Curso de desmonte de rocha, Notas de aula de Engenharia de Materiais. Universidade Federal de Minas Gerais (UFMG)
LucianoSobias
LucianoSobias13 de Agosto de 2015

Curso de desmonte de rocha, Notas de aula de Engenharia de Materiais. Universidade Federal de Minas Gerais (UFMG)

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UNIVERSIDADE FEDERAL DE MINAS GERAIS DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS

CURSO DE ENGENHARIA DE MINAAS

Notas de aulas

DISCIPLINA: PERFURAÇÃO E DESMONTE DE ROCHAS (carga horária 75 horas) Professor: José Ildefonso Gusmão Dutra

Fev/2009

Programa 1. Introdução

1.1 Histórico 1.2 Operações de desmonte, carregamento e transporte 1.3 Características dos maciços rochosos 1.4 Métodos de desmonte

2. Desmonte mecânico

2.1 Introdução aos equipamentos de desmonte mecânico 2.2 Descrição e locomoção dos equipamentos 2.3 Estimativa de produção dos equipamentos de desmonte 2.4 Seleção de equipamento 2.5 Operação e manutenção dos equipamentos

3. Desmonte a explosivo

3.1 Perfuração para o desmonte 3.2 Explosivos 3.3 Desmonte com explosivos 3.4 Meio-ambiente 3.5 Planejamento e projeto de desmonte

1. Introdução

São diversos e consideráveis os fatores que apontam para o emprego da mineração a céu

aberto, dadas as suas tendências econômicas e tecnológicas. Dentre eles destacam-se o aumento de produção de bens minerais (resultante da ampliação na demanda por substância mineral que o crescimento populacional e o consumo per capita acarretaram), e a diminuição de teor e qualidade dos minérios. Paradoxalmente, com a queda no teor e na qualidade das jazidas, a produtividade tem também crescido, graças ao rápido progresso tecnológico que tem ocorrido na mineração a céu aberto. Tudo isso tem possibilitado a recuperação de muitas reservas minerais anteriormente consideradas anti-econômicas.

De um modo geral, pode-se considerar que a mineração a céu aberto é mais vantajosa do que a mineração subterrânea em termos de recuperação, controle de teor, economia, flexibilidade de operação, segurança e ambiente de trabalho. Há, entretanto, muitos depósitos que são demasiado pequenos, irregulares e profundos para serem extraídos economicamente por mineração a céu aberto. Além disso, onde a mineralização se estende a uma grande profundidade, o considerável aumento na quantidade de capeamento a ser movimentado impõe gastos muito elevados, sendo mais economicamente profícuo optar pela lavra subterrânea, Possivelmente, uma grande força a favor da mineração subterrânea resulta do aperfeiçoamento de técnicas geológicas, geofísicas, de avaliação e de lavra para descobrir e lavrar depósitos minerais além da profundidade econômica para mineração a céu aberto.

Além disso, vários estudiosos da Engenharia de Minas consideram que as condições atuais e futuras forçarão uma reversão na tendência atual de lavra a céu aberto para lavra subterrânea. Mudanças de atitude da sociedade no que diz respeito ao controle ambiental têm contribuído para o aumento substancial nos custos de operações de lavra a céu aberto. Futuras leis poderão tornar proibitiva a mineração a céu aberto próxima a áreas urbanas. Entretanto, no processo de lavra subterrânea, a busca da máxima recuperação conduz à utilização de técnicas de abatimento que implicam em problemas ambientais significativos. E apesar das implicações econômicas impostas à lavra a céu aberto pela preservação do meio ambiente, ainda é possível manter a viabilidade econômica de inúmeras minerações a céu aberto, como também viabilizar novos projetos de mineração. Isto se deve principalmente ao fato da crescente preocupação que os mineradores têm manifestado com os problemas ambientais, o que tem possibilitado o desenvolvimento de técnicas de controle do meio ambiente e de recuperação das áreas degradadas. Tudo isso tem sido considerado no estudo de viabilidade da mineração.

1.1. Histórico

A mineração foi, sem dúvida, a segunda atividade mais primitiva do homem, considerando que a agricultura foi a primeira. Agricultura e mineração, certamente, figuram juntas como as atividades industriais primárias ou básicas da civilização humana.

Desde os tempos pré-históricos a mineração tem sido essencial para a existência do homem, fornecendo materiais para combustível, abrigo e obtenção de alimento. O grande impacto dos produtos de mineração no homem pode ser evidenciado pelo fato dos antropólogos terem relacionado os grandes períodos da história a atividades de mineração: Paleolítico ( idade da pedra lascada ), Neolítico ( idade da pedra polida), idade do Bronze ( 4000 - 1800 AC no oriente e 2000 - 1000 AC na Europa ) e idade do Ferro, após a idade do bronze. Depois sucederam a era do Aço (1780 a 1945) e a era Nuclear (a partir de 1945).

Hoje em dia o padrão de vida dos povos do mundo muitas vezes é comparado na base do consumo per capita de vários metais. E não é uma coincidência que muitos acontecimentos importantes na história da humanidade tenha sido realizados tendo a busca de minerais como o principal objetivo. Como exemplo, pode-se citar a viagem de Marco Pólo à China, de Vasco da Gama à África e à Índia, a descoberta do novo continente por Colombo e a moderna corrida do ouro que conduziu à colonização da Califórnia, África do Sul, Austrália, Canadá etc.

Também é possível associar os minerais e a mineração com a ascensão da civilização Grega, a expansão do império Romano na Espanha, Portugal e Grã-Bretanha, a conquista das Américas pelos Portugueses, Espanhóis, Franceses e Ingleses e a colonização da África e parte da Ásia, todas elas motivadas pela cobiça por riquezas minerais.

Como uma das mais primitivas atividades do homem, e estando certamente entre suas primeiras tarefas organizadas, a mineração tem uma história antiga e respeitável. Para entender as práticas modernas na indústria mineral, por exemplo, é necessário ter conhecimento da evolução da

tecnologia de mineração, que tem um paralelo com a própria evolução do homem e o avanço da civilização.

Os mineiros primitivos utilizavam suas mãos e implementos de madeira, osso, pedra e mais tarde de metal com os quais escavavam e extraiam os minerais. Provavelmente, com o advento do sistema social, a mineração tornou-se mais organizada, utilizando trabalho escravo sob supervisão. Nas sociedades primitivas, implementos foram improvisados, a cunha e o malho foram inventados, cestas foram feitas para transporte de rocha e água, escadas e molinetes (guinchos) ajudavam no transporte e iluminação com candeias ou outras lâmpadas foram introduzidos.

A mineração teve início com o homem paleolítico há uns 450.000 anos atrás. No início era extraído material em bruto a partir de escavações à superfície. Posteriormente, na idade da pedra polida, foi implementada a mineração subterrânea, utilizando-se aberturas de 0,6 a 0,9 metros de diâmetro e cerca de 9 metros de profundidade. Desde o início, os mineiros empregavam métodos rudimentares de controle de terreno, ventilação, içamento, iluminação e fragmentação da rocha.

Inicialmente, os metais eram extraídos na sua forma nativa, provavelmente obtidos em depósitos de placer. Com o advento das idades do bronze e do ferro, entretanto, o homem desenvolveu técnicas de fundição e aprendeu a reduzir minérios para a forma de metal ou ligas.

Minas subterrâneas foram escavadas até profundidades de várias centenas de metros, por exemplo, no antigo Egito; minas de esmeralda no mar vermelho chegaram a cerca de 250 metros de profundidade e a uma extensão suficiente para empregar 400 trabalhadores ao mesmo tempo. Algumas minas Romanas na Espanha foram a 200 metros de profundidade.

Muitas minas foram trabalhadas, em tempos antigos, em torno do Mediterrâneo. E já na Grécia Clássica Aristóteles mencionara minerações em suas obras. Entretanto, nenhum tratado notável sobre mineração foi publicado até o século XVI. O primeiro grande tratado só foi publicado em 1556 por Georgius Agricola, com o título "De Re Metalica", somente traduzido para o inglês em 1912.

O primeiro grande desafio tecnológico que os mineradores enfrentaram foi, certamente, a quebra do material rochoso. Para tanto, eram utilizadas ferramentas rudimentares de osso, madeira e pedra que provocavam fendas na rocha, que eram depois abertas através de cunhas. Logo cedo foi inventada a técnica revolucionária que utilizava calor para aquecer e expandir a rocha e água para resfriá-la, contraindo-a e fragmentando-a. Dentre as grandes descobertas do gênero humano, aquelas relativas à arte e à ciência da fragmentação da rocha são de fundamental importância, as quais foram as primeiras a vencer dificuldades tecnológicas em mineração.

A Revolução Industrial criou uma demanda de metais que intensificou a procura de minerais e acelerou o desenvolvimento de novas minas nos séculos XVII e XVIII. A primeira importante mudança na prática de mineração foi a introdução da pólvora negra para desmonte de rocha em 1627, na Hungria. Em 1718, a mina de estanho de Cornish foi drenada por bombeamento. Este foi um grande avanço que possibilitou a lavra de veios a grandes profundidades.

A utilização da máquina a vapor e do compressor de ar amplificou enormemente a energia em relação ao esforço muscular humano, até então o mais comumente aplicado na mineração. No final do século XIX, as perfuratrizes de rocha, sob carretas, foram introduzidas e a descoberta da eletricidade deu grande ímpeto à mecanização e tornou a aplicação de maquinaria mais flexível.A introdução da pá-mecânica, a vapor, na mineração a céu aberto, um pouco antes da primeira Guerra Mundial, foi um outro acontecimento importante para o aumento de produtividade.

O progresso tecnológico da indústria mineral foi bastante acentuado após a Primeira Guerra Mundial. Atualmente já é possível utilizar mineradores contínuos em lavras subterrâneas, dispensando o uso de perfuração e desmonte por explosivos. O transporte do material também pode ser feito de modo contínuo até a superfície, por meio de correias transportadoras.

Em mineração a céu aberto, já na década de 70 era utilizada dragline com capacidade de caçamba de 220 jardas cúbicas e shovel com 180 jardas cúbicas, em lavras por tiras.

A tendência ao aumento de mecanização e o projeto de usinas com alta capacidade de produção tem aumentado consideravelmente a eficiência das atividades de mineração e tem sido responsável por ganhos em produtividade, tudo isto como conseqüência do aumento na demanda por minerais.

Não só a evolução dos equipamentos de mineração foi responsável pela evolução da mineração, mas sobretudo o desenvolvimento de tecnologia aplicada ao processo produtivo. Neste aspecto, devem ser considerados o desenvolvimento da geoestatística, da mecânica das rochas, da pesquisa operacional e a utilização cada vez mais intensa de recursos de informática nas várias fases da mineração.

1.2. Operações de desmonte, carregamento e transporte

A mineração como um todo envolve um conjunto de aspectos que visam, basicamente, à descoberta do bem mineral, à sua avaliação, à criação de condições para sua extração e à sua extração propriamente dita. Este conjunto pode ser dividido nas seguintes etapas que constituem as 4 fases da mineração: prospecção, exploração, desenvolvimento e lavra. A prospecção e a exploração constituem a pesquisa mineral, que é, grosso modo, responsável pela descoberta e caracterização de ocorrências minerais visando a sua utilização econômica.

Embora a seqüência normal seja aquela apresentada acima, as fases não são realizadas isoladamente. É muito comum que ocorra sobreposição de fases como a lavra experimental durante a pesquisa, ou mesmo que a pesquisa mineral continue após o início da lavra, como se passa na geologia de mina, que nada mais é do que uma pesquisa de detalhamento durante a lavra. Desse modo, as fases da mineração devem ser encaradas sob o ponto de vista de suas finalidades, de acordo com as características do depósito.

Durante os estágios de desenvolvimento e explotação na mineração, quando materiais naturais (rocha ou solo, minério ou rejeito) são extraídos, operações unitárias similares são empregadas. E tais operações consistem nos passos básicos empregados na produção mineral a partir do depósito.

O ciclo de produção emprega as operações unitárias, que são normalmente agrupadas em duas funções: a) quebra da rocha; b) movimentação dos materiais. A quebra (fragmentação) da rocha inclui uma variedade de mecanismos. Para o desmonte de rochas brandas normalmente são utilizados equipamentos mecânicos. Para rochas mais resistentes é feito o desmonte a explosivo. A movimentação geralmente compreende o carregamento, o transporte e a descarga do material.

Quando as operações contribuem diretamente para a extração do bem mineral, é comum serem chamadas de operações de produção. Quando as operações dão suporte às atividades de mineração, mas não estão diretamente ligadas a ela, são comumente chamadas de operações auxiliares e têm como objetivo garantir a segurança das operações e dos trabalhadores como também aumentar a eficiência das operações de lavra.

As operações unitárias são caracterizadas principalmente pelos equipamentos utilizados. Recentemente, a mineração é quase totalmente mecanizada. Mesmo a distinção entre operações unitárias em mineração a céu aberto e mineração subterrânea já se resume a uma questão de escala. Os equipamentos usados em ambas são bastante similares em princípio de funcionamento e função.

A seqüência de operações unitárias utilizadas para executar desenvolvimento e lavra de uma mina é chamada de ciclo de operações. Na maioria das minerações há quatro operações básicas no ciclo de produção:

Ciclo Básico de Produção Perfuração + Desmonte + Carregamento + Transporte

O ciclo de produção é usado ou modificado para se ajustar às condições de cada caso. O

termo “ciclo” indica que as operações são de natureza cíclica. Mas apesar da natureza cíclica das operações de lavra ser bastante comum hoje em dia, o aperfeiçoamento da indústria mineral tende a progredir de uma tecnologia essencialmente intermitente (cíclica) para um processo contínuo. Isso já vem ocorrendo principalmente em mineração subterrânea.

As operações de carregamento são realizadas com o objetivo de transportar o material desmontado para o equipamento de transporte. Usualmente isto é feito por unidades escavo- carregadeiras ou por unidades carregadeiras. Os equipamentos de carregamento devem estar adequadamente especificados e dimensionados de acordo com o tipo de material, com a produção desejada e com o tipo de equipamento de transporte.

A caçamba do equipamento de carregamento deve ser dimensionada em função do britador para controlar o tamanho do maior bloco a ser admitido no britador. O equipamento de carregamento deve ser dimensionado também em função do equipamento de transporte para evitar operações inadequadas e número de ciclos excessivos.

O material desmontado não deve estar muito espalhado, evitando-se assim aumento no ciclo de carregamento.

Outro critério muito importante na definição do porte do equipamento é quanto ao grau de seletividade na lavra.

Os princípios básicos que caracterizam o transporte numa mina a céu aberto são definidos em função do volume a ser transportado, da distância de transporte, das características dos materiais, da rampa máxima a ser vencida e da produtividade desejada.

O volume a ser transportado é definido em função da produção (por turno, diária, semanal etc.). A distância de transporte normalmente é considerada entre a frente de lavra e o britador primário. As características dos materiais que mais influenciam o transporte são a granulometria, a heterogeneidade e a umidade. A rampa máxima a ser vencida condiciona muito o sistema de transporte. A produtividade interfere não só no método de transporte, como também no tipo de operação: cíclica ou contínua.

1.3. Características dos maciços rochosos para o desmonte

Os materiais que constituem os maciços rochosos possuem determinadas características

físicas em função de sua origem e dos processos geológicos posteriores que atuam sobre eles. O conjunto destes fenômenos produz no maciço uma litologia particular com heterogeneidades devidas à forma dos agregados policristalinos e às descontinuidades da matriz rochosa. Do ponto de vista geomecânico, tais fenômenos conduzem a um estado de tensão característico, com um grande número de descontinuidades estruturais, tais como: planos de estratificação, fraturas, diáclases etc..

As propriedades dos maciços rochosos que mais influenciam no planejamento de desmonte são:

a- As resistências dinâmicas das rochas; b- O espaçamento e orientação das descontinuidades; c- A litologia e potência dos maciços; d- A velocidade de propagação de ondas; e- As propriedades reológicas dos maciços; f- O tipo de superfície e abertura das descontinuidades; g- O grau de anisotropia e heterogeneidade dos maciços etc.. A determinação desses parâmetros por métodos diretos ou de laboratório torna-se muito

difícil e cara, uma vez que as amostras ensaiadas nem sempre contêm as descontinuidades e as mudanças litológicas do maciço rochoso que elas representam. Para obter uma amostra representativa seria necessário que ela tivesse dimensões cerca de dez vezes superiores à distância média entre descontinuidades. Não obstante, constituem um complemento na caracterização dos maciços rochosos que se deseja desmontar.

Atualmente, as técnicas de caracterização geomecânica mais aplicadas são: - sondagem com recuperação de testemunhos e ensaios geomecânicos; - estudos estruturais dos sistemas de descontinuidades; - perfilagem geofísica de furos de sondagem e furos para desmonte; - coleta de dados, durante a perfuração para desmonte e tratamento dos

mesmos. O monitoramento das perfurações para desmonte, bem como a taxa de penetração,

fornecem importantes informações que podem ser utilizadas para a definição das malhas de detonação e das cargas específicas de explosivo. Vários trabalhos têm sido desenvolvidos visando aprimorar o monitoramento automático dos furos de detonação, correlacionando estes dados com as características dos bancos e com os resultados desejados dos desmontes.

1.4. Métodos de desmonte

A fragmentação da rocha é um processo de ruptura conduzido à longa escala para fragmentar os maciços rochosos. Tanto em mineração como na construção civil, a explosão é o método de fragmentação predominantemente empregado, mas outras técnicas têm sido desenvolvidas. Tais técnicas baseiam-se em diferentes tipos de aplicação de energia para fragmentar a rocha.

