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UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO

ESCOLA DE MINAS

DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS

Itamar Luiz de Oliveira Júnior

ANÁLISE DE DESMONTE DE ROCHA PARA CONSTRUÇÃO DE UM VERTEDOURO

DE BARRAGEM EM MATO VERDE/MG

Ouro Preto - MG

2017

Itamar Luiz de Oliveira Júnior

ANÁLISE DE DESMONTE DE ROCHA PARA CONSTRUÇÃO DE UM VERTEDOURO

DE BARRAGEM EM MATO VERDE/MG

Monografia apresentada ao curso de Engenharia de Minas da

Universidade Federal de Ouro Preto como requisito parcial para

obtenção do título de bacharel em Engenharia de Minas.

Área de concentração: Operações Mineiras.

Professora orientadora: Prof. Mestre Flávia Gomes

Ouro Preto - MG

2017

Catalogação: [email protected]

O482a Oliveira, Itamar Luiz. Análise de desmonte de rocha para construção de um vertedouro debarragem em Mato Verde-MGg [manuscrito] / Itamar Luiz Oliveira. - 2017.

88f.: il.: color; tabs.

Orientadora: M. Sc. Flávia Gomes.

Monografia (Graduação). Universidade Federal de Ouro Preto. Escola deMinas. Departamento de Engenharia de Minas.

1. Mineração - Explosão. 2. Desmonte de rochas. 3. Detonação. I. Gomes,Flávia. II. Universidade Federal de Ouro Preto. III. Titulo.

CDU: 622.23

Dedico este trabalho aos meus pais e a todos aqueles que de alguma

forma estiveram e estão próximos de mim.

AGRADECIMENTOS

Agradeço em primeiro lugar a Deus que iluminou meu caminho durante esta etapa, me dando

saúde e força para superar as dificuldades. Aos meus pais, Itamar e Denise, pelo amor, incentivo

e apoio incondicional. Meus agradecimentos aos amigos que fizeram parte da minha formação

e que vão continuar presentes em minha vida. Ao DEMIN e todos os seus professores pelo

apoio e confiança. A minha orientadora Flávia pela paciência e incentivo.

RESUMO

A busca pela otimização do plano de fogo, no que se refere ao uso dos melhores valores

para os parâmetros variáveis de uma detonação, é de fundamental importância não apenas no

setor mineral mas também em obras de construção civil, onde o cálculo tem que ser ainda mais

preciso. Neste trabalho serão feitas análises de dois desmontes de rochas para construção de um

vertedouro de barragem no município de Mato Verde-MG, levantando-se os pontos positivos e

negativos das detonações já realizadas. Por fim, serão apresentadas alternativas às partes

negativas, buscando os melhores planos de fogo possíveis.

Palavras-chave: Detonação. Desmonte de Rochas. Plano de Fogo. Engenharia de Minas

ABSTRACT

The search for the optimization of the fire plan, with regard to the use of the best values for the

variable parameters of a detonation, is of fundamental importance not only in the mineral sector

but also in civil works, where the calculation has to be even more precise. This work analyses

will be made of two takedowns of rocks to build a spillway of dam in the municipality of Mato

Verde-MG, standing up the positive and negative points of the detonations carried out. Finally,

alternatives will be presented to the parties, seeking the best possible fire plans.

Key-Words: Detonation. Rock removal. Fire Plan. Mining engineering

LISTA DE FIGURAS

Figura 1:(a) Malha quadrada (b) Malha retangular (c) Malha estagiada .............................................17

Figura 2: ANFO ...............................................................................................................................19

Figura 3: Emulsão encartuchada .......................................................................................................20

Figura 4: Espoleta e estopim ............................................................................................................28

Figura 5: Espoleta simples ...............................................................................................................29

Figura 6: Cordel detonante ...............................................................................................................30

Figura 7: Retardos ............................................................................................................................31

Figura 8: Retardos ............................................................................................................................31

Figura 9: Brinel ................................................................................................................................32

Figura 10: Diferentes tipos de sequência de detonação ......................................................................34

Figura 11: Principais variáveis do plano de fogo ...............................................................................37

Figura 12: Tamanho médio do matacão vs Razão de carregamento ...................................................47

Figura 13: Exemplo do uso da técnica de perfuração linear ...............................................................50

Figura 14: Barragem de Viamão .......................................................................................................54

Figura 15: Perfuratriz rotativa PW5000 .............................................................................................55

Figura 16: Emulsão encartuchada .....................................................................................................56

Figura 17: Espoletopim ....................................................................................................................57

Figura 18: Peças de retardo ..............................................................................................................57

Figura 19: Peças de retardo ..............................................................................................................58

Figura 20: Cordel detonante .............................................................................................................58

Figura 21: Plano de Perfuração do Fogo 1 ........................................................................................59

Figura 22: Plano de Perfuração do Fogo 2 ........................................................................................60

