadores;
maior custo de perfuração;
maior comprimento de furo para uma determinada altura da bancada;
maior risco de ultralançamentos dos fragmentos rochosos.
1.12 MALHAS DE PERFURAÇÃO
16
17. 17
A geometria das malhas de perfuração pode ser quadrada, retangular,
estagiada, triângulo eqüilátero ou malha alongada:
A
E
a) malha quadrada b) malha retangular
c) malha estagiada (pé de galinha)
Malhas quadradas ou retangulares: devido a sua geometria é de fácil
perfuração (menor tempo de locomoção de furo a furo).
Malhas estagiadas: devido a geometria de furos alternados dificulta a
perfuração (maior tempo de locomoção furo a furo), porém possui melhor
distribuição do explosivo no maciço rochoso.
Malha Triângulo Eqüilátero: são malhas estagiadas com a relação E/A = 1,15.
São indicadas para rochas compactas e duras. Possuem ótima distribuição da
energia do explosivo na área de influencia do furo, maximizando a
fragmentação. O centro do triângulo eqüilátero, o ponto mais crítico para
fragmentação, recebe igual influência dos três furos circundantes.
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.
18. 1.13 SELEÇÃO DOS DIFERENTES TIPOS DE PERFURATRIZES
A tabela 1 apresenta um resumo dos fatores que devem ser avaliados durante o
processo de seleção do método e equipamento de perfuração. Durante o
processo de seleção do método e do equipamento de perfuração é necessário
discutir e adequar estes fatores às características da jazida ou mina, de forma a
se fazer a melhor escolha.
Tabela 1 - Fatores para seleção dos diferentes tipos de perfuratrizes. Fonte: Moraes, 2001
1.14 CÁLCULO DOS COMPONENTES DA PERFURATRIZ
18
Fatores Perfuratriz rotativa Perfuratriz de martelo de superície Perfuratriz de martelo de fundo de furo
Diâmetro do furo,
mm
165 a 228 em rocha macia
a média 250 a 432 em
todas formações, incluíndo
muito dura.
38 a 127. 152 a 228 em formações média a muito
dura; diâmetros menores em furos longos.
Tipo de rocha Formações na faixa de
macia a muito dura.
Média a muito dura. Media a muito dura. Restrições em rochas
muito fraturadas.
Profundidade
máxima do furo, m
Maior que 60 m. Menor que 20 m. Maior que 60 m.
Volume de ar
requerido
Grandes vazões para se ter
uma limpeza eficiente do
furo.
O ar tem dupla função: limpeza do furo
e acionamento do martelo. Não pode
usar pressões tão altas como no
martelo de fundo. Máquinas hidráulicas
reduzem bastante o consumo de ar.
A taxa de penetração aumenta com o
aumento da pressão de ar, mas o volume de
ar requerido também.
Avanço (pulldown)
requerido
Baixo em formações
macias a muito alto em
rochas duras.
Altas taxas de penetração podem ser
alcançadas com menores pressões de
avanço.
Boa penetração com menos carga de
avanço.
Velocidade de
rotação, rpm
Requer alta velocidade em
rocha macia e velocidades
mais baixas em rocha
dura.
Rotação para o bit é aproximadamente
de 100 a 120 rpm para furos de 64 mm,
em rocha macia; em rocha dura, 75 a
100 rpm para furos de 64 mm e 40 a 50
rpm para furos de 127 mm.
Opera com menores velocidades de rotação:
30 a 50 rpm para rocha macia; 20 a 40 para
rochas intermediárias e 10 a 30 rpm para
rochas duras.
Taxa de penetração
Aumenta com o aumento
do diâmetro da broca;
diminui com o aumento da
resistência da rocha.
Taxas iniciais mais altas que o método
de martelo de fundo. Taxa cai com
cada haste adicionada. Taxa decresce
com o aumento do diâmetro.
Taxas relativamente constantes ao longo do
furo. Maiores taxas em rochas duras, na
faixa de diâmetro de 152 mm a 228 mm,
comparando-se com o método rotativo.
Níveis de ruído Geralmente baixo.
Ruído é crítico: imacto do martelo e ar
comprimido. Máquinas hidráulicas
possuem menor nível de ruído.
Nível de ruído é mais baixo que o método de
martelo de superfície. Ruído é dissipado
dentro do furo.
19. a) Número de furos por dia (Nf )
F A x E x H x N
f d
N = VA
sendo:
VA = volume anual (m3); A = afastamento (m); E = espaçamento (m);
Hf = comprimento do furo (m); Nd = dias trabalhados por ano.
b) Profundidade Total perfurado por ano (PT)
PT = Nf x Hf x Nd (m)
sendo:
Nf = número de furos por dia; Hf = comprimento do furo (m);
Nd = dias trabalhados durante o ano.
c) Metros diários perfurados por uma perfuratriz (MP)
MP = NH x TP x DM x RMO x U
sendo:
NH = número de horas/dia trabalhado por uma perfuratriz;
TP = taxa de penetração (m/h);
DM = disponibilidade mecânica da perfuratriz (%);
RMO = rendimento da mão-de-obra (%);
U = utilização do equipamento (%).
d) Número de perfuratrizes necessárias (NP)
NP P
= T
N x MP
d
19
20. Exemplo
Uma mineração pretende produzir anualmente 1.000.000 m3 de hematita. Seu
desmonte de rocha apresenta as seguintes características:
- Malha de perfuração: Afastamento (A) = 2,5 m; Espaçamento = 5,0 m; Altura do
banco = 10 m; Inclinação dos furos = 0°; Diâmetro da perfuração = 4” (102 mm)
Taxa de penetração da perfuratriz: 40 m/h
- Disponibilidade mecânica do equipamento: 85%
- Rendimento da mão de obra: 80%
- Utilização do equipamento : 80%
- Dias de trabalho no ano: 365
- Horas trabalhadas por dia: 8 h
- Comprimento das hastes: 3 m.
A vida útil média dos componentes é a seguinte:
- bits (coroas) : 2.500 m
- punho : 2.500 m
- haste e luvas : 1.500 m
Calcular o número de perfuratrizes necessárias para executar a perfuração, e os
componentes gastos anualmente (hastes, luvas, punhos e coroas).
a) Número de furos por dia (Nf )
N
VA
= = =
F A x E x H x x x x
f
365
1000000
2 5 5 10 365
22
. .
,
b) Profundidade Total perfurado por ano (PT)
PT = Nf x Hf x Nd = 22 x 10 x 365 = 80.300 m
c) Metros diários perfurados por uma perfuratriz (MP)
20
21. MP = NH x TP x DM x RMO x U = 8 x 40 x 0,85 x 0,8 x 0,8 = 174,08 m
e) Número de perfuratrizes necessárias (NP)
NP
P
x MP x
= T = =
365
80300
365 17408
1 26
.
,
,
Obs.: Matematicamente o cálculo aponta, aproximadamente, para a
necessidade de duas perfuratrizes. Entretanto, a escolha correta será de uma só
perfuratriz, pois basta aumentarmos o número de horas trabalhadas por dia
para obtermos a produção diária desejada. Outra possibilidade seria a de
perfurar com uma maior taxa de penetração.
e) Relação entre metros de haste e metro de furo (K)
K
H C
C x
f =
+
=
+
=
2
1 0 3
2 3
2,1 7
f) Número de hastes (NH) e luvas (NL)
N e N
P x K
vidautil
x
H L
80300 217
1500
= T = =
116
. ,
g) Número de punhos (NP)
N
P
= T = =
P vidautil
80300
2500
32
.
.
h) Número de coroas (NB)
21
22. 32
80.300
C = = =
2500
P
N T
vida util
1.15 CÁLCULO DO CUSTO TOTAL DA PERFURAÇÃO
Custo Total da Perfuração/m (CTP)
Uma relativamente simples, mas bastante interessante análise, foi recentemente
apresentada por Robert W. Thomas, da Baker Hughes Mining Tools Inc., que
pode ser assim enunciada:
C T P
A
M
D
V P
= +
sendo:
A = custo da ferramenta de perfuração (brocas e cortadores);
M = vida útil da ferramenta em metros;
D = custo horário da perfuratriz (custo de propriedade e custo operativo);
VP = velocidade de penetração (m/h).
O exemplo a seguir evidencia que a soma expedida na aquisição de uma broca
com uma maior velocidade de penetração, aumenta os dividendos, pois o custo
total de perfuração será reduzido e a produção aumentará.
Exemplo do CTP
Uma perfuratriz trabalha em uma mina de cobre a céu aberto, com uma broca
de diâmetro de 12¼”. Considerando os seguintes dados:
22
Prof. Valdir Costa e Silva
23. - Velocidade de penetração da broca normal: 25,0 m/h
- Custo da broca normal: US$ 5.356
- Velocidade de penetração da broca especial XP: 27,5 m/h
- Custo da broca especial XP: US$ 6.169
- Vida útil da broca: 3.000 m
Broca normal:
CTP
US
= + = US m
m
US h
m h
$ .
.
$ /
/
$ , /
5356
3000
450
25
19 785
Broca especial XP:
CTP
US
= + = US m
m
US h
m h
$ .
.
$ /
, /
$ , /
6169
3000
450
27 5
18 420
Diferença de custo: US$ 1,365/m (6,9%)
Velocidade de penetração da BROCA NORMAL = 25,0 m/h
Velocidade de penetração da BROCA ESPECIAL XP = 27,5 m/h
INCREMENTO DE PRODUTIVIDADE = 2,5 m/h
(10%)
23
Um acréscimo de apenas 10% na velocidade de perfuração representa uma
economia de US$ 409.500,00 por ano, em um programa de perfuração de
300.000 m, isto é: (US$ 1,365/m x 300.000 m = US$ 409.500,00).
24. Prof. Valdir Costa e Silva
2. PROPRIEDADES E SELEÇÃO DE EXPLOSIVOS
24
2.1 INTRODUÇÃO
Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os explosivos vêm sofrendo,
desde os anos 40, um acentuado desenvolvimento tecnológico, objetivando
alcançar os seguintes resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior
segurança no manuseio, maior resistência à água, menor custo por unidade de
rocha desmontada.