A tabela 1 mostra uma classificação dos métodos de fragmentação de rocha. Embora todos já tenham sido aplicados em mineração, a energia química (explosão) tem sido mais largamente utilizada, tanto para minas a céu aberto como subterrâneas.

É importante ressaltar aqui que a utilização do método de desmonte mecânico tem sido ampliada com a evolução de equipamentos e técnicas de escavação. Hoje em dia, a escavação mecânica pode ser aplicada inclusive em rochas bastante consolidadas.

O desmonte mecânico que antes apresentava limitação técnica ao desmonte de alguns tipos de rochas, hoje não encontra mais essa limitação, visto que tecnicamente já é possível

desmontar qualquer material mecanicamente. Entretanto, em mineração, para muitas situações de desmonte de rochas, a utilização de explosivos ainda é economicamente mais vantajosa.

Energia Método Agente ou máquina

Química Explosão Alto explosivo

Mecânica Impacto Corte Impacto

Martelo pneumático Trator de lâmina Rompedor hidráulico

Fluido Escavação Corte de rocha

Monitor hidráulico Jato hidráulico

Elétrico Arco elétrico Máquina de eletrofratura

Tab. 1 - Classificação dos métodos de fragmentação da rocha

2. Desmonte mecânico

No desmonte mecânico utiliza-se de equipamentos como tratores e escavadeiras para desagregar o maciço rochoso. A capacidade de escavação é uma função do equipamento utilizado e das características do material escavado. Com a evolução dos equipamentos de escavação, tem sido possível escavar materiais cada vez mais consolidados, viabilizando-se assim o desmonte mecânico de materiais anteriormente desmontados somente com o uso de explosivos.

O desmonte é uma das operações unitárias da lavra e, quando ele é feito por explosivos, o material fragmentado é escavado e carregado no equipamento de transporte. Não havendo a escavação, o consumo de explosivos é maior para descarregar o material, o que causa um espalhamento do material na frente de lavra, dificultando o carregamento. Idealmente, o papel do explosivo deve ser só afrouxar o material, diminuindo sua resistência e tornando possível a escavação mecânica.

Considerando-se os elevados custos do desmonte a explosivo, bem como os aspectos de segurança, tem-se procurado viabilizar cada vez mais o desmonte mecânico de materiais coerentes, através do desenvolvimento de equipamentos e técnicas.

Quando é possível desmontar mecanicamente o maciço rochoso, as operações de desmonte e escavação são feitas de uma só vez, evitando-se as operações de perfuração e desmonte a explosivo.

A escavação mecânica emprega ferramentas cortantes, tais como a faca da lâmina, os dentes da caçamba da escavadeira ou os dentes do escarificador, para romper a compacidade do solo ou do maciço rochoso, desagregando-o e tornando possível o seu manuseio.

2.1. Introdução aos equipamentos de desmonte mecânico

Os equipamentos a serem usados nas operações de lavra são determinados pelo projeto de mineração. Entretanto, isto pode ficar condicionado à existência de fornecedores do equipamento selecionado, desde que as especificações requeridas pelo projeto de mineração sejam satisfeitas. Uma avaliação de todos os equipamentos deve ser feita no que diz respeito a itens tais como: preço, disponibilidade, assistência técnica, idoneidade do representante local etc..

É muito importante procurar informações sobre o comportamento do equipamento em operações similares antes de sua escolha, se possível propor ao fabricante um teste do equipamento na situação real de trabalho. A assistência técnica disponível é também de muita valia no processo de seleção de qualquer equipamento. Isso diz respeito ao pessoal de manutenção necessário, bem como ao custo com oficina e ferramentas. Dependendo do tamanho do projeto, o fornecedor do equipamento, em muitos casos, faz concessões específicas como suporte do produto para um projeto particular.

Em adição, os representantes de equipamentos não são iguais. Alguns representantes oferecem muito pouco suporte enquanto outros fornecem suporte significante tanto na disponibilidade de peças e suprimentos como fornecendo pessoal de manutenção. E caso a mineração esteja situada em local remoto, é fundamental considerar a infra-estrutura integrada com respeito a peças e suprimentos. Uma avaliação deve ser feita dos sistemas de entrega de peças e suprimentos para as operações de mineração, que podem incluir uso do sistema de transporte dos produtos tais como ferrovias, rodovias, hidrovias etc..

Um dos principais itens de suprimento de qualquer operação de mineração é a fonte de combustível e lubrificantes. Cuidado deve ser tomado para avaliar todos os possíveis fornecedores de tais produtos verificando preços, capacidade de fornecimento, e avaliação do produto.

O fornecimento de explosivos é uma outra área para avaliação. Há muitas restrições legais na manufatura e transporte de explosivos em todo o mundo. Em muitos países, o governo realmente controla o movimento de explosivos por meio de legislação específica. Em outros países como nos E.U.A., explosivos são distribuídos por corporações privadas. Deve-se, pois, fazer uma avaliação de potenciais fornecedores, considerando preço de aquisição, modo de entrega e disponibilidade de produtos específicos. É preciso ainda verificar se esses produtos atendem às necessidades das operações de mineração e como eles serão transportados para o local de utilização.

Quanto à seleção dos equipamentos de escavação, há quatro grupos de fatores que a determinam. Esta discussão é válida tanto para mina a céu aberto como subterrânea.

1. Fatores de desempenho – Estão diretamente relacionados com a produtividade do equipamento, incluindo tempo de ciclo, força disponível (potências), capacidade de escavação, capacidade da caçamba, velocidade e confiabilidade.

2. Fatores de projeto – Tais fatores relacionam-se com o conhecimento sobre a qualidade e a eficiência de detalhes do projeto, incluindo a sofisticação da interface homem-máquina, seu nível técnico e tecnológico, assim como com os tipos de controle e potência disponíveis.

3. Fatores de suporte – Algumas vezes uma visão superficial na avaliação do equipamento podem ser refletida nos fatores de suporte, em reparos e manutenção. Facilidades de serviços, habilidade especial envolvida, disponibilidade de peças e suporte de fabricante são pontos importantes a se observar.

4. Fatores de custo – São provavelmente os fatores mais quantitativos e determinantes. Custos são determinados por procedimentos padrão de estimação para mineração grande e equipamentos de construção. Se forem feitas suposições razoáveis de vida, taxas de juros, inflação, combustível e manutenção, então os resultados serão magníficos. O costume é usar custos unitários, todos computados na base $/h e convertidos para $/ton ou $/m³.

Para propósito de estimação envolvendo escavação, dados tais como os listados na tabela 2.1 podem ser usados se as especificações reais não estiverem disponíveis.

Características de operações de grandes escavadeiras para mineração a céu aberto (shovel, dragline, bucket wheel, font-end loader, and hydraulic excavator) são disponíveis em diversas referências (Pfleider, 1973a; Anon., 1976a; Martin et al. 1982).

Tab. 2.1 – Classificação de equipamentos de carregamento e transporte

Para discutir carregamento e transporte é necessário considerar tipos específicos de equipamentos ou grupos de equipamentos com características comuns. Isso requer algum sistema para classificar ou agrupar os vários tipos de equipamentos. Algumas classificações gerais foram propostas em textos de movimentação de materiais.

O sistema de classificação apresentado acima satisfaz os objetivos de dimensionamento de equipamentos. Tais objetivos visam fornecer os princípios básicos de seleção. Isso facilitará o projeto preliminar de sistemas de carregamento e transporte, embora informações mais detalhadas dos equipamentos sejam necessárias para a seleção final. O sistema de classificação usado aqui não se propõe a ser uma classificação compreensível de todos os equipamentos de mineração; ao contrário, é dirigido somente aos equipamentos de carregamento e transporte.

O sistema de classificação usado neste texto é listado na tabela 2.1. As duas principais distinções neste sistema são o tipo de função que a máquina desempenha (isto é, carregamento, transporte, ou uma combinação de ambas) e a forma que o material tem no processo (isto é, ou unidade discreta (fluxo descontínuo de material) ou um fluxo contínuo de material).

A distinção entre unidade de fluxo descontínuo de material e fluxo contínuo de material é um passo importante sob o ponto de vista de cálculo da capacidade de produção. Todo o cálculo de produção para equipamento de carregamento e transporte que trata o material como unidades de fluxo descontínuo pode ser caracterizado por um ciclo. Esses ciclos, por sua vez, são seqüências de operações constituintes que a máquina desempenha no carregamento ou transporte, quando completa todas as etapas do ciclo.

2.2. Descrição e locomoção dos equipamentos

Os tipos de equipamentos de escavação podem ser divididos, segundo o princípio utilizado, em: unidades escavo-empurradoras, unidades escavo-transportadoras e unidades escavo- carregadoras.

Carregamento Transporte Combinado Mecânico Elétrico Trajeto variável Trajeto fixo Móvel Base fixa

Unidades discretas

-Carregadeira -Retroescavadeira -Shovel

-Shovel -Caminhão -Shuttle car

-Trem -Skip -Rastelo -Teleférico

-Scraper -Trator de lâmina

-LHD

-Dragline -Shovel para decapeamento

Unidades de fluxo contínuo

-Escavador com roda de caçamba

-Escavador com esteira de caçamba

-Draga -Minerador contínuo

Sólidos

-Transportador de correia

-Transportador de parafuso

-Transportador de esteira

Fluidos -Mineroduto -Transporte pneumático

a- Unidades escavo O trator de esteira

empurrar o material, é designado unidade escavo ou "bulldozer" figura 2.1.

A lâmina tem sua seção transversal curva para facilitar a operação d inferior recebe a ferramenta de corte, constituída de uma peça cortante denominada faca da lâmina, nela parafusada. Nas extremidades, situam

As faces e cantos são facilmente removíveis para manutenção ou substituição, quando desgastadas pela abrasão ou quando sofrem fratura pelo choque com obstáculos diversos.

Existem dispositivos para tornar a lâmina inclinável e angul implemento muito importante é o escarificador que é montado na tra mais dentes reforçados, providos de pontas cortantes utiliz consolidados.

-empurradoras

ou de pneus, quando adaptado com uma lâmina capaz de escavar e -empurradeira e recebe o nome de trator de lâmina

-se duas peças menores que são os cantos da lâmina.

Fig. 2.1 – Trator de Lâmina

á seira do trator. Consta de um ou

adas para romper materiais

(a)

(b)

Fig. 2.2 - a) Lâmina angulável b) Lâmina inclinável

e desmonte e na parte

vel, figura 2.2. Outro

mais

b- Unidades escavo-transportadoras As unidades escavo-transportadoras escavam, carregam, transportam e descarregam

materiais de consistência média a distâncias médias. São representados por dois tipos básicos: o "scraper" rebocado e o "scraper" automotriz (ou "motoscraper" ).

O scraper rebocado consiste numa caçamba montada sobre dois eixos com pneus, normalmente tracionado por trator de esteira. O scraper automotriz ou motoscraper consta de scraper de um único eixo que se apóia sobre um rebocador de um ou dois eixos, através de uma articulação, figura 2.3.

Fig. 2.3 – Motoscraper

A razão de uma tal montagem reside no ganho de aderência que as rodas motrizes do trator passam a ter em conseqüência do peso que incide sobre elas.

c- Unidades escavo-carregadoras São equipamentos que escavam e carregam o material sobre o equipamento de transporte.

São máquinas bastante antigas, tendo surgido nos Estados Unidos em meados do século passado, ainda então movidas a vapor.

A infra-estrutura básica compõe-se de um Chassi, apoiado sobre as esteiras, que suporta a superestrutura móvel em torno de um eixo vertical, o qual permite o giro da superestrutura em 360°.

A superestrutura compreende a cabine de comando, o elemento motriz (motor diesel) e as transmissões necessárias para acionar os diversos elementos móveis. Este acionamento pode ser feito por cabos aço, cilindros hidráulicos e motores elétricos independentes.

As escavadeiras podem ser empregadas em trabalhos de escavação bastante diversos, dependendo do tipo de lança ou caçamba que é utilizado. Os principais tipos de lança são:

- lança com pá frontal ou "shovel", figura 2.4;

Fig. 2.4 - Escavadeira shovel

- lança com caçamba de arrasto ou “dragline”, figura 2.5;

Fig. 2.5 - Dragline - lança retroescavadeira, "back-shovel" ou "hoe", figura 2.6;

Fig. 2.6 - Retroescavadeira

Desses equipamentos, a shovel é o mais utilizado em mineração a céu aberto. Atualmente já está disponível no mercado a shovel de grande porte (acima de 20 m³), totalmente hidráulica.

2.3. Estimativa de produção dos equipamentos de desmonte

A estimativa de produção é baseada na capacidade do equipamento e nas características de operação. O ciclo de produção deve ser elaborado de modo a conduzir à máxima produção ao mínimo custo.

Um fator importante no planejamento de equipamentos é a disponibilidade das diversas unidades. Por exemplo, quando uma "shovel" está sendo dimensionada, uma disponibilidade de 80% é um fator comum; deste modo, de 100 turnos, 80 seriam produtivos e 20 seriam perdidos para reparos. A disponibilidade é fundamental para o dimensionamento dos equipamentos. Quanto mais novo o equipamento, maior sua disponibilidade. Ao contrário, quanto mais velho o equipamento, menor sua disponibilidade, pois requer mais tempo para reparos.

De um modo geral, há dois métodos para calcular a disponibilidade do equipamento. O primeiro, disponibilidade mecânica, é o fator que mostra a disponibilidade do equipamento com exceção do tempo perdido exclusivamente por razões mecânicas. O segundo método, disponibilidade física, é a disponibilidade operacional total, a qual considera o tempo perdido por qualquer motivo, tabela 2.2.

Disponibilidade mecânica Disponibilidade física

Utilização de disponibilidade Utilização

DEFINIÇÃO Tempo perdido por razões mecânicas Disponibilidade operacional total

Utilização em relação à

disponibilidade operacional

Relação entre o tempo de operação

e o tempo total

EQUAÇÃO: W = horas de operação R = horas de reparo S = horas de Stand-by T = horas totais

(1)

(2)

(3)

(4) = (2) x (3)

EXEMPLO:

W = 300 R = 100 S = 200 T = 600

Tabela 2.2 - Disponibilidade e utilização de equipamento

a- A disponibilidade mecânica é determinada pela seguinte equação:

Disponibilidade mecânica (%) = Horas trabalhadas

X 100 Horas trabalhadas + horas de reparos

Horas trabalhadas, ou horas de operação, são definidas como o tempo que a equipe de

operadores e o equipamento estão em condições de operação. Horas de reparos são definidas como o tempo gasto realmente em reparos.

Impedimentos incluem o tempo perdido em transporte de e para a frente de trabalho, posicionamento, lubrificação e abastecimento, o tempo de espera e o tempo perdido devido a condições de intempéries, condições de segurança etc.. Esses impedimentos muitas vezes são incluídos no tempo de trabalho por questão de simplificação, sendo neste caso considerados parte dos custos de operação e cálculo de produtividade.

b- A disponibilidade física pode ser determinada pela seguinte equação:

Disponibilidade física (%) = Horas trabalhadas + stand-by

X 100 Tempo total

Horas de prontidão para a operação (stand-by) representam o tempo em que o

equipamento está disponível para a operação, mas não está sendo usado quando a mina está em operação. Por exemplo, numa escala de semana de 6 dias, o sétimo dia não é considerado.

Tempo total previsto é o número de horas de operação na mina. Este tempo representa a soma do tempo de horas trabalhadas do equipamento com os reparos, o "stand-by" e os impedimentos.

Disponibilidade física é basicamente um registro histórico de uma máquina, mostrando que uso foi feito dela. Embora um equipamento possa estar mecanicamente pronto para o serviço, existem ocasiões em que, por razões operacionais, ele não pode ser usado de modo apropriado ou econômico. A disponibilidade física é um item muito útil numa avaliação geral da performance mecânica do equipamento e pode também ser usada como um indicador da eficiência de um programa de alocação de equipamentos.

Se a disponibilidade física é consideravelmente maior do que a mecânica, o equipamento não está sendo usado na sua capacidade, de forma que um estudo completo da operação é necessário.

Exemplo: 300 horas trabalhadas 100 horas reparos 200 horas stand-by 600 horas totais

W

W R x

+ 100

W S

T x

+ 100

W

W S x

+ 100

W

T x100

300

300 100 100 75

+ =x %

300 200

600 100 83

+ =x %

300

300 200 100 60

+ =x % 300

600 100 50x = %

Disponibilidade física (%) = 300 + 200

X 100 = 83% 600

Disponibilidade mecânica (%) = 300

X 100 = 75% 300 + 100

Quando a disponibilidade física aproxima-se da mecânica, a eficiência do equipamento

aumenta. Utilização é o tempo que o equipamento está efetivamente em operação. A taxa de

utilização é medida pela relação entre o tempo de operação do equipamento e a disponibilidade. Existem dois índices de utilização: utilização de disponibilidade e utilização efetiva.

a- A utilização de disponibilidade é um registro da eficiência operacional do equipamento

disponível e como tal é uma excelente ferramenta de gerenciamento, podendo ser calculada por:

Utilização de disponibilidade (%) = Horas trabalhadas

X 100 Horas trabalhadas + horas de stand-by

b- A utilização efetiva é muito similar à utilização de disponibilidade e difere somente por

considerar horas totais em vez de horas disponíveis. Para efeitos de planejamento de lavra esta utilização é mais interessante. Ela pode ser calculada pela seguinte fórmula:

Utilização efetiva (%) = Horas trabalhadas

X 100 Horas totais

A produtividade é uma medida da eficiência do equipamento em relação à sua capacidade

de produção no tempo. A produtividade está ligada não só à utilização, mas também ao modo como o equipamento está sendo utilizado. Deste modo, ela depende basicamente da performance do equipamento, que é determinada pelas características do equipamento e pelo modo como ele é operado.