Figura 23: Perfuratriz rotativa em operação .......................................................................................61

Figura 24: Furo tamponado com lona ...............................................................................................61

Figura 25: Plano de fogo 1 ...............................................................................................................62

Figura 26: Plano de Fogo 2 ..............................................................................................................63

Figura 27: Esquema de Amarração e Perfuração do Fogo 1 ..............................................................64

Figura 28: Esquema de Furação e Amarração do Fogo 2 ...................................................................65

Figura 29: Esquema de amarração .....................................................................................................66

Figura 30: Esquema de amarração ....................................................................................................66

Figura 31: Pilha de rochas desmontadas na primeira detonação ........................................................67

Figura 32: Pilha de rochas desmontadas na segunda detonação .........................................................67

Figura 33: Escavadeira PC350 com martelo hidráulico adaptado em operação ..................................68

Figura 34: Plano de Perfuração desenvolvido para o primeiro desmonte ............................................75

Figura 35: Plano de Fogo desenvolvido para o primeiro desmonte .....................................................76

Figura 36: Esquema de Furação e Amarração desenvolvido para o primeiro desmonte.......................77

Figura 37: Plano de perfuração desenvolvido para o segundo desmonte .............................................78

Figura 38: Plano de fogo desenvolvido para o segundo desmonte ......................................................79

Figura 39: Esquema de furação e amarração desenvolvido para o segundo desmonte .........................79

LISTA DE TABELAS

Tabela 1- Tipo de explosivo vs RBS .................................................................................................22

Tabela 2: Tipo de explosivo vc VOD ................................................................................................23

Tabela 3: Tipo de explosivo vs Resistência à água .............................................................................25

Tabela 4: Constante de retardo-tipo de rocha .....................................................................................33

Tabela 5: Tabela de recomendações para proteção de construções próximas a áreas de detonação ......35

Tabela 6: Tabela de afastamentos ......................................................................................................38

Tabela 7: Tabela de espaçamentos .....................................................................................................39

Tabela 8: Fórmulas para o cálculo da profundidade de perfuração .....................................................42

Tabela 9: Tabela de tampões .............................................................................................................43

Tabela 10: Tipos de rochas vs razão de carregamento ........................................................................47

Tabela 11: Tabela de espaçamentos em função do diâmetro do furo ..................................................51

Tabela 12: Tabela de afastamentos em função do diâmetro do furo ....................................................52

Tabela 13: Tabela de espaçamentos e razões lineares em função do diâmetro do furo ........................53

Tabela 14: Parâmetros do Plano de Fogo 1 ........................................................................................55

Tabela 15: Parâmetros do Plano de Fogo 2 ........................................................................................56

SUMÁRIO 1. INTRODUÇÃO .......................................................................................................................13

1.1. Justificativa ..........................................................................................................................13

1.2. Objetivos ..............................................................................................................................13

1.2.1. Objetivos geral .................................................................................................................13

1.2.2. Objetivos específicos ........................................................................................................14

1.3. Estrutura do trabalho .........................................................................................................14

2. REVISÃO BIBLIOGRÁFICA ................................................................................................15

2.1. Perfuratrizes ....................................................................................................................15

2.1.1. Perfuratrizes rotativas .................................................................................................15

2.2. Compressores ...................................................................................................................15

2.3. Malhas de perfuração ......................................................................................................16

2.4. Tipos de Explosivos..........................................................................................................17

2.4.1. ANFO ...........................................................................................................................18

2.4.2. Emulsão ........................................................................................................................19

2.5. Propriedades dos explosivos ............................................................................................21

2.5.1. Força e Energia ............................................................................................................21

2.5.2. Velocidade de detonação ..............................................................................................22

2.5.3. Densidade .....................................................................................................................23

2.5.4. Pressão de detonação ...................................................................................................24

2.5.5. Estabilidade ..................................................................................................................24

2.5.6. Resistência à água ........................................................................................................24

2.5.7. Sensibilidade ................................................................................................................25

2.5.8. Transmissão da detonação ...........................................................................................25

2.5.9. Dessensibilização ..........................................................................................................26

2.5.10. Resistência a baixas temperaturas ..............................................................................26

2.5.11. Fumos ...........................................................................................................................26

2.6. Acessórios .........................................................................................................................27

2.6.1. Estopim de segurança ..................................................................................................27

2.6.2. Espoleta ........................................................................................................................28

2.6.3. Cordel detonante ..........................................................................................................29

2.6.4. Retardos .......................................................................................................................30

2.6.5. Sistema de iniciação não elétrico .................................................................................31

2.7. Sequência de detonação e tempo de retardo ...................................................................32

2.8. Parâmetros Controláveis da Detonação ..........................................................................36

2.8.1. Afastamento (A) ...........................................................................................................37

2.8.2. Espaçamento (E) ..........................................................................................................38

2.8.3. Subperfuração(S) .........................................................................................................40