2.2 EXPLOSIVOS
Definição
Explosivos são substâncias ou misturas, em qualquer estado físico, que, quando
submetidos a uma causa térmica ou mecânica suficientemente enérgica (calor,
atrito, impacto etc.) se transformam, total ou parcialmente, em gases, em um
intervalo de tempo muito curto, desprendendo considerável quantidade de calor.
Ingredientes de um explosivo
(a) Explosivo básico (ou explosivo base) é um sólido ou líquido que, submetido a
uma aplicação suficiente de calor ou choque, desenvolve uma reação
exotérmica extremamente rápida e transforma-se em gases a altas
temperaturas e pressões. Exemplo típico de explosivos básico é a
nitroglicerina C3H5O9N3, descoberta em 1846 pelo químico italiano Ascanio
Sobrera.
(b) Os combustíveis e oxidantes são adicionados ao explosivo básico para
favorecer o balanço de oxigênio na reação química de detonação. O
combustível (óleo diesel, serragem , carvão em pó, parafina, sabugo de
milho, palha de arroz etc.) combina com o excesso de oxigênio da mistura
explosiva, de forma que previne a formação de NO e NO2; o agente oxidante
(nitrato de amônio, nitrato de cálcio, nitrato de potássio, nitrato de sódio etc.)
assegura a completa oxidação do carbono, prevenindo a formação de CO. A
formação de NO, NO2 e CO é indesejável, pois além de altamente tóxicos
25. Prof. Valdir Costa e Silva
para o ser humano, especialmente em trabalhos subterrâneos, esses gases
reduzem a temperatura da reação “ladrões de calor” e conseqüentemente,
diminuem o potencial energético e a eficiência do explosivo.
(c) os antiácidos geralmente são adicionados para incrementar a estabilidade do
produto à estocagem, exemplo: carbonato de cálcio, óxido de zinco.
(d) os depressores de chama (cloreto de sódio) normalmente são utilizados
para minimizar as possibilidades de fogo na atmosfera da mina,
principalmente nas minas onde ocorre a presença do gás metano (grisu).
(e) os agentes controladores de densidade e sensibilidade dividem-se em:
químicos (nitrito de sódio, ácido nítrico) e mecânicos (micro esferas de
vidro). No controle do pH do explosivo utilizam-se a cal e o ácido nítrico.
(f) os agentes cruzadores (cross linking) são utilizados juntamente com a goma
guar para dar uma forma de gel nas lamas e evitar a migração dos agentes
controladores da densidade. Exemplo: dicromato de sódio.
2.3 PROPRIEDADES DOS EXPLOSIVOS
Densidade de um explosivo
Densidade é a relação entre a massa e o volume dessa massa, medida em
g/cm3. A densidade dos explosivos comerciais varia de 0,6 a 1,45 g/cm3. A
densidade dos explosivos é um fator importante para a escolha do explosivo. Os
explosivos com densidade inferior ou igual a 1 não devem ser utilizados em
furos contendo água, para evitar que os mesmos bóiem. Para detonações
difíceis, em que uma fina fragmentação é desejada, recomenda-se um explosivo
denso. Para rochas fragmentadas “in situ”, ou onde não é requerida uma
fragmentação demasiada, um explosivo pouco denso será suficiente.
Energia de um explosivo
25
Prof. Valdir Costa e Silva
26. A finalidade da aplicação de um explosivo em um desmonte é gerar trabalho útil.
A energia liberada pelo explosivo em um furo é utilizada da seguinte forma:
pulverização da rocha nas paredes do furo, rompimento da rocha, produção de
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.
Exemplo 1: Considere como o explosivo padrão, o ANFO que apresenta as
seguintes propriedades: densidade = 0,85 g/cm3; Energia termoquímica = 900
cal/g.
Cálculo da Energia Relativa por Massa (RWS) do explosivo emulsão que
apresenta as seguintes propriedades: densidade = 1,15 g/cm3; Energia
termoquímica = 850 cal/g.
850 cal / g
900 cal / g
RWS =ETx =
ETp
26
27. 27
RWS = 0,944 ou RWS = 94,4. Uma unidade de massa da emulsão possui
5,6 % a menos de energia quando comparada com a mesma unidade de massa
do ANFO.
- RBS - Relative Bulk Strength (Energia relativa por volume): é a energia
disponível por volume de um explosivo x, comparada com a energia disponível
por igual volume de um explosivo tomado como padrão. Isto é:
R BS
ETx
ETp
x
x
p
RWS x
x
p
r
r
= =
r
r
onde: rx e rp são as densidades do explosivo x e p, respectivamente.
Exemplo 2: Utilizando os dados do exemplo anterior; cálculo da Energia
Relativa por Volume (RBS):
3
3
1,15 g / cm
x
0,85 g / cm
850 cal / g
900 cal / g
= r
RBS ETx x x
=
p
ETp
r
RBS = 1,28 ou RBS = 128. Uma unidade de volume da emulsão possui 28%
a mais de energia quando comparada com a mesma unidade de volume do
ANFO.
Prof. Valdir Costa e Silva
Balanço de Oxigênio de um explosivo e Energia de explosão (Hf)
A maioria dos ingredientes dos explosivos e composto de oxigênio, nitrogênio,
hidrogênio e carbono. Para misturas explosivas, a liberação de energia é
otimizada quando o balanço de oxigênio é zero. Balanço zero de oxigênio é
definido como o ponto no qual uma mistura tem suficiente oxigênio para oxidar
completamente todos os combustíveis (óleo diesel, serragem, carvão, palha de
arroz etc.) presentes na reação, mas não contém excesso de oxigênio que
possa reagir com o nitrogênio na mistura para formação de NO e NO2 e nem a
falta de oxigênio que possa gerar o CO, pois além de altamente tóxicos para o
ser humano, esses gases reduzem a temperatura da reação e,
conseqüentemente, diminuem o potencial energético e a eficiência do explosivo.
28. Teoricamente, os gases produzidos na detonação a balanço zero de oxigênio
são: CO2, H2O e N2 e na realidade pequenas quantidades de NO, CO, NH2,
CH4 e outros gases.
Como exemplo, considere a mistura ideal do nitrato de amônio (N2H403) com o
óleo diesel (CH2):
N2H403 + CH2 ® CO2 + H2O + N2
Tabela 2 - Cálculo da necessidade de oxigênio para equilibrar a equação.
Composto Fórmula Produtos desejados
na reação
Necessidade (-) ou
excesso (+) de oxigênio
Nitrato de
amônio
Óleo diesel
N2H403
CH2
N2, 2H2O
CO2, H2O
+ 3 - 2 = + 1
- 2 - 1 = - 3
Necessidades de oxigênio: -3
O resultado é uma deficiência de 3 átomos de oxigênio por unidade de CH2.
Desde que cada molécula do nitrato de amônio apresenta excesso de um
átomo de oxigênio, 3 unidades de nitrato de amônio são necessárias para o
balanço de cada unidade de óleo diesel na mistura de AN/FO.
Equilibrando a equação:
3N2H403 + CH2 ® CO2 + 7H2O + 3N2
Cálculo das percentagens de N2H403, CH2 por massa de mistura de AN/FO:
Usando as massas moleculares da tabela 3, podemos calcular a soma das
massas moleculares dos produtos a partir das massas atômicas: Al = 27; C =
12; O = 16; H = 1; N = 14.
Tabela 3 - Cálculo da soma da massa molecular
dos produtos da reação.
Composição Massa molecular (g)
3N2H403 3 x 80 = 240
CH2 14
Total 254
28
Prof. Valdir Costa e Silva
29. A percentagem do nitrato de amônio na mistura, será:
(240 : 254) x 100% = 94,5%
Então sabemos que 240 g de nitrato de amônio reagem com 14 g de carbono
quando o balanço é perfeito, quer dizer, o óleo deve representar, em massa:
(14 : 254) x 100% = 5,5%
Calor de Formação ou Energia de Explosão (Hf)
Por definição, a energia da explosão (Hf) é a diferença entre o calor de
formação dos produtos (Hp) e o calor de formação dos reagentes (Hr), isto é:
Hf = Hp - Hr
Utilizando os valores da entalpia da tabela 4, teremos:
Tabela 4 - Entalpia de Formação para diferentes compostos
Composto Hf (kcal/mol)
N2H4O3 (nitrato de amônio) -87,30
H20 -57,80
CO2 -94,10
CH2 (óleo diesel) - 7,00
CO -26,40
N 0
NO + 21,60
29
30. NO2 + 8,10
Al2O3 (alumina) -399,00
Hp = -94,10 + 7(-57,80) + 3(0) Þ Hp = -498,7 kcal
Hp = 3(-87,30) - 7 Þ Hp = -268,9 kcal
Hf = Hp - Hr = -498,7 kcal - (-268,9) kcal = -229,8 kcal
Transformando para cal/g:
-229,8 x 1000 / 254 g Þ 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 = r VOD -
6
2
x 10
4
sendo:
30
Prof. Valdir Costa e Silva
31. PF = pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente
acoplado ao furo (GPa);
r = densidade do explosivo (g/cm3);
VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s).
Para a medição da VOD do explosivo, pode-se utilizar o “VOD PROBRE -
BLAST EVALUATOR” de fabricação da INSTANTEL INC. (Canadá) ou o
MiniTrap III, de fabricação da MREL do Canadá. O medidor da VOD (The VOD
Probe - Blast Evaluator) possui um cronômetro eletrônico que é acionado por
fibras óticas introduzidas no furo a ser detonado e mede a VOD. À medida que
ocorre a detonação do explosivo, a luz resultante que é emitida aquece o probe
de fibra ótica em um certo tempo, permitindo dessa maneira a medição da VOD
do explosivo. Já o MiniTrap III mede a VOD utilizando cabo coaxial.