O programa ideal deveria conter todos os itens do equipamento trabalhando na sua máxima eficiência, todo o tempo. Na prática, por razões óbvias, principalmente pelas condições mecânicas, operacionais e de natureza humana, essa situação ideal não é possível.

Uma outra consideração de suma importância é o dimensionamento correto da frota onde 3 situações devem ser consideradas:

a- uso de frota mínima quando todos os equipamentos são alocados todo o tempo; b- a aquisição de equipamentos para cobrir as condições de pico, alocando todos os itens

todo o tempo e operando deste modo para atender a produção. Passada a situação de pico é alocado o trabalho mínimo até balancear o programa, sendo o ciclo repetido;

c- o terceiro método de dimensionamento de equipamento determina o número de equipamentos para manter a produção desejada, considerando os fatores de disponibilidade necessários e assim alocando adequadamente o equipamento requerido para a tarefa.

Obviamente o terceiro método é o mais adequado, pois considera o dimensionamento racional da frota para as condições de operação e disponibilidade.

Os dois primeiros métodos são também muito utilizados, embora apresentem muitas deficiências. A eficiência desses métodos é questionável e o controle da operação e manutenção torna-se difícil de planejar. A otimização de custos nos dois primeiros métodos também é mais difícil.

Enquanto a disponibilidade e a utilização do equipamento estão relacionadas ao planejamento global, a produtividade do mesmo está intimamente relacionada à performance do equipamento e à eficiência na sua operação. Neste aspecto, o estudo do ciclo é fundamental para a otimização dos tempos e movimentos.

2.3.1. Tempos e movimentos elementares Os equipamentos de mineração executam, em seu trabalho, quatro operações básicas, que

podem ocorrer em seqüência ou, às vezes, com simultaneidade parcial, a saber: - escavação - carregamento - transporte - descarga

As operações básicas desses equipamentos repetem-se através do tempo de forma cíclica, isto é, terminada uma seqüência de operações, inicia-se a seguinte, na mesma ordem anterior.

Analisando-se as operações básicas que constituem o ciclo, verifica-se que este pode ser decomposto numa seqüência de movimentos elementares repetidos através dos ciclos consecutivos. A esses movimentos elementares correspondem tempos elementares que podem ser observados e medidos num grande número de ciclos. Uma análise cuidadosa dos movimentos e tempos elementares em que pode ser decomposto o ciclo de operações pode conduzir à redução ou eliminação dos tempos de parada, desnecessários, também chamados tempos parasitas, que aumentam o tempo de ciclo, reduzindo em conseqüência a produtividade.

Observando-se os tempos elementares num grande número de ciclos, verifica-se que alguns deles se mantêm mais ou menos constantes para um determinado tipo de equipamento, enquanto que outros são muito variáveis, pois dependem diretamente das distâncias percorridas.

Os primeiros são denominados tempos fixos, (tf) enquanto os outros são denominados

tempos variáveis (tv). Entre os tempos fixos temos os tempos de carga, descarga e manobras, por

serem constantes, independentemente das distâncias percorridas num grande número de ciclos repetidos. Os tempos variáveis são tempos de transporte carregado ou de transporte vazio (retorno), que dependem essencialmente das distâncias percorridas.

2.3.2. Ciclo Ciclo é o conjunto de operações que um equipamento executa num certo intervalo de

tempo, voltando, em seguida, à posição inicial para recomeçá-las. Tempo de ciclo é o intervalo de tempo decorrido entre duas passagens consecutivas do equipamento por qualquer ponto do ciclo.

2.3.3. Tempo de ciclo mínimo e efetivo Tempo de ciclo mínimo ou teórico é o somatório de todos os tempos elementares, que

resulte no menor tempo de ciclo para o qual a tarefa pode ser teoricamente executada.

Tempo de ciclo efetivo é aquele gasto realmente pelo equipamento para executar o ciclo de

operação, computados os tempos de parada (tp) que ocorrem necessariamente no decurso de muitos

ciclos.

∑∑∑ ++= pvfc tttt ef ou,

∑+= pcc ttt minef

2.3.4. Produção por equipamento A produção (Q) do equipamento é o volume ou peso escavado, carregado ou transportado

na unidade de tempo, representado pelo produto do volume solto da caçamba (C) pelo número de ciclos f efetuados na unidade de tempo (freqüência).

fCQ ×=

Sendo a freqüência o inverso do período ( tempo de ciclo ), a produção máxima teórica do

equipamento pode ser dada por:

min

1 maxmax

ct CQ ×=

A produção efetiva pode ser calculada por:

t t tc f vmin = + ∑∑

efc ef

t CQ

1 max ×=

2.3.5. Rendimento de operação ou fator de eficiência Chama-se rendimento da operação ou fator de eficiência (R) à relação:

maxQ

Q R ef=

Considerando-se as fórmulas anteriores, tem-se:

ef

ef

c

c

c

c

t

t

t C

t C

R min

min

1

1

max

max

==

Portanto, o rendimento da operação é dado pela relação, sempre inferior à unidade, entre o

tempo de ciclo mínimo e o tempo de ciclo efetivo.

∑+ ==

pc

c

c

c

tt

t

t

t R

ef min

minmin

ou,

min

1

1

c

p

t

t R

∑ +

=

Deste modo, o rendimento depende dos valores assumidos pelos tempos de parada Σtp.

Se Σtp = 0, R = 1 ou 100% e o tempo de ciclo seria mínimo ( ).

Se Σtp ≠ 0, R < 1 ou 100% e o tempo de ciclo seria o efetivo ( ).

Portanto, o rendimento da operação é afetado diretamente pelos tempos de parada, concluindo-se que o aumento de produção será conseguido pela diminuição destes.

2.4. Seleção de equipamentos de escavação Quatro grupos de fatores determinam a seleção dos equipamentos de escavação: a- Fatores de performance - relacionam diretamente a produtividade do equipamento com a

velocidade do ciclo, potência, capacidade da caçamba, capacidade de escavação, velocidade de transporte e segurança ;

b- Fatores de projeto - fornecem conhecimento para a qualidade e eficiência do projeto de detalhe, incluindo a sofisticação da interface homem-máquina para os operadores e pessoal de manutenção, o nível de tecnologia empregada e o tipo de controle e potência disponível;

c- Fatores de suporte - algumas vezes, quando examinados na avaliação do equipamento, os fatores de suporte são refletidos nos serviços de assistência e manutenção. Desses fatores, os mais importantes são as facilidades de assistência, habilidade especial envolvida, disponibilidade de peças de reposição e assistência do fabricante;

d- Fatores de custo - provavelmente estes são os fatores mais quantitativos e são determinados por procedimentos padrão para longo prazo. Nesses fatores são considerados a vida da mina, as taxas de juros, inflação, custos de combustível e custos de manutenção. Utiliza-se a base de custo unitário, estimando os custos totais como a soma de custos de aquisição e de operação, todos os componentes na base $/ton ou $/m³.

A nomenclatura e os procedimentos utilizados para fazer o orçamento da mineração são pré-requisitos para a correta compreensão dos aspectos envolvidos na estimação e controle de custos. A categoria de custos mais comum é a classificação largamente utilizada que divide os custos em diretos e indiretos e outros custos de produção. Esses custos, normalmente são detalhados numa planilha de custos, de modo que cada item possa ser controlado separadamente.

Os custos diretos incluem os custos de mão-de-obra, dos equipamentos, dos materiais etc.. Os custos indiretos são aqueles que incidem sobre os custos de lavra, mas que não estão

tcmin tcef

diretamente relacionados com a produção. Não podem, por exemplo, ser determinados por tonelada de minério. São constituídos, basicamente, pelos custos ligados à administração geral.

Os outros custos de produção estão associados à depreciação, amortização, exaustão da jazida etc.

Uma classificação bastante utilizada divide os custos em: a- Custos diretos de propriedade - Nestes custos estão envolvidos os custos de aquisição,

seguro, impostos, depreciação e demais custos relacionados com a propriedade do equipamento. b- Custos diretos de operação - São aqueles custos relativos a reparos, manutenção,

suprimentos, combustível, mão de obra etc.. c- Outros custos de mineração - Custos relativos a prospecção, exploração e

desenvolvimento (antes da lavra). d- Custos indiretos - Nesse custos estão incluídos a administração, o pessoal de projeto e

planejamento, informática, consultoria etc.. e- Outros custos de produção - Recuperação (pós-mineração), beneficiamento mineral,

transporte, impostos, previdência, royalties, taxas etc.. Para se ter uma idéia da importância da justificável preocupação com os custos, basta

considerar que a última decisão em qualquer projeto é econômica. Assumindo que as considerações técnicas e de segurança foram satisfeitas, o passo decisivo é a abordagem econômica das várias alternativas, todas elas justificadas através de análise de custos.

2.5. Operação e manutenção dos equipamentos A alocação de equipamentos é feita no planejamento e projeto de lavra e deve ser

abordada sob a ótica de todas as operações unitárias. A escala de produção desejada é um dos principais itens a ser considerado na alocação dos equipamentos.

As frentes de lavra são determinadas pelo planejamento de lavra de modo a atender, não só ao ritmo de produção desejado, mas também para permitir a extração de minério e estéril dentro da relação estabelecida pelo planejamento. Durante as operações de lavra, a alocação dos equipamentos nas frentes de lavra, determinada pelo planejamento, deve ser feita de modo a minimizar os custos associados aos ciclos dos equipamentos. Vários estudos têm sido feitos no sentido de otimizar o desmonte, carregamento e transporte dos materiais, de modo a tornar as operações de lavra tão sincronizadas quanto possível e reduzir os tempos de ciclo, sem afetar a performance do equipamento e dos operadores.

2.5.1. Operação Todo equipamento vem acompanhado de um Manual de Operação que mostra o seu

funcionamento e o dos acessórios, bem como todos os cuidados que devem ser tomados durante a sua utilização:

- Em primeiro lugar é preciso notar que os equipamentos mecânicos, ainda que projetados e dimensionados corretamente para os trabalhos a que se destinam, não podem ser sujeitos a esforços superiores aos limites de resistência dos materiais usados em sua construção.

- Em segundo lugar, é preciso submeter o operador a um período de treinamento, a fim de que ele possa operá-lo nos níveis de produção previstos pelo fabricante, sem que haja, contudo, um desgaste excessivo. O operador deverá conhecer seus movimentos e manobras, bem como os mostradores do painel de controles.

- O operador deve ser conscientizado de que é o primeiro elemento com responsabilidade na manutenção mecânica do equipamento, percebendo em primeiro lugar as anomalias surgidas no seu funcionamento, tais como ruídos estranhos, vibrações, vazamentos etc. e comunicando-os aos responsáveis pela manutenção.

- Os manuais de operação sempre prescrevem que o equipamento deve ser aquecido antes de iniciar o seu trabalho normal para que o óleo do cárter circule em todas as peças do circuito de lubrificação, evitando o desgaste anormal pelo atrito gerado entre peças móveis sem lubrificação.

Além disso, todos os componentes que trabalham em temperaturas elevadas devem atingir a temperatura e as folgas normais, para serem submetidos aos esforços normais com o equipamento em operação.

Analogamente, depois do uso intenso, o motor e os demais sistemas se encontram em temperaturas altas comparadas com a do ambiente. Será necessário deixar o motor funcionar sem carga, em baixa rotação, para que o resfriamento se processe lentamente, impedindo a ocorrência de trincas de contração, como, por exemplo, nas placas dos cabeçotes dos cilindros.

Também é extremamente prejudicial a colocação de água fria no sistema de refrigeração, pois esta, entrando em contato com a tampa do cabeçote aquecido, através dos canais de circulação, fatalmente ocasionará o aparecimento de trincas que permitem a perda de compressão e a penetração da água na câmara de combustão.

- O operador deve se acostumar à rotina de verificar o abastecimento do equipamento, não só do combustível, mas também o nível dos depósitos dos diversos lubrificantes e do fluido dos sistemas hidráulicos. Não é incomum o equipamento parar por falta de combustível, sendo necessário paralisá-la para escorvar o sistema de alimentação, bem como a bomba injetora e, até os injetores, com perda de tempo absolutamente indesejável.

Por outro lado, jamais se deve por a máquina em movimento com o nível dos lubrificantes abaixo das marcas normais. Os equipamentos podem trabalhar em posições bastante inclinadas, de modo que a tomada da bomba de óleo pode ficar parcialmente descoberta, prejudicando a vazão normal do óleo e a lubrificação de peças vitais.

Mesmo a água a ser adicionada ao sistema de refrigeração deve estar limpa e livre de corpos estranhos, que acabam por obstruir algum ponto das tubulações levando ao superaquecimento do motor.

- Deve-se paralisar a máquina sempre que os mostradores do painel indicarem pressões muito baixas ou elevadas, fugindo da faixa normal, especialmente as dos lubrificantes do motor, fluido do sistema hidráulico ou do conversor de torque.

- Finalmente, recomenda-se manter o equipamento limpo, pois o óleo e a poeira aderidos formam uma crosta que impede a constatação de vazamentos, trincas, falta de parafusos etc..

Vê-se, pois, que com medidas simples de rotina pode-se evitar uma série de problemas com sérias conseqüências, razão pela qual há um ditado conhecido entre os que se utilizam de equipamentos mecânicos e que afirma, com muita verdade: "a boa manutenção começa com a boa operação da máquina".

2.5.2. Manutenção dos equipamentos

Considerando-se os grandes investimentos necessários para adquirir os equipamentos de

mineração, é notório o alcance econômico do aumento da vida útil de tais equipamentos, isto é, do período em que o equipamento produz economicamente, no qual a remuneração dos serviços por ele prestados supera os seus custos.

Por outro lado, é fácil entender que à medida que o equipamento envelhece a probabilidade de falha mecânica aumenta consideravelmente devido ao desgaste natural que sofre em sua utilização. Isto tem como conseqüência a sua paralisação freqüente para os reparos mecânicos, significando duplo prejuízo, porque, além de deixar de produzir, ele passa a ter despesas de manutenção e, com isso, reduz de forma sensível a sua rentabilidade.

Assim, a maneira mais simples de se conseguir o aumento da vida útil do equipamento consiste na operação e na manutenção corretas do equipamento. Isto significa a adoção de uma série de medidas de ordem prática muito simples, mas que, infelizmente, nem sempre são observadas, resultando em prejuízos indesejáveis.

Pode-se definir a manutenção como sendo o conjunto de processos utilizados com a finalidade de obter dos equipamentos condições de funcionamento que resultam na sua produtividade máxima e, ao mesmo tempo, buscar o prolongamento de sua vida útil, permitindo a operação econômica em maiores prazos.

Atualmente, a manutenção mecânica não pode estar dissociada da lubrificação e operação racionais do equipamento, pois, em verdade, esses três campos acham-se intimamente ligados, de sorte que se um deles revelar-se ineficiente, poderá influir de forma negativa no resultado global desejado, que é, em última análise, o aumento da sua vida útil.

As falhas mecânicas provêm das peças dos seus diversos sistemas, quando alguma parte vital é afetada ou danificada. Várias são as causas dessas anomalias. Projetos ou especificações inadequados, falhas de fabricação, falta de manutenção, operação inadequada e o inevitável desgaste natural das peças em decorrência do uso.

Entende-se por manutenção corretiva aquela que se preocupa apenas em corrigir as falhas já detectadas e que prejudicam o funcionamento normal do equipamento. Essa forma de encarar a manutenção pode levar a situações difíceis, porque a quebra das peças ou as falhas de um sistema podem ocorrer de forma aleatória, exatamente no momento em que o equipamento se faz mais necessário.

É preciso lembrar que a ruptura de um componente pode afetar outras peças que trabalham em conjunto. Seria o caso de uma engrenagem da caixa de câmbio que, sofrendo a ruptura de um dente, poderia deixar pedaços soltos caírem exatamente entre outras engrenagens que se apresentassem sem defeito, ampliando os efeitos do dano.

A não substituição de um equipamento básico quebrado pode vir a interromper o ciclo de produção, deixando ociosos vários outros equipamentos e aumentando os prejuízos decorrentes. Seria o caso da paralisação de uma escavadeira que trabalha com unidades de transporte, ou de um trator pusher que carrega vários motoscrapers.

Em conseqüência dessas possibilidades extremamente desfavoráveis à produtividade e rentabilidade da obra, introduziu-se o conceito da manutenção preventiva que visa principalmente a evitar ou prevenir o aparecimento de falhas mecânicas durante a operação, detectando os defeitos antes de sua manifestação e, sobretudo, evitando a ruptura de componentes fundamentais com a substituição sumária de peças que, já tendo atingido certo número de horas de trabalho ou certo desgaste máximo admissível, representam risco de quebra à curto prazo.

É evidente que a introdução da manutenção preventiva apresenta vantagens óbvias, mas por outro lado, significa um programa de implantação difícil e por vezes de custo elevado, o que torna a sua aplicação anti-econômica para as empresas de pequeno porte. Além disso, o programa de manutenção preventiva envolve alguns problemas difíceis, tais como a determinação dos itens considerados críticos que, se forem danificados em serviço, podem significar a paralisação do equipamento.

3. Desmonte a explosivo

De um modo geral, os maciços pouco alterados e pouco fraturados, ou constituídos por

rochas de elevada dureza, deverão ser desmontados por detonação, método econômico e rápido, visto que produz elevadas quantidades de energia libertada em frações de segundo.