2.8.4. Profundidade do furo (𝑯𝒇) ..........................................................................................41

2.8.5. Tampão(T) ...................................................................................................................42

2.8.6. Carga de coluna(CC) e Carga de fundo(CF) ..............................................................43

2.8.7. Ângulo de inclinação da bancada (α) ..........................................................................44

2.8.8. Diâmetro do furo(DF) ..................................................................................................45

2.8.9. Razão de Carregamento(RC) ......................................................................................46

2.8.10. Air-Deck .......................................................................................................................48

2.9. Desmonte Escultural ........................................................................................................48

2.9.1. Perfuração Linear ........................................................................................................49

2.9.2. Pós-fissuramento ou detonação amortecida ................................................................50

2.9.3. Pré-fissuramento ..........................................................................................................52

3. ESTUDO DE CASO ................................................................................................................54

3.1. Informações do Local do Desmonte ....................................................................................54

3.2. Operações Mineiras .............................................................................................................54

4. DESENVOLVIMENTO ..........................................................................................................68

4.1. Desmonte de Rochas ............................................................................................................68

4.1.1. Malha de perfuração .......................................................................................................69

4.1.2. Tipo de explosivo .............................................................................................................69

4.1.3. Acessórios .........................................................................................................................69

4.1.4. Carga máxima de espera .................................................................................................70

4.1.5. Sequência de detonação ...................................................................................................70

4.1.6. Afastamento .....................................................................................................................70

4.1.7. Espaçamento ....................................................................................................................71

4.1.8. Subfuração .......................................................................................................................71

4.1.9. Profundidade do furo ......................................................................................................72

4.1.10. Tampão ............................................................................................................................72

4.1.11. Carga de coluna e Carga de fundo ..................................................................................72

4.1.12. Diâmetro do furo .............................................................................................................73

4.1.13. Razão de Carregamento ..................................................................................................73

4.1.14. Desmonte Escultural ........................................................................................................74

5. RESULTADOS E DISCUSSÃO .............................................................................................80

5.1. Comparação Teoria vs Prática (Desmonte de Rochas) ......................................................80

5.1.1. Malha de perfuração .......................................................................................................80

5.1.2. Tipo de explosivo .............................................................................................................80

5.1.3. Acessórios .........................................................................................................................80

5.1.4. Carga máxima de espera .................................................................................................81

5.1.5. Sequência de detonação ...................................................................................................82

5.1.6. Afastamento .....................................................................................................................82

5.1.7. Espaçamento ....................................................................................................................82

5.1.8. Subfuração .......................................................................................................................83

5.1.9. Profundidade do furo ......................................................................................................83

5.1.10. Tampão ............................................................................................................................84

5.1.11. Carga de coluna e carga de fundo ...................................................................................84

5.1.12. Diâmetro do furo .............................................................................................................85

5.1.13. Razão de carregamento ...................................................................................................85

5.1.14. Desmonte escultural .........................................................................................................86

6. CONCLUSÃO .........................................................................................................................87

7. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS....................................................................................88

13

1. INTRODUÇÃO

De acordo com Hartman e Mutmansky (2002) a separação de grandes quantidades de

maciço rochoso de seu depósito é denominado desmonte de rocha. Vários eventos históricos

contribuíram para o sucesso dos mineradores na sua busca de soluções para o desmonte de

rochas na mineração ou em projetos de construção. O primeiro avanço foi a descoberta nos

tempos pré-históricos que o contato alternado entre fogo e água no maciço rochoso provocava

sua quebra. Séculos depois foi descoberto que pólvora, dinamite, nitrato de amônio e óleo diesel

e explosivos gelatinosos poderiam ser usados para quebrar a rocha com mais eficiência.

O desmonte de rocha é feito com técnicas específicas e que consistem em perfurar o

maciço rochoso, introduzir explosivos nas perfurações, detoná-los e, finalmente, remover o

material detonado. (SOUZA RICARDO; CATALANI, 1977).

Com o avanço da tecnologia e aumento da concorrência, é necessário cada vez mais ter-

se um produto com qualidade e custos baixos. Pensando nisso foi desenvolvido esse trabalho

que visa otimizar os desmontes de rocha efetuados na construção do vertedouro de barragem

no município de Mato Verde-MG, aumentando a fragmentação do maciço rochoso e

diminuindo os custos com desmontes secundários.

1.1. Justificativa

A justificativa deste trabalho é pautada na necessidade de gerar economia e segurança

nos desmontes de rochas. Observando-se as pilhas de rochas desmontadas após as detonações,

fica notável a presença de grande quantidade de matacões, o que é um empecilho a progressão

das atividades, que inclui a passagem desse material em um britador com abertura de 0,90 m

por 0,70 m. Neste estudo serão tratadas maneiras simples de se otimizar um desmonte de rochas

alterando os parâmetros do mesmo.