A medição da velocidade de detonação dos explosivos tem os seguintes
objetivos:
· determinar a velocidade de detonação do explosivo, para que a partir da
mesma seja calculada a pressão produzida no furo durante a detonação;
· comparar o desempenho do explosivo quando iniciado com diferentes
escorvas, acessórios e diferentes materiais utilizados para o confinamento
do tampão;
· verificar se os explosivos e acessórios estão detonando de acordo com o valor
fornecido pelos fabricantes.
Sensibilidade à iniciação
Define-se como a susceptibilidade de um explosivo à iniciação, isto é, se o
explosivo é sensível à espoleta, cordel, booster (reforçador) etc.
Diâmetro crítico
31
32. 32
As cargas de explosivos com forma cilíndrica têm um diâmetro abaixo do qual a
onda de detonação não se propaga ou propaga-se com uma velocidade muito
baixa. A esse diâmetro, dá-se o nome de diâmetro crítico. Os principais fatores
que influenciam no diâmetro crítico são: tamanho das partículas, reatividade dos
seus ingredientes, densidade e confinamento.
Prof. Valdir Costa e Silva
Gases gerados pelos explosivos
A 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
propriedades do explosivo usado. O máximo de energia é conseguido quando o
BO é zero. Na prática, esta condição é utópica (Reis, 1992).
33. 33
Os explosivos podem ser representados pela fórmula geral: CaHbOcNdXe, onde X
é um metal.
Consideremos o caso da decomposição de um explosivo que não recebe
elementos metálicos. Para uma transformação completa, teríamos:
CaHbOcNd = xCO2 + yH2O + zN2
Equilibrando a equação:
a = x; b = 2y; d = 2x + y; c = 2x + y Þ c = 2a + b/2 ,
quando então a transformação é completa, tendo em vista os produtos de
reação.
Exemplo:
Nitroglicerina: C3H5O9N3
Oxigênio existente na molécula: 9 átomos
Oxigênio necessário: c = 2a + b/2 = 2 x 3 + 5/2 = 8,5 átomos
Há, portanto, um excesso de 0,5 átomo de oxigênio.
Prof. Valdir Costa e Silva
Considerando que o peso molar da NG é de: 3 x 12 + 5 x 1 + 9 x 16 + 3 x 14
= 227 gramas.
BO = Peso molecular do excesso de oxigênio =
Peso molecular da nitroglice rina
BO = 3,52%
100%
x 100% 8 x
227
Observação: Explosivos mal iniciados ou desbalanceados geram mais gases
tóxicos.
Resistência à água
É a capacidade que um explosivo tem de resistir a uma exposição à água
durante um determinado tempo, sem perder suas características. A resistência
34. de um explosivo à água pode ser classificada como: nenhuma, limitada, boa,
muito boa e excelente.
2.4 CLASSIFICAÇÃO DOS EXPLOSIVOS
A figura 8 mostra como podem ser classificados os explosivos. Neste texto
discutiremos apenas os explosivos químicos, por serem os mais utilizados pelas
minerações e obras civis. Há três tipos de explosivos comerciais:
(a) altos explosivos, isto é, explosivos caracterizados pela elevadíssima
velocidade de reação (1500 a 9000 m/s) e alta taxa de pressão (50.000 a 4
milhões de psi). Os altos explosivos serão primários quando a sua iniciação
se der por chama, centelha ou impacto. Secundários quando, para sua
iniciação, for necessário um estímulo inicial de considerável grandeza.
Exemplo de altos explosivos: TNT, dinamites, gelatinas;
(b) baixos explosivos, ou deflagrantes, caracterizam-se por uma velocidade
de reação muito baixa (poucas unidades de m/s) e pressões no máximo de
50.000 psi. Exemplo: pólvora e explosivos permissíveis;
(c) Agentes detonantes são misturas cujos ingredientes não são classificados
como explosivos. Exemplo: ANFO, ANFO/AL, lama, ANFO Pesado,
emulsões.
Classificação dos Explosivos
Mecânicos Químicos Nucleares
Altos Explosivos Baixos Explosivos Agentes Detonantes
Primário Secundário
34
Prof. Valdir Costa e Silva
35. Permissíveis Não permissíveis
Figura 8 - Classificação dos explosivos
35
Explosivos deflagrantes
Baixos explosivos (propelantes), ou deflagrantes, são aqueles cuja reação
química é uma combustão muito violenta chamada deflagração, que se
propaga a uma velocidade da ordem de 100 a 1500 m/s e pressões de no
máximo 50.000 psi.
Entre os explosivos deflagrantes, o protótipo é a pólvora negra. Conhecida da
remota Antigüidade, sua invenção tem sido atribuída aos chineses, árabes e
hindus. Usada pela primeira vez, em mineração, em 1627, na Hungria, e
logo após, na Inglaterra. A percentagem ponderal média dos componentes
da pólvora negra é a seguinte:
Nitrato de potássio (KN03) ou nitrato de sódio (NaN03) ........................ 75%
Carvão vegetal (C) ................................................................................ 15%
Enxofre (S) ............................................................................................ 10%
2.5 ALTOS EXPLOSIVOS COM BASE DE NITROGLICERINA
Dinamites
As dinamites, inventada pelo químico sueco Alfred Nobel, em 1866, diferem em
tipo e graduação conforme o fabricante, podendo, contudo, serem classificadas
segundo os seguintes grupos principais:
· Dinamite guhr
36. 36
Prof. Valdir Costa e Silva
· Dinamites simples
· Dinamites amoniacais
Dinamite guhr
De interesse puramente histórico, resulta da mistura de Nitroglicerina,
Kieselguhr e estabilizantes. Não é mais usada.
Dinamite simples
Resultante da mistura: Nitroglicerina + Serragem + Oxidante + Estabilizante.
Como se vê, a serragem substitui o kieselguhr como absorvente e nitrato de
sódio é, em geral, o oxidante usado. Como estabilizante, ou antiácido, usa-se o
carbonato de cálcio, com cerca de 1%. A dinamite simples produz boa
fragmentação. Em contrapartida, apresenta um alto custo e gera gases tóxicos.
Dinamites amoniacais
O alto custo da dinamite simples e as qualidades indesejáveis já citadas
permitiram o desenvolvimento das dinamites amoniacais. As dinamites
amoniacais são similares em composição, às dinamites simples, mas a
nitroglicerina e o nitrato de sódio são parcialmente substituídos por nitrato de
amônio.
Gelatinas
A gelatina também foi descoberta por Alfred Nobel, em 1875. A gelatina é um
explosivo bastante denso de textura plástica, parecendo uma goma de mascar,
constituída de nitroglicerina + nitrocelulose + nitrato de sódio. São utilizadas
apenas em casos especiais. Geram gases nocivos. Tem grande velocidade de
detonação, produz boa fragmentação e ótimo adensamento no furo.
Gelatinas amoniacais
As gelatinas amoniacais têm formulações semelhantes àquelas das gelatinas,
porém o nitrato de amônio substitui, parcialmente, a nitroglicerina e o nitrato de
sódio. Essas gelatinas foram desenvolvidas para substituir as gelatinas, com
37. 37
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.
A tabela 5 mostra as % dos ingredientes dos altos explosivos.
Tabela 5 - Porcentagem dos ingredientes dos altos explosivos
PORCENTAGEM (%) DOS INGREDIENTES
Produto N glic. N celul. N Sódio N Amônio Combustível S Antiácido
Dinamites simples 20 - 60 - 60 – 20 - 15 – 18 3 – 0 1,3 – 1,0
Dinamites Amoniacais 12 – 23 - 57 – 15 12 – 50 10 - 9 7 – 2 1,2 – 1,0
Gelatinas 20 – 50 0,4 – 1,2 60 – 40 - 11 - 8 8 – 0 1,5 – 1,1
Gelatinas Amoniacais 23 – 35 0,3 – 0,7 55 – 34 4 - 20 8,0 7 - 0 0,7 – 0,8
Semigelatinas sem informação
2.6 AGENTES DETONANTES
EXPLOSIVOS GRANULADOS
Os explosivos granulados, também conhecidos como agentes detonantes,
geralmente consistem em misturas de nitratos inorgânicos e óleo combustível,
podendo sofrer adição ou não de substâncias não explosivas (alumínio ou ferro-silício).
38. Prof. Valdi3r8 Costa e Silva
ANFO
Entre os explosivos granulados, há um universalmente conhecido, formado pela
mistura pura e simples de nitrato de amônio (94,5%) e óleo diesel (5,5%)
denominado ANFO, sigla esta resultante dos vocábulos ingleses Ammonium
Nitrate e Fuel Oil. As proporções acima, consideradas ideais, foram
determinadas pelos americanos Lee e Akre, em 1955. As maiores vantagens do
ANFO são: ocupar inteiramente o volume do furo, grande insensibilidade aos
choques, poucos gases tóxicos e redução do preço global do explosivo (US$
0,40/kg). As maiores desvantagens: falta de resistência à água, baixa densidade
(0,85 g/cm3) e necessidade de um iniciador especial. A reação ideal do ANFO
(N2H403 - Nitrato de amônio e CH2 - Óleo diesel) quando o balanço de oxigênio
é zero, pode ser expressa por:
3N2H403 + CH2 ® CO2 + 7H2O + 3N2 + 900 cal/g.
Outros explosivos granulados, fabricados por diferentes produtores, nada mais
são do que formulações similares à do ANFO, com adição de outros
ingredientes, explosivos ou sensibilizantes, combustíveis, oxidantes e
absorventes.
ANFO/AL
Os primeiros trabalhos realizados com explosivos contendo alumínio na sua
formulação, a fim de otimizar os custos de perfuração e desmonte, foram
conduzidos no início da década de 60, em minas de ferro no Peru e mais tarde
na Austrália. O objetivo da adição de alumínio ao ANFO é de aumentar a
produção de energia do mesmo. A adição de alumínio no ANFO varia de 5 a
15% por massa. Acima de 15% a relação custo-benefício tende a não ser
atrativa. A reação do ANFO/AL contendo 5% de Al pode ser expressa por:
39. 4,5N2H403 + CH2 + AL ® CO2 + 10H2O + 4,5N2 + ½Al203 + 1100 cal/g
39
Uma composição de AN/FO/Al (90,86/4,14/5) apresenta as seguintes
propriedades: densidade = 0,87 g/cm3; RWS = 1,13 e RBS = 1,16 comparada
com o ANFO padrão.