O desmonte de rochas a explosivo é uma operação bem complexa e consiste em uma das principais responsáveis pelos custos de lavra. Como resultado da detonação busca-se um material com as características de granulometria e homogeneidade exigidas pelo processo produtivo. E além dessas duas características principais a detonação deverá ainda produzir o mínimo de riscos e incômodos possíveis. Além disso, nas minas próximas a áreas povoadas, deverão ser tomados maiores cuidados quanto a níveis de ruídos, de emissão de gases e de vibração do terreno. E atenção especial deverá ser dada, durante qualquer detonação, ao ultra-lançamento de fragmentos e estabilidade dos taludes.

Deve-se salientar a enorme importância do desmonte a explosivo para obras civis, como aberturas de estradas, túneis, construções de edifícios, pontes, alargamento de rios etc. Como não existe outro método com tamanha eficiência, a construção civil utiliza a detonação para o desmonte de maciços rochosos tal qual nas minas, porém com períodos e objetivos diferentes.

É notório que se deve ter um planejamento eficiente do desmonte a explosivo. O ideal é que após os desmontes todo o material se encontre com o volume desejado, na granulometria apropriada, facilitando assim as operações subseqüentes e diminuindo os custos. Por tudo isso é que se faz necessário à otimização do desmonte nas minas.

A aplicação de explosivos para a fragmentação de rochas na mineração ou para outros propósitos tem conduzido ao desenvolvimento de pesquisas tanto relativas às propriedades dos explosivos quanto aos mecanismos envolvidos na fragmentação dos materiais em função de sua utilização. Essas pesquisas visam, sobretudo, minimizar os custos de desmonte e os problemas ambientais gerados principalmente por ruído, gases e vibrações.

Com relação aos custos, tem sido utilizada a abordagem sistêmica que considera o custo global da seqüência de operações e não apenas o custo de uma operação ou insumo isoladamente. Por exemplo, o custo individual do explosivo num desmonte pode até ser comparativamente maior desde que proporcione uma pilha cujo custo de carregamento seja menor, implicando num custo global menor.

3.1. Perfuração para o desmonte

Dentro do campo do desmonte a explosivo, a perfuração da rocha é a primeira operação a ser realizada. Ela tem como finalidade abrir furos com distribuição e geometria adequadas dentro dos maciços rochosos para alojar as cargas de explosivo e seus acessórios iniciadores.

Geralmente, dois diferentes tipos de operações para quebrar a rocha são usados em mineração. Na penetração da rocha (por impacto, por corte, por atrito ou por esmagamento), um furo é feito, na maioria das vezes por processo mecânico e algumas vezes por processo hidráulico ou térmico. Por outro lado, o desmonte da rocha tem como objetivo quebrar e fragmentar grandes massas de material, convencionalmente por energia química, também sendo utilizados em menor escala energia mecânica, energia hidráulica e outras novas formas de aplicação de energia.

Embora operando em diferentes escalas as funções de penetração e fragmentação utilizam uma variedade de mecanismos básicos similares na aplicação da energia para quebrar a rocha. O que também é digno de observação na forma de concentrar e aplicar a energia para superar a resistência da rocha é que a razão de aplicação é tão crítica na produção de ruptura como a forma e a quantidade de energia. Deste modo, pode-se notar que todos os processos bem sucedidos de quebra de rocha são dependentes do tempo e que, em geral, quanto mais rápida a aplicação, mais efetiva ela é. Em termos geomecânicos, emprega-se carga dinâmica para efetuar a penetração ou a fragmentação, embora deva ser considerado que a perfuração, em ordem de grandeza, é bastante inferior ao desmonte por explosivos como um processo dinâmico de quebra do maciço rochoso.

3.1.1. Princípios de penetração na rocha Os sistemas de penetração da rocha que têm sido desenvolvidos e classificados por ordem

de aplicação são: a- Mecânicos Percussão Rotação PercussãoRotação

b- Térmicos c- Hidráulicos Jorro d'água d- Sônicos e- Químicos f- Elétricos g- Sísmicos h- Nucleares Apesar da enorme variedade de sistemas po

e obras civis, a perfuração é realizada energia mecânica.

Os sistemas mecânicos de penetração utilizam energia para fragmentar a rocha: a)impacto; b)atrito; c)esmagamento.

Existem duas formas de ataque métodos de perfuração utilizam esses princípios ou combinaç governa o mecanismo de penetração.

O que causa a fragmentação da rocha, na perfuração, é a aplicaçã exceder a resistência da rocha ferramenta de perfuração deve ser dirigido para produzir a penetração na forma de um furo de forma e tamanho desejado.

As diferentes maneiras como as perfurações à percussão, à rotação ou percurssivo atacam a rocha são mostradas na figura lascamento. O que difere é a importância relativa de cada fase no avanço da cor trituração predomina na percussão, o lascamento na perfuração rotativa e uma ação híbrida na perfuração percussivo-rotativa.

Fig. 3.1 (esq.) percussão, (cen.) corte, (dir.) com

Um certo número de fatores influencia a penetração na rocha ou a remoção dos fragmentos

durante a perfuração, os quais determinam a performance da perfuração. Há quatro grupos de fatores:

a- variáveis de operação perfuração (perfuratriz, haste, coroa e fluído). Elas são amplamente controláveis e incluem duas categorias de fatores: I) potência da perfuratriz, energia e freq impulso e desenho da haste; II) propriedades do fluído e razão do fluxo;

b- fatores de perfuração furo. Eles são controlados por exigência externa, constituindo as variáveis independente

c- fatores da rocha em propriedades da rocha, Freqüentemente referidos como fatores de perfurabilidade perfuração da rocha e limitam a performance da perfuratriz;

d- fatores de serviço de trabalho, condições climáticas

Sopro ou lança térmica Plasma Fluído quente Congelação

Erosão Cavitação Vibração de alta frequência Microdesmonte Dissolução Arco elétrico Indução magnética Raio laser Fusão Fissão

ssíveis de penetração da rocha presentemente de uma forma quase geral, utilizando

fundamentalmente três tipos de aplicação de

mecânico da rocha: percussão e rotação. Quatro classes de ão deles. É a interação coroa

o de

, a chamada resistência à perfuração. O campo de tensão criado pela

3.1. Em cada caso, ocorrem fases alternadas de trituração e

- Tipos de ações de perfuração no ataque mecânico da rocha binação corte + percussão

- Tais variáveis afetam as quatro componentes do sistema de

üência do golpe, velocidade de rotaçã

- Tais fatores incluem o diâmetro, o comprimento e a inclinação do

- São derivados do ambiente, sendo também independentes. Consistem as condições geológicas e o estado de tensão atuando no furo.

, eles determinam a resistência à

- Consistem no trabalho e supervisão, potência do equipamento, local etc.. Tais fatores são também variáveis independentes.

em mineração -se a

-rocha que

força suficiente para

-rotativa

oa. Por exemplo, a

o,

s;

3.1.2. Métodos de perfuração

Neste item somente serão abordados os métodos de perfuração mecânica. Os dois grandes métodos mecânicos de perfuração de rocha são os percussivo-rotativos e

os rotativos. Os métodos percussivos (puros), ainda muito utilizados, são restritos a furos de pequenos diâmetros com perfuratrizes manuais de baixa produção e produtividade.

Os métodos percussivo-rotativos são usados em quase todo tipo de rocha, tanto com o martelo fora do furo como dentro do furo (down the hole).

Os métodos rotativos se subdividem em dois grupos segundo o mecanismo como a penetração se realiza: por trituração (esmagamento), empregando tri-cone-bits, ou por corte utilizando coroas especiais. O primeiro sistema se aplica em rocha de dureza média a alta e o segundo em rochas brandas.

Com base na resistência à compressão da rocha e no diâmetro de perfuração é possível delimitar os campos de aplicação dos diferentes métodos, como pode ser visto na figura 3.2.

Fig. 3.2 - Campos de aplicação dos métodos de perfuração em

função da resistência da rocha e diâmetro dos furos Por outro lado, segundo o tipo de trabalho que se realiza em mineração ou obra civil, os

equipamentos de perfuração mais utilizados e os diâmetros mais comuns para desmonte em bancadas são mostrados na figura 3.3.

Outros critérios que influenciam a seleção de equipamentos de perfuração são: econômico, manutenção, capacidade operacional e adaptabilidade às condições de trabalho e ao sistema (tipo de rocha, fonte de energia etc.).

A perfuração percussivo-rotativa baseia-se na combinação das seguintes ações: a- percussão - os impactos pelo golpe do pistão originam ondas de choque que são

transmitidas à coroa através das hastes (martelo fora do furo) ou diretamente sobre ela (martelo de fundo);

b- rotação - este movimento é responsável pelo giro da coroa para que os impactos da coroa sobre a rocha ocorram em distintas posições;

c- empuxo - carga aplicada sobre a coroa para que ela esteja em contato com a rocha; d- fluido de circulação - possibilita a extração dos detritos do fundo do furo. O processo de formação das indentações, com as quais se consegue o avanço neste

sistema de perfuração, divide-se em 5 instantes, tal como é mostrado na figura 3.4. a- Compressão das rugosidades da rocha pelo contato com a coroa. b- Aparecimento de gretas radiais a partir dos pontos de concentração de tensões e

formação de uma cunha em forma de “V”.

c- Pulverização da rocha da cunha por esmagamento. d- Quebra dos fragmentos maiores nas zonas adjacentes à cunha. e- Evacuação dos detritos pelo fluido de circulação. Esta seqüência repete-se com a mesma cadência de impactos do pistão sobre o sistema de

transmissão de energia até a coroa.

Fig. 3.3 - Métodos de perfuração em trabalhos a céu aberto

Fig. 3.4 - Fases de formação de uma indentação Ainda que o aparecimento das coroas tri-cone-bits como ferramenta de perfuração remonte

ao ano de 1910, pode-se dizer que até o desenvolvimento dos equipamentos rotativos na década de 60 não houve um aperfeiçoamento deste tipo de coroa. Inicialmente, as coroas tri-cone-bits só eram aplicáveis a formações rochosas brandas ou de pouca resistência. Mas na atualidade essas coroas competem com os outros métodos empregados em rochas duras.

O trabalho de uma coroa tri-cone-bits baseia-se na combinação de duas ações: a - indentação - os dentes ou insertos do tri-cone penetram na rocha devido ao empuxo

sobre a rocha. Este mecanismo é responsável pela trituração da rocha;

b - esmagamento - os fragmentos de rocha se formam devido ao movimento lateral dos cones provocando o esmagamento do material ao girarem sobre o fundo do furo.

A ação de cisalhamento só ocorre em rochas brandas, uma vez que o movimento lateral dos cones é uma combinação complexa de trituração e cisalhamento, no caso de rochas brandas o cisalhamento predomina tendo em vista a baixa resistência ao cisalhamento das mesmas.

As coroas tri-cone-bits são formadas por 3 cones com dentes ou insertos cujos elementos são mostrados na figura 3.5.

Fig. 3.5 - Coroa tri-cone-bits

Os dois métodos descritos acima são responsáveis pela quase totalidade dos desmontes de

rocha realizados tanto em mineração como em obra civil.

3.2. Explosivos

O explosivo é um agente, composto, ou uma mistura que apresenta decomposição muito rápida quando é iniciado por calor, impacto, fricção ou choque. A decomposição é causada por uma reação exotérmica, que é desenvolvida a alta velocidade, acompanhada pela liberação de vasta quantidade de energia e gases a alta temperatura e elevadíssima pressão. Se a velocidade da reação é supersônica, o processo é denominado detonação e o agente é um alto explosivo. Se a velocidade da reação é sub-sônica é denominada deflagração e o agente é chamado de baixo explosivo.

Detonação segundo Hartman (1987), é uma explosão acompanhada pela formação de uma onda de choque. Os produtos finais de uma detonação são gases que estão comprimidos a pressão e a temperatura muito elevadas. A velocidade de detonação varia de 1.500 a 9.000 m/s, bem acima da velocidade do som no material explosivo, figura 3.6.

Deflagração é uma queima muito rápida, mas que não consiste em detonação. É a queima química dos componentes explosivos em uma taxa bem abaixo da velocidade sônica. Ela está associada apenas ao calor, não havendo onda de choque. A deflagração pode ocorrer em explosivos onde deveria haver detonação, o que acontece quando não existem as condições ideais para a utilização do referido explosivo ou quando a formulação dos explosivos é ruim.

Fig. 3.6 – Desenvolvimento de uma detonação. Todos os explosivos comerciais são uma mistura de carbono, hidrogênio, oxigênio e

nitrogênio. A máxima energia liberada em uma detonação ocorre quando a mistura explosiva é formulada por oxigênio balanceado. Uma mistura balanceada de oxigênio é aquela em que não existe excesso ou deficiência deste elemento, os produtos gasosos são essencialmente H2O (vapor), CO2 e N2. Quando há formação de gases nocivos como NO, CO, NH4, CH4 e carbono, a detonação é considerada não ideal e, conseqüentemente, a pressão e a energia desenvolvidas são menores do que as ideais. A tentativa das formulações de explosivos comerciais é a de atingir uma mistura balanceada de oxigênio.

O trabalho feito pelo explosivo na fragmentação e deslocamento de rochas depende da energia da onda de choque, assim como da energia de expansão dos gases de detonação. A figura 3.7, a seguir, mostra uma onda de detonação idealizada percorrendo um explosivo com formato cilíndrico, produzindo um aumento de pressão. O “steady state” da reação química tem lugar atrás da frente de choque com a zona de reação. No final desta zona, existe uma região de estado não estável. A região entre o “steady state” e o “non steady state” é chamada de plano Chapman- Jouguet, plano C-J, figura 3.8. Até este plano a reação química é completa, assumindo uma detonação ideal.

Fig. 3.7 - Onda de detonação idealizada percorrendo uma coluna de explosivo

Fig. 3.8 – Processo de detonação de uma carga explosiva.

A figura 3.9 mostra a pressão da onda de choque gerada por duas detonações. Nota-se que a máxima pressão e duração do pulso de onda é diretamente proporcional à energia gerada. A curva A representa um alto explosivo, o qual possui um grande poder de quebra; a curva B mostra um explosivo comercial com baixa sensibilidade. Nota-se na curva A que este explosivo libera os produtos gasosos muito rapidamente. A distância entre a frente de choque e o plano C-J é muito curta, resultando em um pulso de pressão de alta amplitude e curta duração. Por outro lado, a curva B mostra um decréscimo na amplitude da pressão e um longo comprimento do pulso. Neste caso, a reação é lenta e o volume de gás é maior.

Fig. 3.9 – Formas de pulso de pressão da onda de choque para um alto explosivo

(A) e para um explosivo comercial (B) com grande volume gasoso.

3.2.1. Propriedades dos explosivos

Os explosivos possuem várias propriedades que indicam como eles vão atuar em

condições práticas. As principais propriedades são: gases nocivos gerados pela detonação, densidade, resistência à água, resistência a baixas temperaturas, velocidade de detonação, pressão de detonação, pressão nas paredes dos furos, sensibilidade e força.

−Gases Nocivos: Esta classificação relaciona a quantidade de gases gerados pela detonação. O problema de gases tóxicos torna-se mais crítico em trabalhos subterrâneos ou em ambientes confinados. O balanço de oxigênio correlaciona-se com a geração de gases tóxicos.

−Densidade: A densidade de um explosivo é definida como o peso por unidade de volume

ou gravidade específica. Os explosivos comerciais variam suas densidades de 0,5 a 1,7. Explosivos com uma densidade menor do que 1 vão flutuar na água. Desta forma, em furos preenchidos por água, explosivos com uma densidade maior do que 1 são necessários.

−Resistência à água: A capacidade do explosivo ficar exposto à água por um longo período

de tempo sem perder sua força ou capacidade de detonar define a resistência à água. Existem diversas categorias de resistência à água. Tem-se, portanto, explosivos com boa, moderada e má resistência à água. Em ambientes com mais de 5% de umidade, os explosivos com má resistência à água dissolvem seus componentes químicos e alteram a composição dos gases produzidos, contribuindo para a formação de gases tóxicos e diminuindo a energia, de forma que o explosivo pode nem mesmo detonar.

−Velocidade de detonação: A velocidade de detonação é a velocidade que a frente de onda movimenta através de uma coluna de explosivo. Para altos explosivos como a dinamite, quanto maior a velocidade de detonação maior é a força. Em agentes explosivos secos e explosivos a base de água, as condições de carregamento afetam enormemente a velocidade de detonação. Estas condições incluem diâmetro do furo, compactação, confinamento, umidade etc.. A velocidade de detonação é importante quando a detonação se faz em rocha dura e competente onde o efeito da brisância é desejado para uma boa fragmentação. Para a maioria dos explosivos existe um diâmetro mínimo (Dmin) abaixo do qual a velocidade de detonação diminui. Já acima do diâmetro mínimo, o

explosivo alcança o ponto de estabilidade, no qual a velocidade de detonação é máxima. Para diâmetros menores do que o diâmetro mínimo, a reação completa não tem lugar e energia, pressão e velocidade ideais não são alcançadas. Isto representa uma perda em termo de custo com explosivos.

− Pressão de Detonação: Pressão de detonação é a pressão teórica máxima atingida na

zona de reação e medida no plano Chapman-Joguet em uma coluna de explosivo, figura 3.10. A pressão real é sempre menor do que esta pressão máxima devido às condições de carga e formulação dos explosivos, que na prática não são ideais. A maioria dos explosivos comerciais atingem pressões que variam de 2 a 24 GPa. Apesar da pressão de detonação ser desenvolvida em função da temperatura de reação, considera-se que a fórmula abaixo pode ser usada para simplificar a estimação da pressão de detonação:

P = 432 x 10-6 x ρ x VD2

onde, P é a pressão de detonação (MPa), ρ a densidade do explosivo (g/cm3) e VD é a velocidade de detonação (m/s).