1.2. Objetivos

1.2.1. Objetivos geral

14

O objetivo deste trabalho é analisar os desmontes de rochas efetuados para a construção

do vertedouro da barragem do município de Mato Verde-MG, ressaltando os pontos positivos

e criando alternativa aos pontos negativos.

1.2.2. Objetivos específicos

Os objetivos específicos são:

Realizar um estudo de revisão bibliográfica sobre os parâmetros que interferem

em um plano de fogo.

Apresentar um estudo de caso aplicando os conceitos estudados na revisão

bibliográfica de acordo com o objetivo proposto.

Analisar os resultados.

1.3. Estrutura do trabalho

A estrutura do trabalho foi dividida em introdução, definindo um contexto a respeito do

trabalho e apresentando seus objetivos e justificativa. No segundo capítulo foi realizada a

revisão bibliográfica, reunindo todo conteúdo teórico que deve ser apresentado para um bom

entendimento do estudo de caso. No terceiro capítulo foi realizado o estudo de caso com a

apresentação dos parâmetros dos desmontes de rochas realizados na prática. No quarto capítulo

foi realizado o desenvolvimento do problema e a apresentação dos parâmetros calculados com

base em teoria. No quinto capítulo foram realizadas as comparações entre os parâmetros

encontrados na teoria e os práticos. Por fim, no sexto capítulo, foi feita uma conclusão com

base em todo trabalho realizado.

15

2. REVISÃO BIBLIOGRÁFICA

2.1. Perfuratrizes

Ricardo e Catalani (1977) revelam que as perfuratrizes dividem-se em:

Perfuratrizes percussivas

Perfuratrizes rotativas

Perfuratrizes percussivo-rotativas

Perfuratrizes de furo-abaixo

2.1.1. Perfuratrizes rotativas

Os mesmos autores explicam que as perfuratrizes rotativas repassam à broca o

movimento de rotação e esta, consequentemente, transmite esse movimento para a rocha

produzindo sua quebra. A demolição da rocha pode ocorrer segundo três formas:

Corte da rocha

Abrasão

Esmagamento

Jimeno et al. (1987), acrescenta que as brocas utilizadas nesse tipo de perfuratriz são

compostas, geralmente, de elementos de carbeto de tungstênio e outros materiais como

diamantes sintéticos ou policristais e podem ser classificados como:

Drag bits de duas aletas, com diâmetros entre 36 e 50 mm;

Drag bits de três e quatro aletas, com diâmetros entre 50 e 115mm;

Bit com três lâminas substituíveis e com alargadores, com diâmetros entre 160

mm e 400 mm;

2.2. Compressores

16

Segundo Jimeno et al. (1987), ar comprimido é o fluido que tem sido usado como fonte

de energia para a perfuração de rocha, tanto para equipamentos pneumáticos com martelo de

topo ou martelo de fundo de furo, quanto para lavar os furos quando se faz a perfuração com

martelo hidráulico ou rotativo. Para qualquer projeto, seja em operações a céu aberto ou

subterrâneas, compressores são uma obrigação.

De acordo com Jimeno et al. (1987), quando se decide comprar uma perfuratriz, um dos

mais importantes aspectos é a seleção do compressor, pelos seguintes fatores:

O preço em relação ao valor total de compra pode chegar, dependendo da

perfuratriz, entre 15 e 55%.

Sua influência no custo por metro linear perfurado é considerável, pois se o fluxo

de ar for insuficiente, os seguintes problemas podem aparecer:

Raio de baixa penetração;

Crescimento dos custos devido ao desgaste de: bits, hastes, etc.;

Crescimento do consumo de combustível;

Maior exigência de manutenção da unidade compressora;

Quando em perfuratrizes maiores, um compressor de alta pressão é escolhido, é possível

perfurar com o martelo de fundo de furo ou com o bit cônico.

As duas principais características de um compressor, tipo e modelos à parte, são:

O fornecimento de fluxo de ar;

A saída de ar pressurizada

2.3. Malhas de perfuração

Silva (2014), explica que a geometria das malhas de perfuração se dividem em:

Quadrada

Retangular

Estagiada

Triângulo equilátero

Malha alongada

17

Segundo o mesmo autor, as malhas quadradas possuem afastamento igual ao

espaçamento e as retangulares possuem espaçamento maior que afastamento, o que em alguns

casos pode gerar ultralançamento.

Jimeno et al. (1987), complementa dizendo que as malhas quadrada e retangular são

normalmente utilizadas devido à facilidade da marcação e perfuração, ainda que percam no

quesito efetividade.

Silva (2014), pensa que as malhas em forma de triângulo equilátero, ditas estagiadas e

que possuem relação espaçamento/afastamento igual a 1,15 são indicadas para rochas

compactas e duras.