LAMAS (SLURRIES) E PASTAS DETONANTES
Desenvolvidas e patenteadas nos Estados Unidos da América, representam
vários anos de pesquisa de Mr. Melvin A. Cook e H. E. Forman. A lama
explosiva foi detonada com sucesso, pela primeira vez em dezembro de 1956,
na Mina Nob Lake, em Labrador, Canadá.
Os materiais necessários à composição da lama (tabela 6) são representados
por sais inorgânicos (nitrato de amônio, nitrato de cálcio e nitrato de sódio),
sensibilizantes (alumínio atomizado, ferrosilício) combustíveis (carvão e/ou óleo
diesel), estabilizantes, agentes controladores de densidade (nitrito de sódio e
ácido nítrico) e de pH, agentes gelatinizantes, agentes cruzadores e gomas. As
pastas são superiores ao ANFO, apresentam boa resistência à água, todavia
são bem mais caras. Com a introdução das emulsões no mercado internacional,
o consumo de lama vem decaindo.
Tabela 6 - Composição básica da Lama
FASE CONTÍNUA
Água 15 - 20%
Nitrato de Amônio e/ou de Sódio/Cálcio 65 – 80%
Goma + Agentes Cruzadores 1 – 2%
FASE DESCONTÍNUA
Óleo Diesel 2 - 5%
Alumínio 0 - 10%
Agentes de Gaseificação 0,2 %
EMULSÕES
O interesse em explosivos em emulsão deu-se no início da década de 60.
Explosivos em emulsão são do tipo “água-em-óleo” (water-in-oil). Eles consistem
de microgotículas de solução oxidante supersaturada dentro de uma matriz de
40. Prof. Valdir Costa e Silva
óleo. Para maximizar o rendimento energético, enquanto minimiza custos de
produção e preço de venda, o oxidante dentro das microgotículas consiste
principalmente de nitrato de amônio. Dentro de um ponto de vista químico, uma
emulsão se define com uma dispersão estável de um líquido imiscível em outro,
o qual se consegue mediante agentes que favorecem este processo (agentes
emulsificantes) e uma forte agitação mecânica. A tabela 7 mostra a composição
básica de um explosivo em emulsão.
Tabela 7 - Composição típica de um explosivo em emulsão (Silva, V. C., 1986)
INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA
Nitrato de Amônio
Água
Óleo diesel
Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou
Monoleato de ezorbitol
77,3
16,7
4,9
1,1
_____
100,0
ANFO PESADO (HEAVY ANFO)
A primeira patente utilizando ANFO como agente redutor de densidade foi
concedida em 1977 (Clay, 1977) desde que os prills (grãos ou pérolas) e os
interstícios do ANFO podem ser utilizados para aumentar a sensibilidade da
emulsão e ao mesmo tempo aumentar a densidade do ANFO. A blendagem da
emulsão com o ANFO ou Nitrato de amônio é conhecida como ANFO Pesado
(tabela 8). A densidade do ANFO Pesado resultante situa-se na faixa de 1,00 a
1,33 g/cm3. A resistência à água do ANFO pesado é moderada. Para uma
blendagem de ANFO/Emulsão: 50/50, a uma densidade de 1,33 g/cm3, o ANFO
pesado passa a apresentar resistência à água, porém a mínima escorva de
iniciação deve apresentar uma massa acima de 450 g.
Tabela 8 - Composição típica do ANFO Pesado com resistência à água (Katsabanis, 1999).
INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA
Nitrato de Amônio
59,1
Nitrato de Cálcio
19,7
40
41. Água
Óleo diesel
Alumínio
Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou
Monoleato de ezorbitol
7,2
5,9
7,0
1,1
_____
100,0
41
EXPLOSIVOS PERMISSÍVEIS
São assim chamados os explosivos que podem ser usados em algumas minas
subterrâneas, nas quais podem acontecer emanações de metano que, com o ar,
forma uma mistura inflamável, ou então, em minas com poeiras carbonosas em
suspensão.
A tabela 9 apresenta um resumo das principais propriedades dos explosivos
industriais.
Tabela 9 - Algumas propriedades dos explosivos industriais. Fonte: (Fernandéz, 2000)
Produto Densidade Velocidade de Detonação Pressão de Detonação Energia da Volume de
(confinada) Explosão Gases
(g/cm3) (m/s) (Kbar) (cal/g) (l/kg)
Dinamites especiais 1,40 2700 – 5700 25 – 144 935
Dinamite amoniacal 1,25 4700 69 664 821
Gelatina 1,50 7500 – 7800 225 1430 740
Gelatina amoniacal 1,32 5000 83 1125 900
Semi-gelatina 1,24-1,30 4900 – 5100 74 – 85 890 – 950 800 – 810
ANFO (f =6”) 0,85 3500 28 900 1050
ANFO+Al 2 a 12% 0,86-0,90 4500 – 4700 43 – 47 960 – 1360 900 – 1030
Lama 1,05-1,15 3300 – 5400 28 – 80 700 – 1400
Emulsão (1 a 2”) 1,10-1,18 5100 – 5800 72 – 79 710 – 750 900 – 1000
ANFO Pesado 1,34-1,37 3620 – 4130 44 – 56 630 – 865 1045 – 1120
2.7 CRITÉRIOS GERAIS DE SELEÇÃO DE UM EXPLOSIVO COMERCIAL
Critério de seleção de explosivos
A escolha adequada de um explosivo é uma das partes mais importantes no
projeto de desmonte de rocha. Esta seleção é ditada por considerações
econômicas e condições de campo. Os fatores que devem ser levados em
consideração na escolha do explosivo incluem: tipo de desmonte, propriedades
dos explosivos (densidade, velocidade e pressão de detonação, resistência à
água, classe dos gases), segurança no transporte e manuseio, diâmetro da
42. 42
carga; custo do explosivo, da perfuração, do carregamento, do transporte e
britagem da rocha; condições da geologia local, características da rocha a ser
desmontada (densidade, resistência à tração, à compressão e cisalhamento,
módulo de Young, coeficiente de Poisson, velocidade sísmica), condições da
ventilação dos ambientes subterrâneos, impactos ambientais gerados pelos
desmontes de rocha etc. Conhecidos esses fatores, pode-se definir qual o
explosivo mais indicado para cada situação particular.
Guia para seleção de explosivos disponíveis no mercado brasileiro
Para auxiliar os profissionais que atuam na atividade do desmonte de rocha, é
que desenvolvemos as tabelas de equivalência dos diferentes produtos de
diversos fabricantes que atuam no mercado brasileiro. Além da equivalência, as
tabela 10 e 11 mostram a aplicação de cada explosivo e acessório,
respectivamente.
Tabela 10 - Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no
mercado brasileiro.
TIPO DE
EXPLOSIVO
FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES
EMULSÃO
ENCARTUCHADA
ORICA
AVIBRAS
MAGNUM
PIROBRÁS
ORICA
ORICA
ORICA
ORICA
- POWERGEL 800
- BRASPEX
- MAG-GEL 100
- PIROFORT
- POWERGEL 800
SISMOGRÁFICO
- POWERGEL RX
800
- POWERGEL RX 900
- POWERGEL 900 E
1000 (EMULSÃO)
ALUMINIZADA
- PREMIUM
- Mineração a céu aberto,
subterrânea e subaquático.
- Qualquer tipo de rocha, céu
aberto, subsolo e subaquático
- Especial para prospecção
sísmica.
- Minerações no subsolo e
túneis.
- Mineração a céu aberto,
pré-fissuramento e fogacho.
- Pedreiras e mineração a céu
aberto, construção civil em
geral e desmontes
subaquáticos.
- Desmontes em geral
Tabela 11 - Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no mercado brasileiro.
TIPO DE
FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES
EXPLOSIVO
EMULSÃO
BOMBEADA
ORICA
MAGNUM
IBQ
POWERGEL
MAG-MAX
IBEMUX
Rochas brandas ou duras.
Carga de fundo.
Desmonte em geral
ANFO PESADO ORICA EXPLON AP Rocha dura, sã ou fissurada.
43. BOMBEADO IBQ IBEMEX / IBENITE Em furos com água.
GRANULADO
BOMBEADO
ORICA
IBQ
MAGNUM
EXPLON OS 65
ANFOMAX
MAGMIX /MAGNUMB
43
Rochas brandas e friáveis em
furos secos.
AQUAGEL
(LAMAS)
BRITANITE TOVEX E
BRITANITE AL
Desmonte subaquático, céu
aberto e subterrâneo.
GRANULADO IBQ
AVIBRAS
ORICA
NITRON, BRITAMON
E BRITON
BRASPON
POWERMIX MG
- Explosivos de coluna em furos
secos, e para o desmonte
secundário (fogacho).
- Operações a céu aberto ou
subsolo, em furos secos onde
existe a necessidade de
explosivos de baixa densidade
de carregamento e nas
operações com carregamento
pneumático.
IMBEL BELGEX
PV 15
- Rochas duras e médias.
- Rochas muito duras e
resistentes.
- Rochas muito duras e
resistentes.
- Carga de fundo.
SEMIGELATINA IMBEL TRIMONIO Carga de coluna em desmonte a
Céu aberto.
3. ACESSÓRIOS DE INICIAÇÃO
3.1 Introdução
Prof. Valdir Costa e Silva
Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os acessórios de iniciação de
desmonte de rochas por explosivos vêm sofrendo, desde os anos 40, um
acentuado desenvolvimento tecnológico, objetivando alcançar os seguintes
resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior precisão nos tempos
44. 44
de retardo, maior segurança e facilidade no manuseio, redução dos problemas
ambientais gerados durante os desmontes, menor custo por unidade de rocha
desmontada.