Fig. 3.10 – Perfil de pressões na detonação de uma coluna de explosivo

− Pressão no furo: É a pressão máxima exercida contra a parede do furo após ser completada a reação explosiva medida atrás do plano C-J. Como estas medidas não podem ser feitas de forma direta, são feitas em testes subaquáticos, que são feitos para a determinação da força e da energia.

3.2.2. Explosivos comerciais

Os explosivos militares, chamados também de altos explosivos, são classificados separadamente dos explosivos industriais. Dentre os vários explosivos militares tem-se o TNT e o PETN. Pequenas quantidades destes altos explosivos são adicionadas em alguns explosivos comerciais para aumentar a força e a sensibilidade. Diversos explosivos comerciais ou industriais são classificados como altos explosivos porque os mesmos contêm uma quantidade crítica de explosivos militares ou nitroglicerina. Estes explosivos são sensíveis a espoleta. Os explosivos industriais possuem a seguinte classificação: nitroglicerinados, agentes explosivos secos (ANFO), agentes explosivos úmidos (“hidrogéis”, “emulsões”), de segurança (“permissíveis”), iniciadores (“primers”) e reforçadores (“boosters”).

Os componentes dos explosivos são designados como: oxidantes, combustíveis, absorventes, espessantes e estabilizantes. Os oxidantes contribuem com o oxigênio para o balanço de oxigênio e incluem sais de nitrato, como nitrato de amônio (AN), nitrato de sódio (SN) e nitrato de cálcio (CN). Os combustíveis incluem os óleos combustíveis, carbono, alumínio, TNT, carvão, ou qualquer material carbonáceo que produza calor.

- Explosivos nitroglicerinados Dinamite é o nome comercial introduzido por Alfred Nobel. Os três tipos básicos são:

granulares, gelatinas e semi-gelatinas, os quais são considerados altos explosivos (HE). As gelatinas e semi-gelatinas contêm nitrocelulose, a qual se combina à nitroglicerina para formar a estrutura de gel. Já a dinamite amoniacal ou extra dinamite é uma mistura granular que contém uma pequena quantidade de nitroglicerina misturada a nitrato de amônio e nitrato de sódio.

Os altos explosivos derivam suas fontes de energia da nitroglicerina (NG), sendo a dinamite com 50% de nitroglicerina o produto de uso mais comum. Estas dinamites são caracterizadas por alta velocidade e brisância, baixa temperatura de chama e boa resistência à água, e apresentam elevada energia da onda de choque e uma pequena atuação dos gases.

- Agentes explosivos secos Esse grupo, representado no diagrama 3.1, engloba todos aqueles explosivos que não são

sensíveis à espoleta e em cuja composição não entra a água. Possuem uma densidade relativa que varia de 0,75 a 0,95. O fator comum em todos eles é o nitrato de amônio (NH4NO3) e os principais agentes explosivos secos são o ANFO e seus eventuais subprodutos como, por exemplo, o ALANFO. O nitrato de amônio é um sal inorgânico de cor branca cuja temperatura de fusão é de 160,6 °C. Isoladamente não é um explosivo, pois só adquire tal propriedade quando misturado a uma pequena quantidade de um combustível. A densidade do nitrato de amônio é de cerca de 0,8 g/cm3. Este composto químico possui uma higroscopicidade elevada, podendo-se converter em líquido na presença de ar e umidade superior a 60%. A adição de substâncias inertes hidrofílicas como o caolim ou as argilas “em pó” evitam que o nitrato de amônio absorva umidade, porém esta adição diminui a sua sensibilidade.

Diagrama 3.1 – Agentes explosivos secos com base no Nitrato de Amônio

Nitrato Amônico

Combustível (Diesel)

Agente Densificante

Ureia

Agente explosivo para furos com alta temperatura

Agente explosivo seco (ANFO)

Poliestireno Expandido

Agente explosivo de baixa densidade

Desmonte de contorno

Alumínio

Agente explosivo seco-aluminizado

(ALANFO)

Prills Pulverizados

Agente explosivo seco-densificado

- ANFO Qualquer substância combustível pode ser usada com o nitrato de amônio para produzir um

agente explosivo. Nos Estados Unidos durante os anos 50 era utilizado o carvão, mas posteriormente ele foi substituído por combustíveis líquidos, visto que estes propiciam misturas mais íntimas e homogêneas com o nitrato de amônio. Dentre eles, o produto mais utilizado é o óleo diesel, que apresenta a vantagem de ser menos volátil do que outros combustíveis como a gasolina, o querosene, a parafina etc. e conseqüentemente oferece menor risco de explosão.

Diversos tipos de óleos podem ser aproveitados também como combustível, mas possuem o inconveniente de reduzir a sensibilidade à iniciação e propagação, assim como o de apresentar um menor rendimento energético.

A quantidade de combustível é um fator importantíssimo. A reação de decomposição do sistema equilibrado em oxigênio é:

3 NH4NO3 + CH2 → 3 N2 +7 H2O + CO2

produzindo cerca de 920 kCal/kg, o que pode ser inferior nos produtos comerciais segundo o conteúdo de materiais inertes. A mistura estequiométrica corresponde a 95,3% de nitrato de amônio e 5,7% de óleo-diesel.

O conteúdo de combustível afeta também a quantidade de gases nocivos desprendidos na explosão (CO+NO). Quando os gases das detonações apresentam uma coloração alaranjada significa que existe uma porcentagem insuficiente de óleo-diesel, ou que o ANFO absorveu água ou não foi corretamente iniciado. A variação da sensibilidade é sensivelmente afetada pela quantidade de combustível, figura 3.11.

Sendo assim, com 2% de óleo diesel a iniciação pode ser conseguida com uma espoleta de número 8, porém a energia disponível será baixa. Já com uma quantidade de nitrato de amônio superior a 7% a sensibilidade inicial decresce notavelmente.

Fig. 3.11 – Variação da energia termodinâmica e velocidade de detonação do ANFO com a variação da % de óleo diesel.

Conforme foi descrito anteriormente para o nitrato de amônio, a água é muito prejudicial ao

ANFO. Em ambientes com mais de 10% de umidade o ANFO torna-se insensível, nestes casos o único recurso é o de envolver o ANFO em recipientes ou embalagens impermeáveis à água.

As características explosivas do ANFO variam também com a densidade. A medida em que a densidade aumenta, a velocidade de detonação também aumenta, porém a iniciação torna-se difícil. Acima de 1,2 g/cm3 o ANFO torna-se inerte, não podendo ser detonado satisfatoriamente. As densidades normais do ANFO variam de 0,8 a 0,85, figura 3.12.

Embora o ANFO seja empregado predominantemente como carga a granel, é importante saber que a energia por metro linear de coluna diminui com o desacoplamento. Quando o confinamento da carga não é grande, a velocidade de detonação “VD” e a pressão máxima sobre as paredes dos furos diminuem. A velocidade de detonação máxima do ANFO é de cerca de 4.500 m/s e é atingida em furos maiores do que 15 polegadas. O diâmetro crítico do ANFO está compreendido

entre 2 e 4 polegadas. Este é um ponto de controvérsia, pois existem diversas detonações satisfatórias em diâmetros pequenos. O diâmetro crítico vai depender das condições de carregamento, entretanto o ANFO não detona de forma confiável neste intervalo citado acima.

Fig. 3.12 – Influência do conteúdo de água sobre a velocidade de detonação

- ALANFO Como a densidade do ANFO é baixa, a energia que resulta por unidade de comprimento é

pequena. Para elevar essa energia, desde 1968 estão sendo adicionados a esse agente explosivo produtos como o alumínio, obtendo-se bons resultados técnicos e econômicos, sobretudo quando as rochas são muito resistentes e maciças.

O limite prático da porcentagem de alumínio no ANFO encontra-se entre 13 e 15%. Porcentagens superiores a 25% diminuem a eficiência energética, figura 3.13. O alumínio a adicionar deve possuir uma granulometria entre as 20 e 150 malhas (“mesh”). Relativo a pureza, esta deve ser superior a 94%. O Alumínio muito fino pode produzir explosões descontroladas.

Fig. 3.13 – Efeito do alumínio sobre a energia desenvolvida

- Agentes explosivos úmidos Os agentes explosivos úmidos são aqueles que contêm mais do que 5% de água em peso.

Nesta categoria encontram-se os hidrogéis ou lamas explosivas, as emulsões e o ANFO pesado.

- Hidrogéis São agentes explosivos constituídos por soluções aquosas saturadas de nitrato

de amônio, contendo também em pequena quantidade outros oxidantes como o nitrato de sódio e cálcio. Contém também os combustíveis sensibilizantes, agentes espessantes e gelatinizantes, os quais evitam a segregação dos produtos sólidos.

O desenvolvimento destes explosivos teve lugar no final da década de 50, quando Cook e Farman conseguiram os primeiros resultados positivos com uma mistura de 65% de nitrato de amônio, 20% de alumínio e 15% de água. Após estes primeiros resultados, Cook começou a utilizar como sensibilizante o TNT e assim começou no Canadá a fabricação comercial. Em 1969, a Dupont desenvolveu novos hidrogéis que se caracterizavam por não conter os compostos explosivos tradicionais nem metais particulados como sensibilizantes fundamentais, apenas incorporavam como combustíveis substâncias orgânicas como as derivadas das aminas, parafinas, açucares etc.

Como em suas composições os hidrogéis não levam sensibilizantes intrinsecamente explosivos, possuem uma segurança muito alta tanto na fabricação quanto no manuseio. Apesar disto possuem uma sensibilidade grande para a detonação e podem ser iniciados pelos iniciadores tradicionais.

A resistência à água é excelente e a potência, que é uma característica fundamental, é equivalente ou superior à dos explosivos convencionais, podendo ajustar-se em função da formulação do hidrogel. As energias desenvolvidas oscilam entre 700 e 1500 Cal/g.

A densidade pode também modificar-se, desde 0,8 até 1,6 g/cm3, partindo de um valor básico compreendido entre 1,4 e 1,5. A variação da densidade influencia na velocidade de detonação e na sensibilidade. A velocidade de detonação dos hidrgéis varia de 4.115 a 6.096 m/s, de acordo com o diâmetro dos furos. A pressão de detonação varia de 5 a 10 GPa.

A variedade de produtos que podem ser obtidos com as diferentes composições dos hidrogéis é muito grande. Desde os hidrogéis encartuchados semelhantes aos explosivos gelatinosos convencionais até os vertíveis, os quais possuem algumas características reológicas que fazem com que possam ser tratados como fluidos. Neste último caso pode-se aproveitar as vantagens de uma carga mecanizada e da facilidade de preencher totalmente os furos.

- Emulsões Este grupo de explosivos, que é o de mais recente aparição no mercado, mantém

as propriedades dos hidrogéis, mas possui melhor potência e resistência à água. O interesse nestes produtos surgiu no começo da década de 60, quando se investigavam as necessidades básicas de um explosivo para melhor produzir o desmonte e ser eficiente em furos úmidos.

Do ponto de vista químico, uma emulsão é um sistema bifásico em forma de uma dispersão de um líquido imiscível em outro. As emulsões explosivas são do tipo denominado “água em óleo” nas quais a fase aquosa é composta por sais inorgânicos oxidantes dissolvidos em água e a fase oleosa por um combustível líquido imiscível em água, do tipo hidrocarboneto.

O desenvolvimento dos explosivos foi acompanhado por uma redução progressiva do tamanho das partículas passando desde sólido até as soluções salinas com sólidos e por último às microgotas de uma emulsão explosiva. A estrutura das emulsões é poliédrica e não esférica como no NA e possui uma fase oleosa que a envolve. O tamanho das microgotas das emulsões é cerca de cem vezes menor do que o tamanho dos prills de nitrato de amônio.

As características reológicas das emulsões são distintas, assim como suas aplicações e métodos de utilização de acordo com o tipo de combustível (óleo diesel, parafinas, gomas etc.).

Sabe-se que o pó de alumínio aumenta a energia desenvolvida, mas diminui a velocidade de detonação. Sabe-se também que a sensibilidade da emulsão diminui conforme aumenta a densidade, sendo necessário trabalhar acima do diâmetro crítico e utilizar iniciadores potentes.

A tendência atual de empregar as emulsões nas operações de desmonte a explosivo, é devida às inúmeras vantagens que este explosivo apresenta: menor preço;

excelente resistência à água, possibilidade de variar a densidade entre 1 e 1,45 g/cm3; grande segurança de fabricação e manuseio; possibilidade de fazer um carregameto mecanizado dos furos; condição de fazer misturas com o ANFO. Por outro lado como desvantagens tem-se: condições restritas de preparação; alteração nas baixas temperaturas; contaminação da carga se esta for feita a granel; impossibilidade de ser armazenado por muito tempo. As emulsões produzem altas pressões de detonação (10 a 12 GPa) com velocidades de detonação compreendidas entre 4.420 e 5.640 m/s .

- ANFO Pesado Na tecnologia atual é inquestionável que o ANFO constitui o explosivo básico.

Tem-se então buscado formas para aumenta a energia deste agente explosivo. Uma maneira encontrada é a adição de emulsão ao ANFO, mistura que deu origem a um novo agente explosivo chamado de ANFO pesado (“heavy ANFO”).

O ANFO apresenta vazios que podem ser ocupados por um explosivo líquido, como a emulsão, que atua como uma matriz energética. As vantagens principais deste agente explosivo são: maior energia do que o ANFO; melhores características de sensibilidade; grande resistência à água; possibilidade de efetuar cargas com variação de energia através do furo.

A fabricação é relativamente fácil, pois a matriz (emulsão) pode ser preparada em uma planta fixa e transportada em caminhão tanque até o depósito de armazenagem (paiol) ou ser bombeada diretamente de caminhão misturador, para os furos de detonação. Com estes caminhões podem ser preparadas, in situ, as misturas de emulsão com nitrato de amônio e óleo diesel nas proporções adequadas às condições de trabalho.

3.3. Desmonte com explosivos

O principal objetivo do desmonte a explosivo é alcançar o menor custo possível para o desmonte, obedecendo-se às especificações técnicas, à legislação ambiental e às condições de segurança previstas.

O desmonte de rochas a explosivo é um processo de ruptura conduzido em larga escala para fragmentar os maciços rochosos. Tanto em mineração como na construção civil, detonação é o método de fragmentação predominantemente empregado, mas outras técnicas têm sido desenvolvidas. Essas técnicas baseiam-se em diferentes tipos de aplicação de energia para fragmentar a rocha.

A tabela 3.1 mostra uma classificação dos métodos de fragmentação de rocha. Embora todas já tenham sido aplicadas em mineração, somente a energia química (explosão) tem sido largamente utilizada, tanto para minas a céu aberto como subterrâneas.

Forma de aplicação de energia

Método Agente ou máquina

Química Explosão Alto explosivo, agente detonante

Mecânica Pneumática Corte Impacto

Ar comprimido Trator (dozer) Martelo de impacto

Fluida Hidráulico (solo) Hidráulico (rocha) Monitor Jato hidráulico

Elétrica Arco elétrico Máquina de eletrofraturação

Tabela 3.1 - Classificação de métodos de fragmentação de rocha

com base na forma de aplicação de energia

É importante ressaltar que o método de desmonte mecânico tem ampliado sua utilização com a evolução de equipamentos e técnicas de escavação. Hoje em dia, a escavação mecânica pode ser aplicada inclusive em rochas bastante consolidadas.

3.3.1. Mecanismos de ruptura da rocha por detonação de explosivo Um explosivo sólido, alguns centésimos de segundo depois de iniciada a explosão em um

furo, torna-se gás a alta temperatura e gera uma enorme pressão que, se bem confinada, pode alcançar ou ultrapassar os 20 GPa. Esta enorme pressão é gerada em parte pelo confinamento, visto que o explosivo que era sólido torna-se gás e a tendência do gás é ocupar volumes maiores aumentando dessa forma a pressão sobre as paredes do furo.

Os explosivos detonantes possuem uma energia (Qu) grande em kCal/kg e esta energia

após iniciada a detonação é liberada em um espaço de tempo muito curto (cerca de 10-6 s) e a velocidade (VD) da reação é da ordem de 2.500 a 6.000 m/s. O resultado disso é o aparecimento de uma potência (P) extremamente alta nesse curto espaço de tempo.

Considerando - se um cartucho de explosivo contendo 50% de trinitrotolueno e 50% de nitrato de amônio, com um comprimento ( l ) de 30 cm e diâmetro de 5 cm, resultando em uma massa (m) de 0,913 kg, a energia liberada por este cartucho é de:

E = (Qu).(m) = (980 kCal / kg) x (0,913 kg) = 895 kCal O intervalo de tempo da energia liberada é:

t = l / v = 0,30m/6435m/s = 47 x 10-6 s Tem -se então uma potência de:

P = 895 kCal /47 x10-6s = 80 x 106 kW = 80.000 MW Considerando-se a capacidade máxima de Itaipú, que é de aproximadamente 12.600 MW,

a potência do cartucho será cerca de 6 vezes maior. Esta potência em um tempo muito curto é suficiente para provocar os efeitos que se deseja, isto é, o fraturamento e arremesso da rocha.

Será descrita a seguir de forma sucinta a seqüência de fenômenos que ocorre quando se detona uma carga explosiva no interior de um material sólido homogêneo, que apresenta características muito semelhantes às das rochas. Essas teorias podem ser aplicadas aos maciços rochosos, bastando para isso considerar que os mesmos não são homogêneos.

Durante a detonação de uma carga explosiva no interior de uma rocha tem-se duas fases distintas que são:

1ª fase: Produção de um forte impacto devido à onda de choque, vinculada à energia de tensão (energia da onda de choque) durante um curto espaço de tempo.