Jimeno et al. (1987), adiciona que a relação E/A=1,15 é usada para furos verticais e que

E/A = 1,15 cos U, onde U é o ângulo entre os furos e a vertical, é utilizada para furos inclinados,

sendo E o espaçamento e A o afastamento. Além disso, o autor relata que em malhas quadradas

existe uma deficiência de cerca de 23% de energia em relação às estagiadas. Os diferentes tipos

de malha são retratados nas Figuras 1(a), 1(b) e 1(c).

Figura 1:(a) Malha quadrada (b) Malha retangular (c) Malha estagiada (Adaptado de Silva, 2014)

2.4. Tipos de Explosivos

Segundo Jimeno et al. (1987) os explosivos industriais são classificados em 2 grupos:

18

Explosivos detonantes e rápidos: que possuem velocidades entre 2000 m/s e

7000m/s;

Explosivos deflagrantes e lentos: velocidades abaixo de 2000 m/s;

De acordo com o mesmo autor, os deflagrantes estão relacionados a área de artilharia e

fogos de artifício. Por outro lado, os explosivos detonantes são divididos em Primários e

Secundários. Os primários são os iniciadores dos secundários, são altamente sensíveis e têm-se

como exemplo o fulminato de mercúrio, PETN, pentolita, etc. Os secundários são menos

sensíveis, porém, são responsáveis pelo trabalho mais importante que é a própria quebra e

desmonte da rocha.

Jimeno et al. (1987) explica que os explosivos industriais são divididos ainda em dois

grupos:

Agentes detonantes

Essas misturas, por si só, em sua maioria, não contêm ingredientes classificados como

explosivos. São exemplos:

ANFO

ALANFO

Lamas

Emulsões

ANFO pesado

Explosivos convencionais

Esse tipo já possui substâncias explosivas. São exemplos:

Dinamites Gelatinosas

Dinamites Granulares

Explosivos Permissíveis

2.4.1. ANFO

19

Ricardo e Catalani (1977) revelam que o ANFO é a mistura entre nitrato de amônio e

óleo mineral, conforme figura 2. Esse tipo de explosivo apresenta baixa resistência à água, baixa

densidade e baixa velocidade de detonação. Pode ser utilizado para rochas brandas a médias e

ainda pode ser melhor aproveitado como carga de coluna em furos que possuem outro tipo de

explosivo na carga de fundo.

Silva (2014) cita que as maiores vantagens do ANFO são:

Ocupa inteiramente o volume do furo;

Grande insensibilidade ao choque;

Gera poucos gases tóxicos;

Redução do preço global do explosivo;

Figura 2: ANFO ( www.nitrosulexplosivos.com.br)

2.4.2. Emulsão

De acordo com Dowding e Aimone (1992) emulsões são uma mistura de 2 líquidos

contendo gotas microscópicas de nitrato de amônio dispersas em óleo diesel, cera ou parafina,

usada como agente emulsificante. A emulsão encartuchada é retratada na Figura 3.

20

Ainda segundo os mesmos autores a emulsão possui altas pressões de detonação (de 10

a 12 GPa), velocidades de detonação que variam entre 4420 a 5640 m/s e densidades entre 1,15

a 1,45 g/cm³.

Jimeno et al. (1987) cita as seguintes vantagens da emulsão:

Baixo custo, pois seu processo de manufatura não envolve ingredientes caros;

Excelente resistência à água;

Boa velocidade de detonação;

Grande segurança na manufatura e manuseio;

Possibilidade de carregamento mecanizado e preparação de misturas com

ANFO;

Para os mesmos autores, as desvantagens são:

Condições de preparo;

Alterações sob baixas temperaturas;

Contaminação durante o carregamento, se for usada na forma a granel;

Tempo de estoque e períodos longos de transporte;

Figura 3: Emulsão encartuchada ( www.explogranexplosivos.com.br)

21

2.5. Propriedades dos explosivos

De acordo com o Manual da Atlas Powder (1987), os explosivos possuem diferentes

propriedades que são importantes para cada situação específica nos quais eles são utilizados. A

boa fragmentação da rocha é resultado de vários fatores, porém o mais importante talvez seja o

tipo de explosivo utilizado na detonação.

Segundo Jimeno et al. (1987) as principais propriedades dos explosivos são:

Força e Energia

Velocidade de detonação

Densidade

Pressão de detonação

Estabilidade

Resistência à água

Sensibilidade

Transmissão da detonação

Dessensibilização

Resistência a baixas temperaturas

Fumos

2.5.1. Força e Energia

Para Jimeno et al. (1987), a força do explosivo é definida como a energia disponível

para produzir efeitos mecânicos. Quando o uso da dinamite original ainda era comum, Ricardo

e Catalani (1977), revelam que a força era medida em relação a porcentagem de nitroglicerina

em peso existente no explosivo, no entanto a comparação entre explosivos diferentes com

porcentagens diferentes não era aconselhável.