3.2 Histórico
Os acessórios surgiram a partir do momento em que o homem tendo
conhecimento do poder do explosivo, pólvora negra, que até então era utilizada
em armas de fogo e em fogos de artifícios, decidiu utilizá-la na atividade de
mineração. No ano de 1613, Morton Weigold sugeriu a utilização de explosivos
nas minas da região da Saxônia. Porém sua idéia não obteve sucesso. Em
fevereiro de 1627, Kaspar Weindl, nascido na região do Tirol, nos Alpes
austríacos, realizou uma detonação na mina real de Schemnitz, em Ober-
Biberstollen, na Hungria, sendo esta, a primeira detonação em mineração que
se tem notícia. Provavelmente, Kaspar Weindl utilizou um acessório, também de
pólvora negra, para iniciar a carga explosiva. Possivelmente este primeiro
acessório teria sido uma trilha, que descia acesa ao furo, preenchido por pólvora
negra. O sistema era muito inseguro e impreciso (Rezende, 2002).
3.3 Generalidades
Prof. Valdir Costa e Silva
Os explosivos industriais tem um certo grau de estabilidade química que os
tornam perfeitamente manuseáveis, dentro de condições normais de segurança.
Para desencadear a explosão, será necessário comunicar ao explosivo uma
quantidade inicial de energia de ativação, suficientemente capaz de promover as
reações internas para sua transformação em gases. Uma vez iniciada esta
reação, ela se propaga através de toda a massa explosiva. Esta energia inicial
provocadora é comunicada sob forma de choques moleculares, oriundos de
calor, chispas, atrito, impacto etc.
45. 45
Os acessórios de detonação são destinados a provocar estes fenômenos iniciais
de uma forma segura. Alguns deles são destinados a retardar a explosão,
quando isto for desejável.
Podemos, pois, dizer que os acessórios de detonação são dispositivos,
aparelhos ou instrumentos usados na operação de explosão, para se obter
explosão segura e eficaz.
Se o acessório iniciador não comunicar uma energia de ativação satisfatória
para ocasionar uma iniciação desejável, pode resultar, simplesmente, na queima
dos explosivos, sem detoná-lo. A eficiência da explosão está intimamente ligada
ao modo pelo qual foi iniciado, pois, sabemos que, a energia desenvolvida pelo
corpo, pela sua decomposição, for inferior a energia inicial de ativação, a reação
não se propagará (Reis, 1992).
3.4 Principais acessórios transmissores de energia
Estopim de Segurança
Acessório desenvolvido para mineração, por William Bickford, na Inglaterra, no
ano de 1831. O estopim de segurança, ou estopim, conduz chama com
velocidade uniforme a um tempo de queima constante de 140 s (± 10 s) por
metro, para ignição direta de uma carga de pólvora ou detonação de uma
espoleta simples. Constituída de um núcleo de pólvora negra, envolvida por
materiais têxteis que, por sua vez, são envolvidos por material plástico ou outro,
visando sua proteção e impermeabilização.
Para se iniciar o estopim, poder-se-á usar palitos de fósforos comuns e
isqueiros.
Espoleta simples
Alfred Nobel, conhecedor do poder da nitroglicerina, por vários anos tentou criar
uma carga de iniciação que pudesse detonar este explosivo. Após várias
tentativas fracassadas, utilizando-se de uma mistura de pólvora negra e
nitroglicerina, observou que a nitroglicerina molhava a pólvora negra reduzindo
46. 46
assim a capacidade de queima. Então, no ano de 1863 ele desenvolveu o que
seria chamado do primeiro protótipo da espoleta simples.
A espoleta simples consta de um tubo, de alumínio ou cobre, com uma
extremidade aberta e outra fechada, contendo em seu interior uma carga
detonante constituída por uma carga chama primária, ou de ignição, cujo
explosivo é a azida de chumbo Pb (N3)2, e uma carga básica de PETN -
Tetranitrato de pentaeritritol (C2H4N2O6). A razão destas duas cargas, é devido
ao fato de que a azida de chumbo é um explosivo fulminante que pode ser
iniciado à custa de uma fagulha. A azida de chumbo, uma vez iniciada pela
faísca do estopim, faz detonar a carga de PETN. Os tipos mais comuns das
espoletas encontradas no mercado são do tipo n.º 6 (massa de 0,325 g de
PETN e 0,3 g de misto iniciador) e a n.º 8 (massa de 0,5 g de PETN e 0,3 g de
misto iniciador).
A cápsula de cobre só é usada para casos particulares, porque a presença de
umidade contendo gás carbônico, a azida de chumbo pode se transformar em
azida de cobre, que é muito mais sensível e, portanto, mais perigosa.
Espoletas Elétricas
As exigências do mercado com relação à necessidade de um acessório que
oferecesse um maior controle da detonação levaram H. Julius Smith a inventar a
espoleta elétrica em 1876. A grande idéia que este cientista teve foi a de utilizar
o conceito da lâmpada e da espoleta simples, para criar a espoleta elétrica. Esta
novidade, que poderia ser chamada de cruzamento entre os dois acessórios,
tinha como princípio de funcionamento uma fonte de energia elétrica que gerava
um aquecimento pelo efeito joule, em uma ponte de fio altamente resistente,
incandescente, capaz de desencadear a detonação da carga explosiva de
ignição da cápsula, formada por uma pequena substância pirotécnica.
A espoleta elétrica é um iniciador ativado por corrente elétrica.
O tipo instantâneo funciona em tempo extremamente curto quando a corrente
circula pela ponte elétrica.
47. O tipo retardo, por ação de um elemento de retardo, proporciona um tempo de
espera controlado entre suas iniciações e a detonação da espoleta propriamente
dita.
Tempo de Espera:
0 a 5 s ........................................................................... Série S
25 a 1000 ms ................................................................ Série MS
As espoletas elétricas são empregadas em trabalhos cujo a iniciação deva ser
controlada com rigor (prospecção geofísica) ou em condições onde não seja
possível o uso do cordel detonante (carga de abertura de forno metalúrgico).
Cordel Detonante
Histórico
· França – 1879
Tubos finos de chumbo, carregados com nitrocelulose que depois eram
estirados.
· Áustria – 1887
Fulminato de mercúrio, misturado com parafina, envolto por uma fiação de
algodão; VOD = 5000 m/s.
· França – 1906
Melinte (trinitro fenol fundido misturado com pó de nitrocelulose); VOD = 7000
m/s.
· Alemanha – 1910
TNT fundido envolvido por tubos flexíveis de estanho; VOD = 5400 m/s.
· Europa – 1920
Pentaeritritol (nitropenta) envolvido por uma fiação de algodão parafinado ou
coberto com betume ou uma capa de chumbo.
· Cobertura de chumbo – anos 50.
· Cobertura Plástica – Meados da década de 50.
Definição
47
48. O cordel detonante é um acessório de detonação consistindo, essencialmente,
de um tubo de plástico com um núcleo de explosivo de alta velocidade -
nitropenta (C5H8N4O12) - e de materiais diversos que lhe dão confinamento e
resistência mecânica.
O cordel detonante é usado para iniciar cargas explosivas simultaneamente, ou
com retardos em lavra a céu aberto e/ou subsolo. A sua velocidade de
detonação é de, aproximadamente, 7000 m/s. Muito embora a alta velocidade e
violência de explosão, o cordel detonante é muito seguro no manuseio e
impermeável. Vantagens do cordel detonante em relação às espoletas elétricas:
a) as correntes elétricas não o afetam;
b) permite o carregamento das minas em regime descontínuo, com o uso de
espaçadores;
c) é muito seguro, pois, não detona por atrito, calor, choques naturais ou
faíscas;
d) detona todos os cartuchos, ao longo dos quais está em contato.
A iniciação do cordel se faz com espoletas simples ou instantâneas, firmemente
fixadas ao lado do cordel detonante com fita adesiva, e com sua parte ativa, isto
é, o fundo, voltado para a direção de detonação.
O cordel detonante é fabricado com as seguintes gramaturas: NP-10 (10 g/m de
Nitropenta ± 10%), NP-5 (5 g/m de Nitropenta ± 10%), NP-3 (3 g/m de
Nitropenta ± 10%).
Retardo Bidirecional não elétrico para Cordel Detonante
O retardo de cordel é um tubo metálico, revestido de plástico, iniciado em um
dos extremos pelo cordel, ao passar pelo dispositivo, sofre uma queda de
velocidade, enquanto queima o misto de retardo. Terminada esta queima, ele
detona o cordel na sua extremidade. Os retardos de cordel, denominados “osso
de cachorro”, são fabricados com os seguintes tempos de retardos: 5 ms, 10
ms, 20 ms, 30 ms, 50 ms, 75 ms, 100 ms e 200, 300 ms.
Sistema não Elétrico com Linha Silenciosa
48
49. 49
O sistema não elétrico de iniciação, com linha silenciosa, foi desenvolvido por P.
A. Person, nos laboratórios da empresa Nitro Nobel, na Suécia, entre 1967 e
1968. Consiste basicamente de uma espoleta comum, não elétrica, conectada a
um tubo de plástico transparente, altamente resistente, com diâmetro externo e
interno de 3 mm e 1,5 mm, respectivamente. O tubo plástico contém, em média,
uma película de PETN pulverizada de 20 mg/m de tubo, que, ao ser iniciada,
gera uma onda de choque, causada pelo calor e expansão dos gases dentro do
tubo, que se propaga com uma velocidade, aproximadamente, de 2000 m/s.
Essa reduzida carga explosiva, geradora da onda de choque, que se desloca
através do tubo, não chega a afetar o lado externo do mesmo, porém, inicia a
espoleta instantânea ou de retardo. O sistema oferece inúmeras vantagens
quando comparado a outros acessórios. Entre elas, baixo ruído, é insensível à
corrente elétricas e parasitas, não destrói parte da coluna de explosivo dentro do
furo, diferentemente do cordel, seu tubo não detona nenhum tipo de explosivo
comercial, permite a iniciação pontual, contribuindo para diminuir a carga por
espera.