2ª fase: Atuação dos gases de detonação após haver o fraturamento e o fissuramento inicial. Esses gases encontram-se a alta temperatura e pressão e são portadores da energia termodinâmica ou energia dos gases de detonação.

A elevada pressão originada durante a decomposição do explosivo provoca uma onda de choque que se expande de forma cilíndrica e alcança valores que superam a resistência dinâmica à compressão da rocha, provocando a trituração da rocha ao redor do furo. Essa área triturada ao redor do furo é da ordem de 2 a 4 vezes o tamanho do raio do furo.

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 densa zona de fissuras radiais ao redor da zona triturada que rodeia o furo, figura 3.14.

Fig 3.14 – Agretamento radial

De acordo com Langefors e Kihlström (1967), durante esse primeiro período de fissuramento não há praticamente ruptura. Caso o furo de detonação seja perpendicular à estratificação da rocha, sem nenhuma superfície adjacente paralela, a onda de choque extingue-se sem nenhum efeito ulterior. A pressão remanescente dos gases no furo alarga ligeiramente as fissuras.

Quando a onda de choque alcança uma superfície livre são geradas duas ondas, uma de tração e outra de cisalhamento, que são refletidas. Este fenômeno de reflexão das ondas de choque contribui para a fragmentação do maciço, figura 3.15.

Fig. 3.15 – Representação dos mecanismos de ruptura da rocha

No momento em que as ondas de compressão atingem a face livre, geram um efeito chamado de bola de bilhar. O processo é o mesmo que ocorre quando se golpeia uma fila de bolas de bilhar. Pela equação da conservação da quantidade de movimento, a última bola sai com a mesma velocidade da primeira. Este princípio ocorre nos desmontes de rocha e torna-se perigoso se as rochas forem fragmentáveis.

A última etapa do processo de ruptura é lenta e atua segundo a influência da pressão dos gases do explosivo, que fazem com que a superfície livre da rocha ceda e seja lançada. Isto pode ser descrito como um processo semi-estacionário.

Os fragmentos de rocha criados pelos mecanismos anteriores e acelerados pelos gases são projetados, colidindo-se entre si e dando lugar a uma fragmentação adicional, que foi determinada e estudada através de fotografias ultra-rápidas.

Nessa última etapa tem-se a ruptura por flexão, ruptura essa ocasionada pelo engastamento da base do banco. A tensão máxima vai situar-se no centro da face detonada. A figura 3.16 exemplifica esse tipo de ruptura.

Tem-se uma outra forma de ruptura também na última etapa, é a ruptura por impacto, que ocorre quando as partículas lançadas chocam-se contra o solo e com outras partículas, fragmentando-se.

A fragmentação da rocha é causada pelo impacto da onda de choque e pelo efeito da expansão de gases a altas pressões. A fragmentação depende das propriedades do explosivo e do maciço rochoso.

Propriedades importantes do explosivo: a- energia; b- densidade;

c- razão de energia liberada; d- pressão dos gases liberados.

Fig. 3.16 – Ruptura por flexão.

Propriedades importantes do maciço rochoso: a- densidade e porosidade; b- resistência; c- absorção de energia e módulo de elasticidade; d- estrutura da rocha. Durante uma explosão, a reação química do explosivo produz uma zona de detonação que

se propaga através do explosivo e dentro do maciço rochoso que o circunda. A figura 3.10 demonstra a passagem da onda de choque numa coluna de explosivo. A onda de choque é gerada somente pelos explosivos de alta velocidade e é responsável pela pressão de detonação que causa a fragmentação da rocha.

Na fragmentação do maciço rochoso com explosivos intervêm, pelo menos, oito mecanismos de ruptura, com maior ou menor responsabilidade. Porém todos participam nos resultados dos desmontes.

a- Trituração da rocha - Nos primeiros instantes da detonação, a pressão na frente da onda de choque que se expande de forma cilíndrica alcança valores que superam amplamente a resistência dinâmica à compressão da rocha, provocando a destruição de sua estrutura inter-cristalina e inter-granular. O tamanho do anel de rocha triturada aumenta com a pressão de detonação podendo alcançar até 8 vezes o diâmetro da carga, porém o normal é oscilar entre 2 e 4 vezes.

b- Agretamento 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 densa zona de gretas radiais ao redor da zona triturada em volta do furo, figura 3.17.

c- Reflexão da onda de choque - Quando a onda de choque alcança uma superfície livre são geradas duas ondas, uma de tração e outra de cisalhamento.

Fig. 3.17 - Agretamento radial e ruptura por reflexão da onda de choque

3.3.2. Variáveis de controle dos desmontes

No estudo e projeto do desmonte as variáveis que são controláveis podem ser classificadas nos seguintes grupos:

a- Geométricas (diâmetro, comprimento da carga, afastamento, espaçamento etc). b- Físico-químicas ou do explosivo (tipo de explosivo, potência, energia, sistema de

iniciação etc). c- De tempo (tempo de retardo e seqüência de iniciação). A figura 3.18 representa um plano de fogo em bancada onde são ilustradas as diferentes

variáveis de projeto e as expressões utilizadas com mais freqüência no desmonte a explosivo.

Fig. 3.18 - Esquema de um desmonte em bancada.

Variáveis de projeto H = altura da bancada D = diâmetro do furo L = comprimento do furo d = diâmetro da carga B = afastamento nominal S = espaçamento nominal LV = comprimento do desmonte AV = largura do desmonte Be = afastamento efetivo Se = espaçamento efetivo T = tampão J = subperfuração l = comprimento da carga θ = ângulo de saída v/w = grau de equilíbrio tr = tempo de retardo

1 = repé 2 = seção do furo 3 = rocha saliente ou em balanço 4 = sobre-excavação 5 = fenda de tração 6 = descabeçamento 7 = cratera na boca do furo 8 = carga não confinada

O diâmetro dos furos depende dos seguintes fatores: - características do maciço rochoso a desmontar; - grau de fragmentação desejado; - altura da bancada e configuração das cargas; - economia do processo de perfuração e desmonte; - dimensões do equipamento de carregamento. Quando o diâmetro dos furos é pequeno, os custos de perfuração, da carga do explosivo e

de iniciação serão altos, e nas operações de carga, de tamponamento e de conexão é necessária muito mais mão de obra se comparado com diâmetros maiores. Quando o diâmetro é muito pequeno, a única vantagem é a melhor distribuição da carga explosiva e, portanto, um consumo específico menor.

Quando os diâmetros são grandes e, por conseguinte, os esquemas de perfuração também o são, a granulometria obtida nos desmontes poderá não ser controlável se a família de descontinuidades apresenta um espaçamento grande conformad, “in situ”, o maciço em blocos, figura 3.19.

Fig. 3.19 - Influência do esquema de perfuração e das

descontinuidades na produção de blocos grandes.

A altura da bancada é definida no projeto de lavra e está condicionada ao equipamento de escavação e carregamento. Do ponto de vista do desmonte a explosivo, se a altura da bancada é muito grande, podem ocorrer problemas de desvio de furo que podem afetar não só a fragmentação da rocha, como também aumentar o risco de gerar vibrações fortes, projeções excessivas e sobre- escavação, uma vez que a malha de furos não se mantém regular. Por outro lado, considerando a relação H/A (altura da bancada / afastamento), para uma H/A grande o deslocamento e a deformação da rocha são mais acentuados, principalmente no centro da altura do banco. Enquanto que se a H/A for igual a 1, a fragmentação tende a ser grosseira, podendo apresentar problemas de sobre- escavação e repé.

No desmonte em bancadas, a perfuração inclinada apresenta numerosas vantagens e alguns inconvenientes que deverão ser ponderados.

3.3.3. Otimização econômica do desmonte a explosivo

O objetivo principal do desmonte a explosivo consiste em desmontar com o menor custo possível, cumprindo as especificações técnicas e condições de segurança previstas.

Dentro de um projeto de lavra, a perfuração e o desmonte constituem as primeiras operações básicas e podem condicionar os resultados dos subsistemas posteriores, tanto em rendimento como em custo, diagrama 3.2.

Perfuração Desm onte Carregam ento Transporte

Trituração prim ária

Trituração secundária

M oagem

Produto beneficiável

Diagrama 3.2 - Diagrama do ciclo de produção

Deste modo, a fragmentação e o empolamento da rocha devem ser estudados com uma ótica global do conjunto, relacionando-as com as variáveis que correspondem às outras operações subseqüentes.

O custo de perfuração por metro linear de furo é proporcional ao diâmetro do furo, tanto na perfuração rotativo-percussiva quanto na rotativa (tri-cone-bits), figura 3.20. Entretanto, na perfuração tri-cone-bits o gradiente de crescimento não é tão grande.

Fig. 3.20 - Custos de perfuração por metro de furo

Considerando-se o rendimento do desmonte, também conhecido como perfuração específica, os custos de perfuração por metro cúbico de rocha desmontada evoluem segundo as curvas da figura 3.21. Neste caso aparecem 4 curvas que correspondem às combinações respectivas da facilidade de perfuração e desmonte de rocha.

As descontinuidades nas curvas da figura 3.21 são devidas ao salto da perfuração com martelo ao fundo para a perfuração rotativa.

Como se pode observar, os custos diminuem de forma apreciável ao aumentar o diâmetro dos furos. Quanto aos custos de desmonte, eles incluem os seguintes conceitos:

- explosivos, das cargas de fundo e coluna; - reforçadores; - cordel detonante; - outros acessórios; - mão de obra.

Fig. 3.21 - Custos de perfuração por m3 de rocha desmontada

A variação dos custos de desmonte com o aumento do diâmetro é diferente daquela dos custos de perfuração. A seguir são mostradas suas vantagens e inconvenientes.

Vantagens: - aumenta a velocidade de detonação dos explosivos e, por conseguinte, a energia de

tensão desenvolvida por eles; - facilita o emprego de explosivos a granel e a mecanização do carregamento do furo, com a

conseqüente economia, tanto no preço de explosivo como na mão de obra; - a planificação e o controle dos desmontes grandes é mais simples e completa,

fundamentalmente pelo seu menor número relativo. Incovenientes: - os consumos específicos de explosivos são maiores para uma mesma granulometria e o

controle estrutural das rochas é cada vez mais importante; - limitações pelo porte dos equipamentos de carregamento e transporte; - níveis de vibrações e de onda aérea, mais altos; - maior risco de projeções, pelo tamanho dos fragmentos; - fraturação do maciço remanescente mais interno; - aumento da diluição. O diâmetro de perfuração que dá o custo mínimo de arranque com explosivos não é o

mesmo em todos os casos, figura 3.22. O efeito da economia de escala depende de numerosas variáveis, dentre elas:

- propriedades dos maciços rochosos; - ritmos de produção; - organização dos trabalhos; - limitações ambientais etc.

Fig. 3.22 - Evolução dos custos totais de perfuração e

em função do diâmetro de perfuração

Em resumo pode-se dizer que os grandes diâmetros de furo são interessantes quando são apresentadas as seguintes condições:

- grandes ritmos de produção; - não existe limitação pelas dimensões dos equipamentos de carregamento, transporte e

britagem; - não é necessária britagem posterior do material, por exemplo, no caso dos estéreis na

mina; - o maciço rochoso é homogêneo ou está intensamente fraturado e não aparecem

problemas de repé nem sobre-escavação; - não existem problemas ambientais, referentes a vibrações, onda aérea etc. A otimização da fragmentação pode considerar a engenharia de sistemas para a criação de

um modelo global de otimização. Em termos gerais, os blocos de informação para este modelo devem conter:

a- características das rochas e maciços rochosos. b- propriedades dos explosivos. c- informações técnicas e econômicas dos equipamentos de perfuração, carregamento,

transporte e britagem. O modelo determinístico parte do princípio de que todas as variáveis que intervêm no

cálculo do afastamento e predição da fragmentação são consideradas conhecidos ou com os valores mais prováveis. Tais parâmetros, na maioria dos casos, estão submetidos a algumas incertezas e é necessário avaliar o efeito dos mesmos sobre os cálculos e estimações. Isto é possível mediante um método de análise probabilístico ou de risco, aplicado ao modelo de fragmentação.

3.3.4. Controle da bancada A expansão da mineração a céu aberto e a evolução dos equipamentos de perfuração têm

feito do desmonte em bancadas o mais popular método de desmonte de rochas a explosivo. Este método, inclusive, já é utilizado em muitos trabalhos subterrâneos.

O controle do desmonte em bancada pode ser feito pelo ajuste das principais variáveis intervenientes no processo, sendo elas:

- diâmetro do furo; - altura da bancada;

- malha de perfuração; - subfuração e tampão; - inclinação dos furos; - tipo de explosivo; - distribuição da carga. 3.3.4.1. Altura da bancada A altura da bancada é uma função do equipamento de carregamento e do diâmetro da

perfuração. Por questão de segurança, a altura máxima aconselhável é de 15m e só em casos especiais ela deve ser superior a 20m.

Para perfurações de grande diâmetro a altura pode ser estimada pela seguinte expressão:

H = 10 + 0,57 (Cc - 6)

onde: Cc = capacidade da caçamba da escavadeira (m 3).

Tendo em conta a resistência da rocha, “H” pode também ser estimado a partir de “D” com os valores médios indicados na tabela 3.2.

Variáveis de projeto

Resistência da rocha (MPa)

Branda < 70 Meio-dura 70-180 Muito dura > 180

Altura da bancada - H 52 D 44 D 37 D

Tab. 3.2 - Classes de resistência de rocha

Em alguns casos, a altura da bancada está limitada pela geologia da jazida, por imperativos de controle da diluição e por razões de segurança. Em geral, em minas metálicas é mantida uma relação H/B < 2.

3.3.4.2. Nivelamento da praça O nivelamento da praça está intimamente relacionado à formação de repé como

conseqüência do dimensionamento inadequado do desmonte, principalmente no que diz respeito a subfuração e ao desvio de furo.

A subfuração é o comprimento do furo abaixo do nível da praça, que é necessário para romper o maciço à altura do banco e alcançar uma fragmentação e deslocamento adequado que permita ao equipamento de carregamento alcançar a cota de escavação prevista.

Se a subfuração é pequena não será produzido o corte ao nível da praça, resultando na aparição do repé, com um considerável aumento nos custos de escavação mecânica e carregamento. Porém, se a subfuração for excessiva, poderão ocorrer:

- aumento nos custos de perfuração e desmonte; - aumento no nível de vibrações; - fragmentação excessiva no topo da bancada inferior, o que provocará problemas na

perfuração da mesma e afetará a estabilidade do talude nos limites da cava; - aumento do risco de descabeçamento e sobre-escavação, ao acentuar-se a componente

vertical do deslocamento da rocha. A subfuração pode ser diminuída nos seguintes casos: - planos horizontais de estratificação coincidentes com o nível da praça; - aplicação de cargas seletivas de explosivos; - emprego de furos inclinados. 3.3.4.3. Ângulo da face A inclinação da face da bancada está relacionada aos aspectos de segurança tanto no que

diz respeito à estabilidade da face quanto à segurança nas operações de carregamento e perfuração. Embora a perfuração inclinada apresente maior eficiência para o desmonte, dificulta as

operações de escavação e de carregamento.

As principais vantagens da perfuração inclinada são: - melhor fragmentação, deslocamento e empolamento da pilha de material, já que o

espaçamento se mantém mais uniforme ao longo do furo e aumenta o ângulo da trajetória de projeção, figura 3.23;

Fig. 3.23 - Perfuração inclinada versus perfuração vertical

- menores problemas de descabeçamento do furo, diminuindo assim os cortes e falhas nos desmontes;

- taludes mais sãos e seguros nos novos bancos criados; - menor subfuração e melhor aproveitamento da energia do explosivo com a conseqüente

diminuição do nível de vibrações produzido; - menor consumo específico de explosivo pelo fato da onda de choque refletir de forma mais

eficiente no pé da bancada, com possibilidade de aumentar a dimensão do afastamento com menor risco de produção de repé, figura 3.24.

Fig. 3.24 - Vantagens do furo inclinado

Os principais inconvenientes são: - possibilita a ocorrência de maior desvio dos furos; - aumenta o comprimento do furo; - dificulta o posicionamento das perfuratrizes e as operações de embocamento do furo; - diminui o empuxo disponível nas perfuratrizes; - aumenta o desgaste das brocas, hastes e estabilizadores; - pode causar problemas de carregamento do explosivo, especialmente em furos com água.

A decisão por bancada inclinada deve levar em conta a análise dos vários fatores listados acima.

3.4. Meio-ambiente

A extração de minerais e combustíveis fósseis da Terra não é possível sem alterar as características ambientais naturais. Uma mina requer estradas de acesso, energia e água, além das escavações que devem ser feitas no terreno para a extração do bem mineral. Áreas da mina devem ser alocadas para as instalações de processamento, oficinas, escritórios, instalações de armazenagem etc.. Os rejeitos devem ser depositados, podendo ser sólidos, líquidos e/ou gasosos. Em adição, há a atmosfera da mina e outros agentes poluentes que devem ser controlados para salvaguardar a saúde dos trabalhadores.

O controle ambiental tem sido aplicado à mineração há muito tempo, incluindo restauração do terreno, purificação da água, supressão de poeiras e dispersão de gases nocivos. As técnicas para esse controle vêm sendo desenvolvidas de modo a reduzir os efeitos adversos sobre o ambiente. A legislação ambiental tem sido a cada dia mais rigorosa, impondo restrições para as minerações, de maior ou menor grandeza, dependendo das condições de cada caso particular. Deste modo, as empresas de mineração devem dispor de métodos e equipamentos para realizar o controle de poluição, bem como recuperar o terreno, considerando os prazos de recuperação e os custos adicionais sobre o empreendimento.