Desde os anos 80, Jimeno et al. (1987) explicam que essa maneira de medição foi

substituída pelos testes chamados RWS e RBS, que utilizam normalmente o ANFO como base

para a medição dos outros explosivos.

Silva (2014), explica que RWS, ou Energia Relativa por Massa, pode ser calculada pela

Equação 1.

22

𝑅𝑊𝑆 =𝐸𝑇𝑥

𝐸𝑇𝑝 (1)

Onde: 𝐸𝑇𝑥 = energia termoquímica do explosivo x

𝐸𝑇𝑝 = energia termoquímica padrão

O mesmo autor revela que a RBS, ou Energia Relativa por Volume, pode ser

calculada pela Equação 2.

𝑅𝐵𝑆 = 𝑅𝑊𝑆.𝜌𝑥

𝜌𝑝 (2)

Onde:𝜌𝑥 = densidade do explosivo x

𝜌𝑝 = densidade do explosivo padrão

Wyllie e Mah (2004) sugerem a Tabela 1 de comparação das respectivas forças dos

explosivos.

Tabela 1- Tipo de explosivo vs RBS

Tipo de explosivo RBS (ANFO=100)

Emulsão encartuchada sensitiva a

detonador

115-170

Emulsão encartuchada sensitiva a booster 125-155

Gelatinas 129

Dinamites 130-170

Dinamites para controle das paredes 76-114

Boosters 167-280

ANFO 100

Emulsão em massa 120-150

Fonte: adaptado de Wyllie e Mah(2004)

2.5.2. Velocidade de detonação

Ricardo e Catalani (1977) revelam que a velocidade de detonação nada mais é do que a

velocidade com que a reação química, responsável pela detonação do explosivo, passa através

de um explosivo de forma cilíndrica. Essa grandeza varia entre 1500 e 7500 m/seg.

23

Silva (2014) complementa dizendo que a pressão produzida no furo durante a detonação,

função da velocidade de detonação e da densidade do explosivo, deve ser maior que a

resistência dinâmica da rocha para que haja fragmentação adequada do maciço.

Segundo o autor, a Equação 3 pode ser utilizada para o cálculo da pressão produzida no

furo durante a detonação.

𝑃𝐹 = 𝜌.𝑉𝑂𝐷2

4. 10−6 (3)

Onde: PF = pressão produzida no furo quando o explosivo está completamente acoplado

ao furo(GPa)

ρ = densidade do explosivo(g/cm³)

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

Wyllie e Mah (2004) sugerem a Tabela 2 de comparação entre as velocidades de

detonação dos explosivos.

Tabela 2: Tipo de explosivo vc VOD

Tipo de explosivo VOD(m/s)


detonador

4600-5200

Emulsão encartuchada sensitiva a booster 4300-5050

Gelatinas 4785

Dinamites 3350-5600

Dinamites para controle das paredes 1650-2600

Boosters 5600-7900

ANFO 4000

Emulsão em massa 5200-5500


Por fim, o Manual da Atlas Powder (1987) sugere que explosivos de alta velocidade são

ideais para rochas duras e os de baixa velocidade oferecem melhores resultados em formações

mais macias.

2.5.3. Densidade

24

Dowding e Aimone (1992) explicam que a densidade do explosivo nada mais é do que

seu peso por unidade de volume e, no caso de explosivos comerciais, varia entre 0,5 e 1,7 g/cm³.

Jimeno et al. (1987) explicam que a escolha da densidade é crítica no sentido de

relaciona-la com a sensibilidade do explosivo aos acessórios de detonação. Se ela for muito

baixa, o explosivo se torna sensível e pode ser detonado antes da hora prevista, antes da chegada

ao cartucho iniciador por exemplo. Por outro lado, se a densidade for muito alta, o explosivo

pode perder a sensibilidade ao sistema de iniciação utilizado e não detonar.

Para Ricardo e Catalani (1977), ter um explosivo de alta densidade significa dizer que

haverá uma maior quantidade em peso de material detonante em um metro de perfuração do

que em um de baixa densidade, por isso se o grau de fragmentação desejado for alto, deve-se

adotar explosivos de alta densidade.

2.5.4. Pressão de detonação

De acordo com Dowding e Aimone (1992) a pressão de detonação é a pressão máxima

teórica que a carga explosiva gera dentro de uma determinada zona medida.

Jimeno et al. (1987) explica que essa pressão varia entre 500 e 1500 MPa para

explosivos comerciais. Além disso, para rochas duras e competentes, deve-se usar explosivos

que produzam altas pressões para que a fragmentação seja eficiente.

2.5.5. Estabilidade

Jimeno et al. (1987) revela que a estabilidade está relacionada à deterioração do

explosivo a certas condições do ambiente em que o mesmo foi armazenado, por exemplo.

O Manual da Atlas Powder (1987) complementa dizendo que a temperatura em que a

carga explosiva é estocada e utilizada é um fator primordial.