Esse sistema apresenta a seguinte desvantagem em relação ao cordel
detonante: quando a coluna de explosivos encartuchados perde o contato, a
depender do “Air Gap”, alguns cartuchos podem não ser iniciado.
Detonador Eletrônico
Acompanhando a evolução tecnológica, o mercado desenvolveu o Sistema de
Retardo Eletrônico, que consiste de uma espoleta de retardo eletrônico, fácil de
usar, programável, para todo tipo de desmonte em mineração e na construção
civil, podendo ser usado tanto em obras a céu aberto como subterrâneas.
O detonador eletrônico apresenta o mesmo layout e diâmetro de uma espoleta
elétrica de retardo convencional. A grande diferença reside em que cada
espoleta pode ter seu tempo de retardo programado individualmente. Contém,
em média, 790 mg de PETN (Tetra Nitrato de Penta Eritritol), como carga de
base, e 90 mg de azida de chumbo, como carga primária, ponte de fio de alta
50. 50
resistência (inflamador) e um circuito eletrônico que contém um microchip
inteligente e dois capacitores eletrônicos - um para assegurar a autonomia do
detonador e o segundo para iniciar o inflamador. Ideal para uso nos altos
explosivos comerciais sensíveis à espoleta, podendo também, ser usado para a
detonação de boosters.
Programação da unidade
Cada detonador contém um microchip, possibilitando estabelecer o tempo de
retardo através da unidade de programação individualmente, segundo a
conveniência e a necessidade da seqüência de saída dos furos. Outros sistemas
utilizam um código de barra, que permite identificar o tempo de retardo de cada
espoleta, através de um scanner manual. Quando a unidade é registrada, o
scanner estabelece automaticamente um incremento de tempo no retardo em
relação ao seu predecessor ou permite que o usuário especifique o tempo de
retardo. Estas informações ficam estocadas no scanner sendo transferidas,
posteriormente, para a máquina detonadora.
Desde que a unidade de programação registra o tempo de retardo de cada
unidade, é irrelevante a seqüência em que cada detonador é conectado, isto é,
cada unidade detonará no tempo especificado pela unidade de programação.
Ligação no campo
Após os fios de cada espoleta serem conectados a uma unidade de
programação, três parâmetros de identificação são atribuídos para cada
detonador: número do furo, seqüência de saída e o tempo de retardo. Existe a
possibilidade em qualquer instante ser checado ou modificado o seu tempo de
retardo. Após a programação de cada detonador, elas são conectadas à linha
de desmonte através de um conector. Duas linhas, então, são conectadas à
maquina detonadora, que armazena todos os dados contidos na unidade de
programação. Caso ocorra curto-circuito ou existam fios desconectados, um
aviso é dado pela máquina detonadora, bem como sugestões para sanar o
problema.
51. 51
Em desmontes mais complexos, é possível programar os tempos de retardo dos
detonadores, bem como a seqüência de saída dos furos, utilizando-se um
notebook, transferindo-se, em seguida, através de um disquete, para a máquina
detonadora, cuja memória tem capacidade de armazenar dados de até 3 planos
de fogo.
O fogo é iniciado quando o operador pressiona, simultaneamente, o botão de
detonação e o de carga na máquina detonadora. Algumas máquinas
detonadoras, por questão de segurança, exigem a senha (password) do
operador. A depender do sistema, até 200 espoletas podem ser utilizadas em
um mesmo desmonte. Outro recurso do sistema consiste do operador poder
programar na máquina detonadora o instante em que os mesmos desejam que
o fogo seja iniciado em um determinado turno.
Precisão
Medições realizadas nos tempos de detonação dos iniciadores eletrônicos em
uma mina na França, em julho/97, através de fotografias ultra-rápida e
sismogramas dos desmontes, os valores observados apresentaram uma
diferença de tempo de retardo, em relação aos teóricos, de ± 3 ms.
Comprovando a grande precisão dos detonadores eletrônicos em relação aos
sistemas convencionais de iniciação.
Segurança
O detonador eletrônico é imune à eletricidade estática, a sinais de rádio e à
detonação pré-matura pelos detonadores apresentarem as seguintes
características eletrostáticas e eletromagnéticas, respectivamente: 2000 pF – 10
KV – 0 W , 150 KHz a 1 GHz/40 V/m.
Benefícios
Os detonadores eletrônicos apresentam os seguintes benefícios aos desmontes
de rochas:
· alta precisão no tempo de retardo (± 3 ms);
52. 52
· todos detonadores são idênticos, podendo os tempos de retardo serem
programados livremente e a qualquer instante;
· o sistema permite a detecção de possíveis falhas nas ligações, sugerindo
medidas de correção;
· as ligações dos furos são facilmente efetuadas, não necessitando de mão-de-obra
especializada;
· por não ser necessária a utilização de retardos de superfície, ocorre uma
redução considerável nos custos com acessórios de iniciação;
· redução do nível de vibração e ultralançamento dos fragmentos rochosos, em
função da grande precisão que evita a sobreposição dos tempos de retardo;
· redução do nível de ruído e pulso de ar, pela iniciação ser elétrica;
· melhor fragmentação da rocha em função da precisão e da grande faixa de
tempo de retardo (de 1 até 6000 ms) e da possibilidade de escolha do tempo
de retardo pelo usuário;
· seguro, por ser insensível a cargas estáticas e eletromagnéticas;
· aumento da eficiência do explosivo, pela iniciação ser pontual;
· redução da necessidade de estoque de espoletas, visto que todas são
idênticas. A programação do tempo de retardo é feita durante o carregamento
dos furos.
53. 53
Prof. Valdir Costa e Silva
A tabela 12 mostra a equivalência de alguns acessórios fabricados no mercado
brasileiro.
Tabela 12 - Equivalência de alguns acessórios comerciais disponíveis no mercado
brasileiro.
TIPO DE
FABRICANTE NOME
APLICAÇÕES
ACESSÓRIO
COMERCIAL
ESPOLETA
ELÉTRICA
SISMOGRÁFICA
ORICA MANTESIS Especial para prospecção
sísmica.
ESPOLETA
SIMPLES
ORICA
BRITANITE
IMBEL
MANTESPO
ESPOLETA N° 8
BRITANITE
BELDETON
Iniciar cargas explosivas de
pequeno diâmetro ou cordéis por
meio de estopim .
ESTOPIM DE
SEGURANÇA
ORICA
PIROBRÁS
ORICA
BRITANITE
IMBEL
PIROBRÁS
COBRA
COMUM PIONEIRO
MANTOPIM
BRITAMPIM
BELPIM
PIROPIM
- Destinado à iniciação de
espoletas simples e pólvoras.
- Iniciação de cargas explosivas
e fogacho.
CORDEL
DETONANTE
ORICA
BRITANITE
IMBEL
PIROBRÁS
MANTICORD
BRITACORD
BELCORD
PIROCORD
Iniciação de cargas explosivas,
iniciação do Nonel, Brinel, Piro-
Nel, Mag-nel, Exel etc.
CORDEL ORICA CORDTEX Iniciação de cargas explosivas e
54. DETONANTE
REFORÇADO
da linha silenciosa.
ESPOLETA
SIMPLES DE
RETARDO
BRITANITE
PIROBRÁS
BRITACRON
PIROCRON
54
Retardar através de esperas de
milesegundos, a propagação da
detonação do cordel detonante.
BOOSTER ORICA
BRITANITE
PIROBRÁS
AMPLEX
BRITEX/BOOSTER
BRITANITE
PIROFORT
Reforçar a iniciação de qualquer
tipo de explosivo.
SISTEMA DE
RETARDO NÃO
ELÉTRICO
(LINHA
SILENCIOSA)
ORICA
BRITANITE
IMBEL
PIROBRÁS
EXEL
BRINEL
NONEL
PIRO-NEL
Destinado a retardar em
milesegundos, a iniciação das
cargas explosivas.
DETONADOR
ELETRÔNICO
ORICA I-KOON Destinado a retardar em
milesegundos, a iniciação das
cargas explosivas.
4. MECANISMOS DE RUPTURA DA ROCHA
A finalidade desmonte por explosivo é de converter a rocha em vários fragmentos menores para
que possam ser escavados, transportados e britados pelos equipamentos
disponíveis. Para isso, são necessários 4 fatores: i) fragmentação suficiente; ii)
deslocamento, movimentação e lançamento da pilha ; iii) redução dos
problemas ambientais; iv) mínimo de dano ao maciço remanescente .
FASE DINÂMICA
A fase dinâmica do processo de fragmentação corresponde à ação das ondas
de choque. Inicia pela deflagração da reação química do explosivo,
termodinamicamente instável.
Para SCOTT (1996), a fase dinâmica corresponde à fase de choque
representada pelas ondas de tensão P (compressão) e S (cisalhamento)
associadas à rápida aceleração da explosão da parede do furo. A passagem da
onda de tensão em volta do furo estabelece um estado de tensão semi-estático.
A fase dinâmica finda com o surgimento gradativo das fraturas tangenciais a
partir das faces livres.
55. 55
Quando a onda de choque compressiva possui energia suficiente para alcançar
a face livre e retornar refletida com amplitude de tensão superior a resistência
de tração do maciço rochoso, resulta em fragmentação adequada.
FASE SEMI-ESTÁTICA
Esta fase corresponde a ação da pressão dos gases de detonação. Trata-se do
trabalho mecânico realizado durante o processo de expansão ou
descompressão dos gases da detonação. Ao percorrem pelas fendas e pelas
microfissuras resultantes da fase dinâmica, os gases gerados da detonação
agem através da ação de cunhas, propagando fendas e fraturas, conforme
ilustrado na figura 9. Assim, separam parte do maciço rochoso em fragmentos
de rochas. A medida em que os gases são liberados, ocorre o lançamento dos
blocos, consumando-se o desmonte de rocha propriamente dito (Magno, 2001).