Tendo em vista que a demanda por minerais e combustíveis aumenta de ano para ano – particularmente por causa do aumento de população e também devido ao aumento no padrão de vida dos povos – as indústrias extrativas continuam fundamentais para a humanidade. Paradoxalmente, produtos da indústria mineral são necessários em máquinas e processos de controle ambiental. Atualmente tem-se buscado o uso múltiplo ordenado dos terrenos, onde minerais são extraídos utilizando-se meios que minimizem o impacto ambiental e em seguida o terreno é restaurado visando outras utilizações para o mesmo.

O primeiro tratado sobre tecnologia mineral escrito por Agricola há mais de quatrocentos anos já revela preocupações quanto ao impacto ambiental inerente à produção de metais e ligas. Por outro lado, Agricola salienta enfaticamente em sua obra a imprescindibilidade dos metais para a vida civilizada.

Apesar do impacto ambiental não ser uma exclusividade da mineração, poucas atividades produtivas geram tantas controvérsias quanto a mineração. Os benefícios da mineração têm sido constantemente demonstrados, situando-a como uma atividade imprescindível ao bem estar social. Deste modo, já está bem caracterizado o conflito entre a necessidade do exercício da tecnologia mineral e a minimização de seu impacto ambiental.

As principais alterações ambientais causadas pelos desmontes a explosivos são: Vibrações, onda aérea e projeções de rocha, figura 3.25. Todas elas podem, em alguns casos, gerar danos nas estruturas próximas e, deste modo, ser causa de conflitos permanentes com os habitantes próximos às minerações. Outros problemas ambientais podem ser provocados pelos gases, produto da queima do explosivo e pela poeira gerada na detonação. O controle desses problemas às vezes é muito difícil.

Fig. 3.25 – Perturbações geradas pelo desmonte a explosivo.

A solução para estes problemas tem sido uma melhor qualificação dos responsáveis pelo desmonte a fim de reduzir os níveis de perturbação a um custo razoável. Uma medida que produz bons resultados é a realização de um trabalho de informação e relações públicas junto à vizinhança, por parte da direção da mineração. Este trabalho, em alguns casos, pode ser mais eficaz do que a realização de estudos por parte de especialistas na matéria.

3.5. Planejamento e projeto de desmonte

Quando se pretende efetuar um projeto de desmonte a explosivo, seja para mineração, seja para obras civis, é imprescindível realizar um planejamento dos trabalhos de perfuração e desmonte. Isto é exigido não só pela necessidade de coordenação dessas duas operações básicas do ciclo de lavra como também porque é necessário conjugar uma série de informações e aspectos das operações de lavra em sua totalidade: entorno geológico e topográfico, unidades de carregamento e transporte e especificações dos materiais na seqüência de utilização.

O planejamento do desmonte deve considerar uma abordagem sistêmica correlacionando as operações de perfuração e desmonte com a seqüência de operações de carregamento, transporte e britagem, bem como com o ritmo de produção, prazos de execução e custos operacionais.

Alguns fatores devem ser considerados no planejamento do desmonte. Tais fatores podem ser divididos em duas categorias: a) gerais – quando afetam o projeto como um todo ou intervêm nos planos à longo prazo b) operacionais – quando incidem sobre os aspectos da programação de produção considerados no curto e médio prazo.

Os fatores gerais mais importantes são: - volume a desmontar, ritmo e prazo de execução; - equipamento de carregamento; - altura da bancada; - geometria da escavação; - situação geográfica; - propriedades geomecânicas e estruturais do maciço rochoso; - granulometria do material desmontado; - limitações ambientais; - custo global de perfuração e desmonte. Os fatores operacionais mais importantes são: - número de bancos em lavra; - comprimento das frentes de lavra; - acessos aos diferentes níveis; - seqüência de avanço das frentes; - número de desmontes. O volume de material rochoso a desmontar, o prazo de execução e a organização geral dos

trabalhos determinam os ritmos de escavação previstos por unidade de tempo (ano, mês, semana, dia ou hora).

Os equipamentos de carregamento são escolhidos em função do ritmo de produção e da frota de transporte disponível. A altura da bancada pode ser determinada a partir da capacidade do equipamento de escavação. Não são recomendáveis, por questões de segurança e eficiência, bancadas com altura superior a 20 metros.

Com relação à geometria da escavação e situação geográfica devem ser considerados as dimensões da mina, a topografia e os acessos à área de desmonte. Infra-estrutura da região em termos de disponibilidade de energia, manutenção e serviços. Além disso, devem ser considerados os trabalhos prévios de preparação para o desmonte.

As propriedades geomecânicas e estruturais mais importantes do maciço rochoso são: - estrutura geológica; - tipo e densidade de rocha; - composição mineralógica; - propriedades geomecânicas: resistência à compressão, velocidade de propagação de

onda etc.; - feições estruturais: descontinuidades, tipo de relevo, orientação predominante das

descontinuidades etc.; - presença de água; - capeamento.

A granulometria exigida é função do tratamento e utilização posterior do material e em alguns casos depende da capacidade dos equipamentos de carregamento.

As perturbações ambientais produzidas pelos desmontes devem ser controladas dentro de limites estabelecidos pela legislação. Esse controle deve ser feito para as vibrações, onda aérea, projeções, poeira e gases gerados pelo desmonte a explosivo.

Baseado nesses fatores, o planejamento define os principais critérios de projeto e execução da perfuração e desmonte. Tais critérios levam em conta os aspectos seguintes:

- diâmetro do furo; - características da perfuratriz; - explosivos e acessórios; - malha de furos; - seqüência de iniciação e tempos de retardo; - tamanho do desmonte; - direção do avanço. O diâmetro da perfuração é a variável mais importante e depende de um grande número de

fatores gerais que interferem no planejamento. Escolhido o diâmetro, deve-se determinar o tipo de perfuratriz, os acessórios de perfuração e o tipo de montagem.

A escolha do explosivo a utilizar é muito importante, bem como sua forma comercial, se encartuchado ou a granel. Os acessórios de detonação estão ligados aos tipos de explosivos usados.

O projeto da seqüência de detonação e dos tempos de retardo tem sofrido exigências muito severas em função das restrições ambientais e isto implica na utilização de acessórios cada vez mais sofisticados e custos elevados.

A malha de furos, afastamento e espaçamento, é função do diâmetro do furo, tipo de explosivo, características da rocha, altura da bancada e grau de fragmentação desejado. Deste modo, é importante fazer uma classificação para o desmonte com a qual se possa estabelecer malhas diferentes para as várias zonas do maciço.

A quantidade de explosivos por furo deve ser limitada em função dos níveis de vibração admissíveis. Os tempos de retardo são determinados com a finalidade de minimizar os riscos de projeção e de obter uma fragmentação adequada, ao mesmo tempo em que se diminui a carga por espera, o que diminui o nível de vibrações. A seqüência de iniciação é estabelecida em função das faces livres, da direção de projeção e dos resultados de fragmentação.

A maximização do volume a desmontar apresenta algumas vantagens, desde que seu projeto seja bem elaborado. Dentre essas vantagem pode-se mencionar:

- redução dos problemas de fragmentação, freqüentes nas zonas periféricas do desmonte; - pilhas do desmonte com granulometria mais uniforme; - menores tempos de parada do equipamento de carregamento e transporte; - diminuição das reclamações da vizinhança, desde que as perturbações geradas se

mantenham dentro de níveis aceitáveis; - os custos de desmonte tendem a diminuir. Em locais próximos a áreas habitadas, o avanço dos desmontes deve obedecer a uma

seqüência e a uma orientação adequados, com a finalidade de reduzir possíveis problemas ambientais. Os sistemas de proteção e medidas de segurança são fixados em função das condições do entorno e dos riscos a que este entorno está submetido.

3.5.1. Desmonte em bancada A elaboração de um projeto de desmonte em bancada tem sido vista como um dos itens

mais importantes no projeto de lavra. A determinação da disposição geométrica dos furos (malha), o tipo de explosivo e a quantidade a utilizar, a seqüência de iniciação e os tempos de retardo são elementos fundamentais neste projeto. Um projeto de desmonte bem elaborado tem como implicação não só a redução do custo de desmonte, mas principalmente a redução do custo global de lavra. Isso ocorre pelo fato do desmonte bem feito gerar uma pilha bem formada, o que facilita sua retomada pelos equipamentos de escavação e de carregamento como também a uma fragmentação adequada às operações subseqüentes.

Atualmente, a abordagem sistêmica é largamente utilizada no planejamento do desmonte, uma vez que todo o sistema produtivo na mineração depende dos resultados do desmonte. Tal abordagem considera não apenas os aspectos econômicos como também os aspectos técnicos. Muitas vezes o custo individual de desmonte pode ser comparativamente maior para que se forme uma pilha mais adequada ao equipamento de carregamento. Também pode ocorrer um aumento neste custo individual para se conseguir uma fragmentação mais homogênea e de granulometria menor, implicando numa redução de custo de cominuição e de classificação do material no beneficiamento.

A partir da década de 50 foi desenvolvido um grande número de fórmulas e métodos para a determinação das variáveis geométricas: afastamento, espaçamento, subperfuração etc.. Estas fórmulas utilizam um ou vários grupos de parâmetros: diâmetro do furo, características dos explosivos, resistência do maciço rochoso etc..

No desmonte em bancada o diâmetro é a variável mais importante para efeitos de projeto. A ela estão relacionadas todas as outras variáveis. Neste aspecto, consideram-se duas classes de diâmetro: desmonte com furos de pequeno diâmetro (até 165mm) e desmonte com furos de grande diâmetro (de 180 até 450mm).

Nos desmontes com diâmetros pequenos considera-se o princípio da detonação linear que é uma técnica sueca desenvolvida por Langefors e Kihlström. Para os grandes diâmetros, utiliza-se a técnica da cratera enunciada por Livingston.

Apesar de terem sido desenvolvidos inúmeros estudos teóricos sobre o equacionamento do projeto de desmonte, devido à grande heterogeneidade e anisotropia dos maciços rochosos os métodos de cálculo se baseiam em um processo contínuo de aplicação dos aspectos teóricos e análise dos resultados obtidos, que conduzem a ajustes nas variáveis envolvidas. Ao se aplicar uma fórmula para projeto do plano de fogo, os resultados devem ser analisados e os ajustes são feitos de modo a adequar os resultados do desmonte às condições desejadas.

A resistência à compressão simples é uma das propriedades da rocha mais utilizadas e apresenta uma boa correlação com o grau de dificuldade do desmonte. O único inconveniente é estabelecer qual valor da resistência deve ser considerado, uma vez que ele varia muito de ponto para ponto do maciço, em função de sua heterogeneidade.

3.5.1.1. Desmonte com furos de diâmetro pequeno São considerados nesta categoria diâmetros entre 65mm e 165mm. Nesses diâmetros,

normalmente são utilizados dois tipos de explosivos, um para a carga de fundo e outro para a carga de coluna. Nesta faixa de diâmetros, a influência das variáveis do plano de fogo se dá da seguinte forma:

- Diâmetro do furo – A escolha do diâmetro do furo depende da produção desejada, do ritmo de escavação e da resistência da rocha. Com relação aos custos de perfuração por tonelada desmontada, eles diminuem, na maioria dos casos, com o aumento do diâmetro.

- Altura da bancada – A altura da bancada é função das dimensões e características do equipamento de carregamento, tabela 3.3. Por questões operacionais e de segurança a altura máxima recomendada é de 15m e somente para aplicações especiais são utilizadas alturas que podem alcançar 20m.

Altura da bancada H (m)

Diâmetro do furo D (mm)

Equipamento de carregamento recomendado

8 – 10 10 - 15

65 – 90 100- 150

Carregadeia de rodas Escavadeira hidráulica ou a cabo

Tab. 3.3 – Altura da bancada em relação ao diâmetro do furo e ao equipamento de carregamento

- Malha de furos, subfuração e tampão – O valor do afastamento é dependente do diâmetro dos furos, das características da rocha e do tipo de explosivo utilizado. Se a distribuição da carga é seletiva, com um explosivo de alta densidade e potência na carga de fundo e outro de baixa densidade e potência média na carga de coluna, os valores do afastamento oscilam entre 33 e 39 vezes o valor do diâmetro do furo, dependendo da resistência da rocha e da altura da carga de fundo.

O espaçamento entre furos de uma mesma fila varia entre 1,15 vezes o afastamento para rochas duras e 1,30 vezes para rochas brandas.

Os comprimentos do tampão e da subfuração são calculados em função do diâmetro dos furos e da resistência da rocha.

Na tabela 20.3 Llera são indicados os valores dos parâmetros geométricos de entrada em função dos parâmetros de resistência da rocha.

Variáveis de projeto

Resistência a compressão simples (MPa)

Branda <70

Média 70-120

Dura 120-180

Muito dura >180

Afastamento – B

Espaçamento – S

Tampão – T

Subfuração - J

39 D

51 D

35 D

10 D

37 D

47 D

34 D

11 D

35 D

43 D

32 D

12 D

33 D

38 D

30 D

12 D

Tab. 3.4 – Variáveis de projeto em relação as características da rocha

- Inclinação dos furos – Nesta classe dita de pequeno diâmetro, os equipamentos

normalmente utilizados são perfuratrizes percussivo-rotativas de martelo na cabeça e de fundo, perfuratrizes pneumáticas e hidráulicas. Estas máquinas permitem inclinações da torre em ângulos de até 20° em relação à vertical. O comprimento do furo “L” aumenta com o aumento da inclinação, porém a subfuração “J” diminui com esta. Para determinar o comprimento do furo pode-se utilizar a seguinte fórmula:

J H

L × 

  

 −+=

100 1

cos

β

β

sendo “β” o ângulo em relação a vertical em graus, “H” a altura da bancada e “J” a

subfuração. - Distribuição das cargas – Pela teoria das cargas seletivas, a energia por unidade de

comprimento no fundo do furo deve ser de 2 a 2,5 vezes superior à energia requerida para a ruptura da rocha na carga de coluna. Esta energia também é proporcional à resistência da rocha. A tabela 3.5 apresenta os comprimentos das cargas de fundo recomendadas, que são determinadas em função do diâmetro. A altura da carga de coluna é determinada pela diferença entre o comprimento do furo e a soma das dimensões do tampão e da carga de fundo.

Variáveis de projeto

Resistência a compressão simples (MPa)

Branda <70

Média 70-120

Dura 120-180

Muito dura >180

Comprimento da carga de fundo 30 D 35 D 40 D 46 D

Tab. 3.5 – Comprimento da carga de fundo em relação as características da rocha

3.5.1.2. Desmonte com furos de diâmetro grande Dentro deste grupo encontram-se os desmontes com furos de 180 a 450 mm de diâmetro.

A perfuração é feita com equipamentos rotativos tri-cone-bits ou percussivo-rotativos para rocha dura. Neste tipo de desmonte os critérios de projeto são desenvolvidos a partir da teoria da cratera de Livingston, tendo as cargas cilíndricas uma configuração que obedeça a relação I / D < 50, onde “I” é o comprimento da carga de explosivo e “D” o diâmetro do furo.

Nesta faixa de diâmetros, a influência das variáveis do plano de fogo se dá da seguinte forma:

- Diâmetro do furo – A influência do diâmetro é a mesma do caso dos diâmetros pequenos. A escolha desse parâmetro é realizada a partir da produção desejada e do tipo de rocha que se deseja desmontar.

Altura da bancada – A altura da bancada é determinada pela capacidade da escavadeira ou carregadeira. A seguinte relação pode ser usada para determinar a altura da bancada:

( )657,010 −+= cCH onde: Cc é a capacidade da caçamba da escavadeira. Em alguns casos a altura da bancada está limitada pela geologia da jazida, por imperativos

de controle da diluição do mineral e por razões de segurança. - Tampão – O comprimento do tampão é determinado em função do diâmetro e a

resistência da rocha, tabela 3.6.

Variáveis de projeto

Resistência a compressão simples (MPa)

Branda <70 Média-dura 70-180

Muito dura >180

Tampão - T 40 D 32 D 25 D

Tab. 3.6 – Comprimento do tampão em relação as características da rocha.

- Subfuração – A subfuração é calculada a partir do diâmetro do furo, tabela 3.7. Quando se perfura furos verticais, a subfuração da primeira fila alcança de 10 a 12 D. Pode-se empregar comprimentos de subfuração menores que os indicados nos seguintes casos:

Variáveis de projeto

Diâmetro do furo (mm)

180 - 250 250 – 450

Subfuração - J 7 – 8 D 5 – 6 D

Tab. 3.7 - Subfuração em relação ao diâmetro do furo.

a- planos horizontais de estratificação, coincidentes com o pé da bancada; b- aplicações de cargas seletivas de explosivos; c- emprego de furos inclinados. - Inclinação – Nessa faixa de diâmetros é muito freqüente o emprego da perfuração tri-

cone-bits. Devido aos inconvenientes da furação inclinada com este tipo de perfuratriz, em rochas duras é utilizada a perfuração vertical. O furo inclinado é sempre indicado quando as características de resistência da rocha podem comprometer a segurança da perfuração.

- Malha de perfuração – O valor do afastamento é determinado como uma função do diâmetro, da resistência da rocha e da energia específica do explosivo utilizado. A Tab. 20.9 apresenta os valores recomendados para o afastamento e espaçamento em função do tipo de rocha e de explosivo.

- Distribuição da carga – Nas grandes minerações a céu aberto tem-se utilizado, de forma regular, o ANFO como carga única, devido às seguintes vantagens:

a- baixo custo; b- energia de bolha elevada; c- segurança; d- facilidade de mecanizar a carga no furo.