2.5.6. Resistência à água

Para Dowding e Aimone (1992), a resistência à água de um explosivo é entendida como

a habilidade da carga detonante de ficar exposta a umidade sem perder suas propriedades

essenciais.

Wyllie e Mah (2004) apresentam a Tabela 3 de comparação entre os explosivos e sua

resistência à água.

25

Tabela 3: Tipo de explosivo vs Resistência à água

Tipo de explosivo Resistência à água


detonador

Excelente

Emulsão encartuchada sensitiva a booster Excelente

Gelatinas Excelente

Dinamites Bom para excelente

Dinamites para controle das paredes Bom para ruim

Boosters Excelente

ANFO Nenhuma

Emulsão em massa Excelente


2.5.7. Sensibilidade

Segundo o Manual da Atlas Powder (1987) a sensibilidade é definida como a distância

entre um meio cartucho iniciador e um meio cartucho de carga explosiva (recebedor) na qual

um ainda consegue detonar o outro em um ambiente sem confinamento.

Jimeno et al. (1987) complementa dizendo que várias ações externas podem definir essa

característica do explosivo, como por exemplo: a aceitação de um explosivo a determinado tipo

de iniciador, a sensibilidade do explosivo ao choque ou fricção, sensibilidade ao calor, etc.

Por fim, Wyllie e Mah (2004) revelam que a sensibilidade de um explosivo define por

qual método ele será iniciado e o diâmetro do mesmo.

2.5.8. Transmissão da detonação

Jimeno et al. (1987) explica que a transmissão da detonação é a detonação de um

cartucho por outro através do fenômeno da simpatia, que consiste em um espaço entre esses

cartuchos, seja por ar ou por outro tipo de material inerte. Nesse caso, a onda de choque da

detonação de uma carga passa através do material ou do meio de separação e detona a outra

carga. Na maioria dos explosivos esse fenômeno ocorre para distâncias entre 2 a 8 vezes o

diâmetro do explosivo.

26

2.5.9. Dessensibilização

De acordo com Jimeno et al. (1987), a sensibilidade diminui com o aumento da

densidade. Esse fenômeno ocorre com maior frequência em composições ou agentes detonantes

que não possuem TNT e nitroglicerina em sua composição.

As possíveis causas da dessensibilização, para Jimeno et al. (1987), são:

Dessensibilização pelo cordel detonante

Caso o cordel detonante não seja adequado para aquele determinado tipo de explosivo,

pode danificá-lo ou inutilizá-lo.

Dessensibilização pelo efeito canal

Ocorre quando o furo possui um diâmetro maior que o explosivo utilizado, essa sobra

gera espaço para que os gases formados durante a detonação, e que estão a alta pressão, se

desloquem à frente da mesma e aumentem a densidade dos cartuchos, provocando a

dessensibilização das cargas e diminuindo a velocidade de detonação.

Pressão exercida por cargas adjacentes

Nesse caso a dessensibilização ocorre pela detonação de cargas adjacentes. Seja pela

onda de choque que chega às cargas vizinhas, pela deformação do furo, pela compressão das

cargas pelo tampão intermediário ou pela infiltração de gases através das fissuras.

2.5.10. Resistência a baixas temperaturas

Dowding e Aimone (1992) revelam que as dinamites podem se tornar instáveis a baixas

temperaturas, enquanto os explosivos que possuem uma base de água têm sua sensibilidade e

velocidade de detonação alterados pelas baixas temperaturas. Jimeno et al. (1987) complementa

dizendo que em temperaturas abaixo de 8°C, explosivos que são feitos à base de nitroglicerina

tendem a congelar.

2.5.11. Fumos

27

Dowding e Aimone (1992) revelam que fumos são os gases nocivos, gerados após a

detonação. Silva (2014) diz que a classificação desses gases é mais importante em trabalhos

subterrâneos devido à escassez de ventilação.

2.6. Acessórios

Segundo Reis (1979), os explosivos industriais têm um certo grau de estabilidade

química que permite que eles sejam manuseáveis com uma certa segurança. Por isso sua

iniciação se dá através de uma certa energia de ativação, que é conseguida sob a forma de

choques, calor, atrito, impactos, etc.

Os acessórios de detonação são destinados a provocar estes fenômenos iniciais de uma

forma segura. Alguns deles são destinados a retardar a explosão, quando isso for desejável

(REIS, 1979, p.89).