Figura 9 – Fase Semi-estática
Prof. Valdir Costa e Silva
Trituração da rocha
Nos primeiros instantes da detonação, a energia é transmitida para o maciço
rochoso vizinho, na forma de uma onda de compressão, ou onda de choque,
que se propaga a uma velocidade de 2.000 a 6.000 m/s. A pressão da frente da
onda de choque, que se expande de forma cilíndrica, atinge valores acima de
56. 56
18.000 atm, superando a resistência dinâmica à compressão da rocha,
provocando a destruição de sua estrutura inter-cristalina e intergranular.
Fraturamento radial
Durante a propagação da onda de choque, a rocha circundante ao furo é
submetida a uma intensa compressão radial que induz componentes de tração
nos planos tangenciais da frente da onda. Quando as tensões superam a
resistência dinâmica à tração da rocha, inicia-se a formação de uma zona densa
de fraturas radiais ao redor da zona triturada que rodeia o furo.
Reflexão da onda de choque
Quando a onda de choque alcança uma superfície livre são geradas uma onda
de tração e outra de cisalhamento. A onda de tração pode causar fissuramento
e fazer a rocha se lascar na região da superfície livre. Ambas as ondas de
tração e de cisalhamento podem estender as fissuras pré- existentes.
Extensão e abertura de fendas radiais
Durante e depois da formação das fendas radiais, os gases começam a
expandir-se e penetrar nas fratura prolongando as mesmas.
Fratura por cisalhamento
Em formações rochosas sedimentares quando os extratos apresentam distintos
módulos de elasticidades ou parâmetros geomecânicos, se produz a ruptura nos
planos de separação. O fraturamento por cisalhamento ocorre quando uma
rocha adjacente é deslocada em tempos diferentes ou a velocidades diferentes.
O deslocamento é causado pelos gases a alta pressão.
A figura 10 apresenta um resumo dos principais mecanismos de ruptura da
rocha.
57. Figura 10 - Principais mecanismos de ruptura da rocha.
57
Ruptura por flexão
A pressão exercida pelos gases da explosão faz com que a rocha atue como
uma viga, produzindo a deformação e fraturamento na mesma pelos fenômenos
da flexão (figura 11).
58. Figura 11 - Mecanismo de ruptura por flexão.
5. PLANO DE FOGO - A CÉU ABERTO
5.1 Introdução
58
Prof. Valdir Costa e Silva
59. 59
A partir da década de 50 desenvolveu-se um grande número de fórmulas e
métodos de determinação das variáveis geométricas: afastamento,
espaçamento, subperfuração etc. Estas fórmulas utilizavam um ou vários
grupos de parâmetros: diâmetro do furo, características dos explosivos e dos
maciços rochosos etc.
Não obstante, devido a grande heterogeneidade das rochas, o método de
cálculo do plano de fogo deve basear-se em um processo contínuo de ensaios e
análises que constituem o ajuste por tentativa.
As regras simples permitem uma primeira aproximação do desenho geométrico
dos desmontes e o cálculo das cargas. É óbvio que em cada caso, depois das
provas e análises dos resultados iniciais, será necessário ajustar os esquemas e
cargas de explosivos, os tempos de retardos até obter um grau de
fragmentação, um controle estrutural e ambiental satisfatórios.
5.2 Desmonte em banco
Aplicações
As aplicações mais importantes são: escavação de obras públicas e mineração
a céu aberto.
Diâmetro da perfuração
A eleição do diâmetro de perfuração depende da produção horária, do ritmo de
escavação, da altura da bancada e da resistência da rocha.
Uma produção elevada requer furos maiores. A produção não aumenta
linearmente em relação ao diâmetro do furo, mas praticamente de uma forma
quadrática, o que depende da capacidade dos diferentes equipamentos de
perfuração.
Prof. Valdir Costa e Silva
Altura do banco
A escolha da altura de bancada é uma decisão que deve ser tomada levando-se
em consideração questões de ordem técnica e econômica, a saber:
60. 60
a) as condições de estabilidade da rocha que compõe o maciço e a segurança
nas operações de escavação;
b) o volume de produção desejado, o qual determinará o tipo e o porte dos
equipamentos de perfuração, carregamento e transporte;
c) a maximização da eficiência no custo total de perfuração e desmonte.
Principalmente quando se considera a redução dos custos de perfuração e
desmonte há uma tendência mundial por se trabalhar com bancadas altas. Para
se entender melhor o porque disto, considere o exemplo de uma mineração em
bancadas cuja cava tenha 60 metros de profundidade conforme a figura 12
(Carlos, 1998).
1º CASO 2º CASO
60 m
15 m
10 m
Figura 12 - Comparativo entre a utilização de bancadas de diferentes alturas.
Conforme se observa, no primeiro caso onde a altura de bancada escolhida foi
de 10 m, seriam necessárias 6 bancadas para se atingir os 60 m de
profundidade. Já no segundo caso, com bancadas de 15 m de altura, seriam
necessárias apenas 4 bancadas para se atingir os mesmos 60 m. Ou seja, uma
economia de 33 % em número de bancadas.
61. 61
Consideremos agora, que os seguintes itens de custo são iguais ou
aproximadamente iguais tanto para a bancada de 10 m quanto para a bancada
de 15 m:
a) a metragem de tampão, por exemplo 1,5 m , a qual é responsável pela maior
parte dos fogos secundários de uma detonação por ser a porção do furo não
carregada com explosivos;
b) a metragem de subperfuração, a qual não contribui com nenhum acréscimo
para o volume de material detonado;
c) o consumo de acessórios utilizados na ligação dos furos na superfície
superior da bancada;
d) a mão-de-obra utilizada no carregamento dos fogos de uma das bancadas;
e) o período de tempo necessário para evacuação, espera e retorno às áreas
detonadas, durante o qual as operações de lavra devem ser suspensas.
Fica claro que todos os itens listados acima, sofreriam uma redução de 33 % se
optássemos pelo segundo caso no exemplo da figura 11.
Todavia, ao adotarmos bancadas mais altas nos deparamos com alguns
inconvenientes, os quais podem ou não anular e até suplantar o peso das
vantagens obtidas:
Prof. Valdir Costa e Silva
a) a precisão da perfuração torna-se cada vez menor à medida que cresce a
coluna de hastes de perfuração, gerando desvios indesejáveis que
comprometem seriamente os resultados de fragmentação e arranque do pé
da bancada;
b) devido aos mesmos desvios, há sempre um risco de acidentes com
ultralançamento;
c) a velocidade de perfuração efetiva cai com o aumento da profundidade
perfurada, tanto pela diminuição na velocidade de avanço como pelo
aumento no ciclo de introdução e remoção das hastes;
62. 62
d) a altura da pilha de material detonado aumenta, demandando equipamentos
de carga de maior porte, ou causando aumento no ciclo de carregamento e
submetendo os equipamentos a um maior desgaste;
e) há um ligeiro aumento na razão de carga.
A altura do banco, também, é função do equipamento de carregamento. As
dimensões recomendadas levam em conta os alcances e características de
cada grupo de máquinas.
Em alguns casos a altura do banco está limitada pela geologia do jazimento, por
imperativos do controle da diluição do minério, por questões de vibração do
terreno durante os desmontes e por razões de segurança.
Granulometria exigida
É função do tratamento e utilização posterior do material, e em alguns casos
indiretamente da capacidade dos equipamentos de carga.
O tamanho dos blocos “Tb“ se expressa por sua maior longitude, podendo
apresentar os seguintes valores:
a) Tb < 0,8AD sendo: AD = tamanho de admissão do britador;
b) Material estéril que vai para a pilha de deposição controlada, dependerá da
capacidade da caçamba do equipamento de carregamento:
Tb < 0,7 3 cc sendo: cc = capacidade da caçamba, em m3 .
Observação: O tamanho ótimo do bloco é, normalmente, aquele cuja relação
com a dimensão da caçamba do equipamento de carregamento se encontra
entre 1/6 e 1/8.
c) Material para o porto e barragens: granulometria que vai deste 0,5 t a 12 t
por bloco.
63. 5.3 VARIÁVEIS GEOMÉTRICAS DE UM PLANO DE FOGO
A figura 13 mostra as variáveis geométricas de um plano de fogo.
63
Prof. Valdir Costa e Silva
64. Figura 13 - Variáveis geométricas de um plano de fogo.
64
sendo:
H = altura do banco; D = diâmetro do furo; L = longitude do furo, d = diâmetro da carga; A =
afastamento nominal; E = Espaçamento nominal; LV = longitude do desmonte; AV =
comprimento da bancada; Ae = Afastamento efetivo; Ee = espaçamento efetivo; T = tampão; S
= Subperfuração; I = longitude da carga; q = angulo de saída; v/w = grau de equilíbrio;
tr = tempo de retardo.
1 = repé; 2 = meia cana do furo; 3 = rocha saliente; 4 = sobreescavação;
5 = fenda de tração; 6 = trincamento do; 7 = cratera; 8 = carga
maciço desacoplada.
Afastamento (A) - É a menor distância que vai do furo à face livre da bancada
ou a menor distância de uma linha de furos a outra. De todas as dimensões do
plano de fogo essa é a mais crítica.
AFASTAMENTO MUITO PEQUENO - A rocha é lançada a uma considerável
distância da face. Os níveis de pulsos de ar são altos e a fragmentação poderá
ser excessivamente fina.
65. AFASTAMENTO MUITO GRANDE - A sobreescavação (backbreak) na parede
é muito severa.
AFASTAMENTO EXCESSIVO - Grande emissão de gases dos furos
contribuindo para um ultralançamento dos fragmentos rochosos a distâncias
consideráveis, crateras verticais, alto nível de onda aérea e vibração do terreno.
A fragmentação da rocha pode ser extremamente grosseira e problemas no pé
da bancada podem ocorrer.
Outras variáveis do plano de fogo são mais flexíveis e não produzirão efeitos
drásticos nos resultados tal como os produzidos pelo erro na estimativa da
dimensão do afastamento.