Tipo de explosivo

Variável de projeto

Resistência a rocha (MPa)

Branda <70

Média-dura 70 - 180

Muito dura > 180

ANFO Afastamento – B

Espaçamento - S

28 D

33 D

23 D

27 D

21 D

24 D

Hidrogéis e

Emulsões

Afastamento – B

Espaçamento - S

38 D

45 D

32 D

37 D

30 D

34 D

Tab. 3.8 - Valores recomendados para o afastamento e espaçamento

em função do tipo de rocha e de explosivo

Utilizam-se os hidrogéis nos casos em que não é possível utilizar o ANFO. Por exemplo, quando os furos apresentam água em seu interior. Ou simplesmente quando os cartuchos são colocados no fundo do furo atuando como iniciadores ou reforçadores do resto da coluna de explosivos.

Atualmente, o desenvolvimento das emulsões e a possibilidade de se obter no próprio caminhão de carga misturas de emulsão e ANFO (ANFO-pesado) têm propiciado a utilização das cargas seletivas. O sistema consiste na criação de uma carga de fundo de um explosivo denso com um comprimento de 8 a 16 vezes o diâmetro segundo o tipo de rocha, preenchendo o restante do furo com ANFO. Esta técnica de carga proporciona o custo mínimo de perfuração e desmonte em relação aos melhores resultados da operação em termos de fragmentação, empolamento, condições do piso e geometria da pilha.

3.5.1.3. Fórmulas de cálculo de malhas para desmonte em bancada O afastamento, como foi apresentado anteriormente, é a variável geométrica mais crítica no

projeto de desmonte. Há algumas décadas, numerosas pesquisas têm sido feitas visando sua correta determinação. Para isso, foram desenvolvidas diferentes metodologias de cálculo.

No quadro 3.1 é feita uma comparação das fórmulas de cálculo do afastamento mais conhecidas em função dos parâmetros utilizados. A seguir são expostas as respectivas fórmulas. Nessas fórmulas, as expressões mais complexas requerem o conhecimento de um grande número de informações que em sua maioria não é possível determinar com precisão, uma vez que as características geomecânicas locais onde são realizados os desmontes variam com muita freqüência e não é justificado economicamente um estudo detalhado de todo o maciço.

PARÂMETROS UTILIZADOS

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n

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Diâmetro do furo ou da carga X X X X X X X X X X X X X X X X

Altura da bancada X X X

Comprimento do furo X X

Tampão X

Subfuração X

Comprimento da carga X X X

Inclinação do furo X X

Densidade da rocha X X X X X X

Resistência da rocha ou índices equivalentes X X X X X X

Constantes ou fatores da rocha X X X X

Velocidade sísmica no maciço rochoso X X X X

Densidade do explosivo X X X X X X X X X X

Velocidade de detonação X X X X X X

Pressão de detonação X X X

Quadro 3.1 – Comparação de fórmulas de cálculo do afastamento para desmonte em bancada, com relação aos parâmetros utilizados.

Acredita-se que num futuro próximo todas as equações clássicas poderão ser usadas como ferramentas do projeto de desmonte. A partir de uma classificação preliminar para o desmonte determinam-se os parâmetros a serem utilizados nas equações. Com essas equações elaboram-se planos de fogo experimentais que permitirão monitorar as principais variáveis envolvidas. Além disso, pela análise dos resultados do desmonte e de amostras de material coletado na perfuração e após o desmonte é possível aprimorar a classificação e retro-alimentar as equações para melhorar o projeto de desmonte. Cabe ressaltar que um dos parâmetros de controle mais importantes – e muito fácil de se obter – é a velocidade de penetração da broca no furo. Essa velocidade tem uma relação direta com as características de desmonte do material. A seguir são apresentadas algumas fórmulas originadas dessas pesquisas:

1. Andersen (1952)

LDkB ××= '

B = Afastamento (pés) D’ = Diâmetro do furo (pés) L = Comprimento do furo (pés) K = Constante empírica

Como em muitos casos foram obtidos bons resultados com K = 1, tomando-se o diâmetro em polegadas, generalizou-se a fórmula como:

LDB ×= onde: D = Diâmetro do furo (polegadas)

Essa fórmula não leva em conta as propriedades do explosivo nem da rocha. O valor do afastamento aumenta com o comprimento do furo, porém a prática tem mostrado que isto não se dá indefinidamente.

2. Fraenkel (1952)

50

8,03,03,0 DILR

B v ×××

=

B = Afastamento (m) L = Comprimento do furo (m) I = Comprimento a carga (m) D = Diâmetro do furo (mm) Rv = Resistência ao desmonte. Oscila entre 1 e 6 em função do tipo de rocha.

• Rocha com alta resistência à compressão (1,5) • Rocha com baixa resistência à compressão (5)

3. Pearse (1955)

Constante binômica rocha-explosivo X

Razão afastamento-espaçamento X

Potência do explosivo X

Equipamento de carregamento X

2

1

310 

 

 ×××= −

RT

PD DKB v

B = Afastamento máximo(m) Kv = Constante que depende das características das rochas (0,7 a 1,0)

D = Diâmetro do furo (mm) PD = Pressão de detonação do explosivo (kg/cm2) RT = Resistência a tração da rocha (kg/cm2)

4. Hino (1959)

n

RT

PDD B

1

'4 

 

 ×=

onde: B = Afastamento (m) D = Diâmetro do furo (mm) PD = Pressão de detonação do explosivo (kg/cm2) RT’ = Resistência dinâmica a tração da rocha (kg/cm2)

N = Coeficiente característico que depende do binômio explosivo-rocha e que se calcula a partir de desmontes experimentais em cratera.

2

2log

' log

0

d

D TR

PD

n =

onde:

D0 = Profundidade ótima do centro de massa da carga (cm), determinada graficamente a partir de valores da equação:

3 1

eg VD ∑∆=

onde: d = diâmetro da carga do explosivo Dg = Profundidade do centro de gravidade da carga

∆ = Relação de profundidades >><< c

g

D

D

Dc = Profundidade crítica do centro de gravidade da carga Σ = Constante volumétrica da cratera Ve = Volume da carga usada

5. Allsman (1960)

u

gtDPD

u

g B

rr ×

×∆×× =

××

× =

ρρπ

Impulso max

onde: Bmax = Afastamento máximo (m) PD = Pressão de detonaçãomédia (N/m2) ∆t = Duração da pressão de detonação (s) π = 3,1416 ρr = Peso específico da rocha (N/m

3) u = Velocidade mínima que se deve imprimir à rocha (m/s) D = Diâmetro g = Aceleração da gravidade (9,8 m/s2)

6. Ash (1963)

12

DK B B

× =

onde “KB” depende da classe da rocha e tipo de explosivo utilizado.

Tipo de explosivo Classe da rocha

Branda Média Dura

 Baixa densidade (0,8 a 0,9 g/cm3) e baixa

potência  Densidade média (1,0 a 1,2 g/cm3) e potência

média  Alta densidade (1,3 a 1,6 g/cm3) e alta

potência

30

35

40

25

30

35

20

25

30

Tabela 3.9 – Tipo de explosivo em relação a classe de rocha

- Profundidade do furo L = KL x B (KL entre 1,5 e 4) - Subfuração J = KJ x B (KJ entre 0,2 e 0,4) - Tampão T = Kt x B (Kt entre 0,7 e 1) - Subfuração J = KJ x B (KJ entre 0,2 e 0,4) - Espaçamento S = Ks x B2 Ks = 2,0 para iniciação simultânea Ks = 1,0 para furos seqüenciados com muito retardo Ks = entre 1,2 e 1,8 para furos seqüenciados com pouco retardo

7. Langefors (1963)

)(f33

max

B Sc

PRPD B e

××

× =

ρ

onde: Bmax = Afastamento máximo (m) D = Diâmetro do furo (mm) c = Constante da rocha (calculada a partir de c) f = Fator de fixação Furos verticais f = 1 Furos inclinados 3:1 f = 0,90 Furos inclinados 2:1 f = 0,85 S/B = Relação Espaçamento / Afastamento eρ = Densidade da carga (kg/dm

3)

PRP = Potência relativa, em peso, do explosivo (1 a 1,4) A constante “c” é a quantidade de explosivo necessária para fragmentar 1 m3 de rocha, normalmente em desmonte a céu aberto e rochas duras considera-se c = 0,4. Este valor é modificado de acordo com: B = 1,4 a 15 m c = c + 0,75 B < 1,4 m c = 0,07/B + c O afastamento prático é determinado por: B = Bmax - e’ - db x H onde: H = Altura da bancada (m) e’ = Erro de embocamento do furo (m/m) db = Desvio do furo (m)

8. Hansen (1967) Hasen modificou a equação original proposta por Langefors e Kihlström, chegando à

seguinte expressão:

 

  

 +×+×

  

 += 5,14,05,1028,0 2

B

H FB

B

H Q rb

onde:

Qb = Carga do explosivo por furo (kg) H = Altura da bancada (m) B = Afastamento (m) Fr = Fator da rocha (kg/m

3)

Os fatores da rocha “Fr” são determinados a partir da tabela seguinte:

Tipo de rocha Fr (kg/m3) RC

(MPa) RT

(MPa)

I

II

III

IV

0,24

0,36

0,47

0,59

21

42

105

176

0

0,5

3,5

8,5

Tabela 3.10 – Fator da rocha

9. Ucar (1972)

0325,1 11 2 =×−×+× qHqBHB

onde:

B = Afastamento (m) H = Altura da bancada (m) q1 = Concentração linear da carga (kg/m)

As hipóteses de partida são: o Consumo específico de explosivo (0,4 kg/m3) o Carga total de explosivo por furo (kg) Qb = 0,4 x B x S x H o Concentração linear da carga (kg/m) q1 = ρe x (D/3)

2 o Comprimento da carga (m) l = H – B + B/3 o Espaçamento igual ao afastamento

sendo:

ρe = Densidade do explosivo (g/cm

3) D = Diâmetro da carga (mm) S = Espaçamento (m)

10. Konya (1976)

33,0

15,3  

  

 ××=

r

eDB ρ

ρ

onde:

B = Afastamento (pés) D = Diâmetro da carga (polegadas) ρe = Densidade do explosivo ρr = Densidade da rocha

O espaçamento é determinado a partir das seguintes expressões:

o Furos em uma fila única instantâneos

H < 4B 3

2BH S

+ =

H > 4B S = 2B

o Furos em uma fila única seqüenciados

H < 4B 8

7BH S

+ =

H > 4B S = 1,4B

o Tampão Rocha maciça T = B Rocha estratificada T = 0,7B

11. Földesi (1980)

CEm

DB e

× ××=

ρ 88,0

onde:

B = Afastamento D = Diâmetro do furo (mm) ρe = Densidade do explosivo dentro do furo (kg/m

3) CE = Consumo específico de explosivo (kg/m3)

39,1ln)ln(

693,0 1

2 −−× +=

RCVD m

eρ

sendo:

VD = Velocidade de detonação do explosivo (m/s) RC = Resistência a compressão da rocha MPa

No caso detonação instantânea toma-se 2,2 < m < 2,8, e para seqüência com microrretardo 1,1 < m < 1,4.

Determinação dos outros parâmetros:

- Espaçamento S = m x B - Distância entre filas Bf = 1,2 x B

- Tampão s

e

VC

VDB T

ρ

ρ ×

× ×= 265,1

sendo: “ρs” a densidade do material do tampão no furo. - Subfuração J = 0,3 x B

12. Praillet (1980)

    

    

×

×−+×

 

 ××

= ××

+ RC

DTJH VD

D

KHB B

e

10

)( 4000

4,2 )(

2

2

2 3

ρ

onde:

B = Afastamento (m), S = B H = Altura da bancada (m) K = Constante (12,5 para escavadeira a cabo e 51 para drag-line) ρe = Densidade do explosivo Vd = Velocidade de detonação do explosivo (m/s) J = Subfuração (m) T = Tampão (m) D = Diâmetro do furo (mm) RC = Resistência a compressão da rocha (MP)

O valor de “B” não pode ser determinado diretamente. Sua determinação deve ser feita por aproximações sucessivas.

13. Lopez Jimeno (1980) Modificou a fórmula de Ash incorporando a velocidade sísmica do maciço rochoso. B = 0,76 x D x F

onde:

B = Afastamento (m) D = Diâmetro do furo (polegadas) F = Fator de correção em função da classe de rocha e tipo de explosivo. F = fr x fe.

33,0

35007,2  

  

×

× =

VC f

r

r ρ

33,0

2

2

36603,1  

  

×

× =

VD f ee

ρ

sendo:

ρr = Densidade da rocha (g/cm

3) VC = Velocidade sísmica de propagação do maciço rochoso (m/s) Ρe = Densidade da carga de explosivo (g/cm

3) VD = Velocidade de detonação do explosivo (m/s) Esta fórmula é indicada para diâmetros superiores a 165 mm. Para furos com diâmetros menores, o valor do afastamento será afetado por um coeficiente redutor de 0,9.

14. Berta (1985)

CE

dB e

×

× =

4

ρπ

onde:

B = Afastamento (m) d = Diâmetro da carga (m) ρe = Densidade do explosivo (kg/m

3) CE = Consumo específico de explosivo (kg/m3)

Para determinar “CE” emprega-se a seguinte equação:

ε

ε

×××

× =

321 nnn

g CE

sf

sendo:

gr = Grau de fraturação volumétrica (m 2/m3)

Supondo que gr = 64/M, onde “M” é o tamanho máximo do fragmento em metros εs = Energia específica superficial de fragmentação (MJ/m

2) ε = Energia específica do explosivo (MJ/kg) n1 = Característica do binômio explosivo/rocha n2 = Característica geométrica da carga n3 = Rendimento do desmonte, normalmente 0,15

Os valores de n1 e n2 são calculados a partir de:

( ) ( )2

2

1 1 VCVD

VCVD n

re

re

×+×

×−× −=

ρρ

ρρ e

( )−− =

ee

n d

D

1 2

sendo:

VD = Velocidade de detonação do explosivo (m/s) Supondo que gr = 64/M, onde “M” é o tamanho máximo do fragmento em metros VC = Velocidade de propagação das ondas na rocha (m/s) ρr = Densidade da rocha (kg/m

3) D = Diâmetro do furo (m)

15. Bruce Carr (1985) Este método inclui os seguintes cálculos:

- Impedância da rocha 1000

31,1 VC

Z r ××= ρ

onde:

ρr = Peso específico da rocha VC = Velocidade sísmica da rocha (pés/s)

- Pressão de detonação do explosivo: 18,0

1000 418,0

2



 

 ××

= e

e

VD

PD ρ

ρ

sendo: ρe = Densidade do explosivo VD = Velocidade de detonação do explosivo (pés/s)

- Consumo específico característico: PD

Z CEC =

- Espaçamento entre furos: CEC

d S e

2

3 ×

= ρ

onde:

d = Diâmetro da carga (polegadas) - Afastamento: B = S x 0,833 - Tampão T = B - Subfuração J = (0,3 – 0,5) x S

16. Konya e Walter (1985)

dB r

e × 

  

 += 5,1

2

ρ

ρ

onde:

B = Afastamento (pés) ρe = Densidade do explosivo ρr = Densidade da nrocha d = Diâmetro da carga (polegadas)

Outras variáveis de desenho determinadas a partir do afastamento são:

- Espaçamento - S (pés):

o Furos de fila única sem seqüência de iniciação

H < 4B 3

2BH S

+ =

H > 4B S = 2B o Furos de fila única com seqüência de iniciação

H < 4B 8

7BH S

+ =

H > 4B S = 1,4 B

- Tampão (pés) T = 0,7 B - Subfuração (pés) J = 0,3 B

C – BIBLIOGRAFIA 1. LLERA, J. M. P.; URBINA, F.P.O.; JIMENO, C. L. . Manual de perforacion y voladuras de rocas.

Instituto Geologico y Minero de Espanã. Madrid, 1987. 2. HERMANN, C. Manual de perfuração de rocha. Editora Polígono, SP. 3. RICARDO, H. S.; CATALANI, G. . Manual prático de escavação - terraplenagem e escavação de

rochas. McGraw-Hill do Brasil, SP . 4. LANGEFORS, U.; KIHLSTRÖM, B. Tecnica moderna de voladura de rocas. Urmo S.A. de

Ediciones, Bilbao, Espanha, 1987. 5. PAVETTO, c. s. . Surface mine blasting, A program guide for certification. Mining information

services, Chicago. 6. CROSBY, W. A.. International drilling, blasting and explosives technology course, 1998 7. LEAL, F. L. N.. Desenvolvimento de um método de classificação para desmonte a explosivo numa

mina de minério de ferro, Dissertação de mestrado, 1997 8. CHURCH, H. K. (ed.), 1981, Excavation Handbook, SME-AIME, New York, McGraw-Hill, 2v, 1024p. 9. CUMMINS, A. B.; GIVEN, I. A., 1973, Mining Engineering Handbook. SME-AIME, New York, 2v. 10. HARTMAN, H. L., 1987, Introductory Mining Engineering. John Willey & Sons, NY. 11. PFLEIDER, E. P., 1972, Surface Mining. AIME, New York, 1061pag. 12. SME-AIME (1990) Surface Mining. 2nd edition, ed. Kennedy, B. A., Littleton, SME-AIME, 1194pp. 13. SME-AIME (1992) SME Mining Engineering Handbook. 2nd edition, ed. Hartman, H. L., Littleton,

SME-AIME, 2v. 14. Apostilas da Imbel. 15. Manual e catálogos de fabricantes: Caterpillar, Ingersoll-rand, Tamrock, etc.

comentários (1)
Edmilton.Carvalho
Universidade Católica de Moçambique
há um mês
gostei da materia
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