O valor do afastamento (A) é função do diâmetro dos furos, das características
das rochas e dos tipos de explosivos utilizados. Os valores do afastamento
oscilam entre 33 e 39 vezes o diâmetro do furo, dependendo da resistência da
rocha e da altura da carga de fundo. Uma formula empírica e bastante útil para o
cálculo do afastamento (A) é expressa por:
e
é
r
ù
A e úû x d r
êë
ö
+ ÷ ÷ø
æ
ç çè
= 0,0123 2 1,5
r
sendo: r e = densidade do explosivo (g/cm3);
rr = densidade da rocha (g/cm3);
de = diâmetro do explosivo (mm).
CONSIDERAÇÕES SOBRE O DESMONTE DE ROCHAS
Um dos fatores que interferem na qualidade do desmonte de rocha é a razãoY
entre a altura da bancada (Hb) e o afastamento (A). A tabela 13 tece alguns
comentários acerca desta relação.
Tabela 13 - Comentários a respeito da relação Hb e Afastamento (A). Fonte: (Konya, 1985)
Hb/A Fragmentação Onda
aérea
Ultralança-
Mento
Vibração Comentários
1 Ruim Severa Severo Severa Quebra para trás. Não detonar.
Recalcular o plano de fogo.
65
66. 66
2 Regular Regular Regular Regular Recalcular, se possível.
3 Boa Boa Bom Boa Bom controle e boa fragmentação
4 Excelente Excelente Excelente Excelente Não há aumento em benefícios
para Hb/A > 4.
Se Hb/A > 4 Þ A bancada é considerada alta.
Se Hb /A < 4 Þ 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 (H A) =0,33 b +2
- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser usada:
(H 7A)
E b +
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 = 2 x A
- 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
67. observada esta subperfuração, a base não será arrancada segundo um
angulo de 90° e o pé da bancada não permanecerá horizontal, mas formará o
que é conhecido como “repé”. O repé exigirá perfurações secundárias de
acabamento, grandemente onerosa e de alto riscos para os operários e os
equipamentos.
S = 0,3 A
d) PROFUNDIDADE DO FURO (Hf) - É o comprimento total perfurado que,
devido a inclinação e a subperfuração (S), será maior que a altura da
bancada. O comprimento do furo aumenta com a inclinação, entretanto, a
subperfuração (S) diminui com esta. Para calcular (Hf) utiliza-se a seguinte
expressão:
x S
H
= + æ -
H b
ö çè
f ÷ø
100
1
cos
a
a
e) TAMPÃO (T) - É a parte superior do furo que não é carregada com explosivos,
mas sim com terra, areia ou outro material inerte bem socado a fim de confinar
os gases do explosivo. O ótimo tamanho do material do tampão (OT) apresenta
um diâmetro médio (D) de 0,05 vezes o diâmetro do furo, isto é:
OT = D / 20
O material do tampão deve ser angular para funcionar apropriadamente. Detritos
de perfuração devem ser evitados.
O adequado confinamento é necessário para que a carga do explosivo funcione
adequadamente e emita a máxima de energia, bem como para o controle da
sobrepressão atmosférica e o ultralançamento dos fragmentos rochosos. A
altura do tampão pode ser calculada pela seguinte expressão:
T = 0,7 A
T < A Þ risco de ultralançamento da superfície mais alta aumenta.
67
Prof. Valdir Costa e Silva
68. T > A Þ produzirá mais matacões, entretanto o lançamento será menor ou
eliminado.
68
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:
P E
H
V
f =
h) CÁLCULO DAS CARGAS
Razão Linear de Carregamento (RL)
R L
d
e x
p
=
r
e 2
4 0 0 0
onde: de = diâmetro do explosivo (mm);
re = densidade do explosivo (g/cm3).
Altura da carga de fundo (Hcf )
A carga de fundo é uma carga reforçada, necessária no fundo do furo onde a
rocha é mais presa.
Alguns autores sugerem que Hcf deve ser um valor entre 30 a 40% da altura da
carga de explosivos (Hc). A tendência, a depender dos resultados dos
desmontes, é de reduzi-la cada vez mais para diminuir os custos com
explosivos.
69. 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 (g /m3 )
ou
V
(g / t)
RC CT
V
r r
=
69
70. 5.4 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); r = 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)
70
71. e
é
ö
æ
r
A úû
0 , 0123 2 e 1 , 5 x D r
ù
êë
+ ÷ ÷ø
ç çè
r
=
é
úû
0,0123 2 çè
0,85 ö = A 1,5 x 101 2,6 m
2,7
ù
êë
+ ÷ø
= æ
b) Cálculo da Subperfuração (S)
S = 0,3 x A = 0,3 x 2,6 m = 0,8 m
c) Cálculo da profundidade do furo (Hf)
1 20
15
ö çè
= + æ -
x S x m
H
H b
ö çè
f 0,8 16,6
100
cos 20
100
1
cos
= ÷ø
æ - + = ÷ø
a
a
d) Cálculo do Espaçamento (E)
Como Hb/A = 5,8 Þ 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)
p
d
R L
e x
=
r
e 2
4 0 0 0
Para o ANFO:
( ) x x Kg m
d
e
2 2
p
RL e
3,14 101
= r = =
ANFO 0,85 6,8 /
4000
4000
71
72. g) Cálculo da altura da carga de explosivo (He)
He = Hf - T = 16,6 – 1,8 = 14,8 m
h) Cálculo da carga de explosivo (CE)
CE = RLANFO x He = 6,8 Kg/m x 14,8 m = 100,64 kg
h) Cálculo do volume de rocha por furo (V)
V = Hb x A x E = 15 x 2,6 x 3,6 = 140,4 m3
j) Cálculo da razão de carregamento (RC)
100,64
100,64
72
RC CE 265,48 /
g t
kg
m x t m
g m
kg
m
V
140,4 2,7 /
716,81 /
140,4
3 3
3
3 = = = = =
l) Cálculo da Perfuração Específica (PE)
0,04 m
t
0,12 m/ m
= f = = =
PE 3
2,7 t / m
0,12 m/ m ou
16,6 m
140,4 m
H
V
3
3
3
Exemplo 2
Considere os dados do problema anterior, assuma que um total de 4481 m3 de
rocha deve ser escavada. Dados:
Custo com explosivos e acessórios:
ANFO: R$ 0,9/kg
32 Boosters (um por furo): R$ 6,0 / unidade Þ R$ 6,0 x 32 = R$ 192,00
2 Retardos de superfície de 30 ms: R$ 6,0 / unidade Þ 6,0 x 2 = R$ 12,0
73. Cordel detonante (581 m): R$ 0,45/m Þ R$ 0,45 x 581 = R$ 261,45
2 estopins espoletados: R$ 0,85 Þ R$ 0,80 x 2 = R$ 1,60
Custo da perfuração da rocha / m:
Acessórios da perfuratriz: R$ 0,81
Mão de obra: R$ 1,50
Custo do equipamento e compressor: R$ 2,01
Combustível, graxas, lubrificantes etc. : R$ 1,20
Total: R$ 5,52 / m
Determinar o custo do desmonte por m3 e tonelada (perfuração + explosivos +
acessórios).
a) Cálculo do número de furos necessários (NF)
NF = (m3 necessários) : (volume de rocha por furo) = 4481 : 140,4 = 32
b) Cálculo do total de metros perfurados (MP)
MP = NF x Hf = 32 x 16,6 = 531,2 m
c) Cálculo do total de explosivos (TE)
TE = NF x CE = 32 x 100,64 kg = 3220,48 kg
d) Cálculo do custo dos explosivos e acessórios (CEA)
Custo com explosivo (CCE):
CCE = ANFO = R$ 0,9 x 3220,48 Kg = R$ 2.898,43
Custo com acessório (CA):
73
74. CA = R$ 192 + R$ 12 + R$ 261,45 + R$ 1,6 = R$ 467,05
Custo com explosivo e acessório (CEA)
CEA = CCE + CA = R$ 2.898,43 + R$ 467,05 = R$ 3.365,48
e) Cálculo do custo da perfuração (CP)
CP = MP x custo/m = 531,2 m x R$ 5,52/m = R$ 2.932,22
f) Cálculo do Custo Total do Desmonte (Perfuração + Explosivos e acessórios)
[CTD]
CTD = CP + CEA = R$ 2.932,22 + R$ 3.365,48 = R$ 6.297,70
g) Custo por m3
(R$ 6.297,70 : 4481 m3) = R$ 1,41 / m3
h) Custo por tonelada
[R$ 6.297,70 : (4481 m3 x 2,7 t/m3)] = R$ 0,52 / t
Exemplo 3
Cálculo do Plano de Fogo usando Cartuchos
Dados:
Rocha: granito
Altura da bancada: 7,5 m
Diâmetro da perfuração: 76 mm (3”)
Angulo de inclinação dos furos: 15°
Explosivo utilizado: Emulsão encartuchada; r = 1,15 g/cm3; Furos com água.
74
75. Dimensões dos cartuchos: 2½” x 24” (64 mm x 610 mm)
Densidade da rocha: 2,5 g/cm3 = 2,5 t/m3.
a) Cálculo do Afastamento (A)
é
úû
0,0123 2 çè
1,15 ö @ A 1,5 x 64 2,0m
2,5
ù
êë
+ ÷ø
= æ
b) Cálculo da Subperfuração (S)
S = 0,3 x A = 0,3 x 2,0 m = 0,6 m
c) Cálculo da profundidade do furo (Hf)
1 20
7,5
ö çè
= + æ -
x S x m
H
H b
ö çè
f 0,6 8,2
100
cos15
100
1
cos
= ÷ø
æ - + = ÷ø
a
a
d) Cálculo do Espaçamento (E)
Como Hb/A =3,8 Þ Hb/A < 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os furos
de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada:
7,5 7 2
( 7 )
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
75
( ) x m H A
E b 2,7
8
8
=
+
=
+
=