Para Jimeno et al. (1987), os acessórios possuem os seguintes objetivos:

Iniciação mais potente dos explosivos mais modernos

Redução dos níveis de vibração, sobrepressão atmosférica e ultralançamento

produzido nas detonações

Aumento na segurança para o pessoal envolvido na operação de desmonte

De acordo com Reis (1979), entre os acessórios de detonação, pode-se citar:

Estopim de segurança

Espoleta simples

Espoletas elétricas: instantâneas e de retardos

Cordel detonante

Retardos para cordel

Reforçador, ou iniciador(booster)

Explosores

Nonel, hercudet e brinel

2.6.1. Estopim de segurança

28

Reis (1979) explica que o estopim é um acessório que consiste em um núcleo de pólvora

negra encapado com material plástico, conforme Figura 4. Tem a finalidade de detonar uma

espoleta simples e para isso sua queima acontece a uma velocidade de cerca de 120 segundos

por metro. Sua iniciação deve acontecer através de palitos de fósforo, que devem entrar em

contato com a pólvora negra do lado livre do estopim.

Figura 4: Espoleta e estopim (Silva, 2014)

2.6.2. Espoleta

Silva (2014) revela que a espoleta é um tubo de alumínio ou cobre, contendo em seu

interior uma carga detonante de azida de chumbo e uma de PETN. O estopim é responsável

pela iniciação da azida que, por sua vez, detona a carga de PETN. A Figura 5 retrata o interior

de uma espoleta.

29

Figura 5: Espoleta simples (Reis, 1979)

2.6.3. Cordel detonante

Para Ricardo e Catalani (1977), o cordel detonante é formado por um núcleo de

tetrainitrato de penta-eritritol (PETN), que tem velocidade de detonação de cerca de 6000

m/seg., revestido de cera, algodão e plástico, conforme Figura 6.

Segundo os autores o cordel funciona como escorva das cargas explosivas com as quais

ele está em contato e a velocidade de detonação pode ser considerada a própria velocidade do

cordel. Além disso, sua iniciação é feita através da espoleta, comum ou elétrica.

Silva (2014) complementa citando algumas vantagens do cordel detonante:

As correntes elétricas não o afetam

Permite o carregamento das minas em regime descontínuo, com o uso de

espaçadores

Detona todos os cartuchos, ao longo dos quais está em contato

É muito seguro, pois, não detona por atrito, calor, choques naturais ou faíscas

(SILVA, 2014, p.28).

30

Figura 6: Cordel detonante (www.explogranexplosivos.com.br)

2.6.4. Retardos

O Manual da Atlas Company (1987) explica que os retardos (Figuras 7 e 8) são peças

que permitem a divisão da detonação total em partes menores, as quais são detonados em

tempos específicos, de acordo com o tempo de retardo estabelecido. As vantagens de se dividir

uma detonação em partes menores estão no aumento da fragmentação, redução das vibrações e

do ultralançamento.

31

Figura 7: Retardos (www.nitrosulexplosivos.com.br)

Figura 8: Retardos (www.tecnovoladuras.com)

2.6.5. Sistema de iniciação não elétrico

Segundo Reis (1979), os sistemas de iniciação não elétricos foram criados para atenuar

o barulho, sobrepressão atmosférica e vibrações causadas pelo cordel detonante e ao mesmo

tempo garantir a segurança do operador no que tange ao manuseio dos acessórios próximos a

correntes induzidas e de rádio frequência, que são as principais desvantagens das espoletas

elétricas. A Figura 9 retrata um exemplo de sistema de iniciação não elétrico.

32

O autor relata ainda que o sistema de iniciação não elétrico é um acessório que consiste

em um tubo de plástico com uma substância pirotécnica dentro, a qual quando iniciada libera

um plasma gasoso com velocidade em torno de 1000 m/s. A liberação desse plasma não é

suficiente para a destruição do tubo plástico, que permanece intacto. O plasma é responsável

por iniciar uma espoleta simples ou de retardo na extremidade oposta à de iniciação. Com

relação a iniciação, pode ser feita através da escorva estopim-espoleta ou cordel detonante.

Figura 9: Brinel (www.pedreirao.com.br)

2.7. Sequência de detonação e tempo de retardo

Wyllie e Mah (2004), destacam que a detonação simultânea de grande quantidade de

explosivo não só produz pouca fragmentação da rocha, como também danifica as paredes que

deveriam permanecer intactas, além de claro, aumentarem as vibrações nas estruturas próximas.

Para superar esse problema é aconselhável o uso de retardos para se dividir a detonação e

diminuir a carga máxima detonada ao mesmo tempo. Os retardos podem ser colocados furo-a-

furo, onde cada furo é detonado em uma sequência de tempo específico, aumentando assim a

fragmentação, o controle da vibração e diminuindo o overbreak e o tamanho da pilha. Ou então,

eles podem ser colocados linha-a-linha, onde cada linha é detonada em um tempo específico.

Wyllie e Mah (2004), afirmam que se um número muito grande de retardos entre furos

e entre linhas for utilizado, poderá se usar uma combinação entre retardos de superfície e de

fundo de furo para evitar cortes na detonação.

Os mesmos autores sugerem as Equações 4 e 5 para o cálculo dos tempos de retardo.

Detonações linha-a-linha:

𝑇𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑒 𝑟𝑒𝑡𝑎𝑟𝑑𝑜 𝑒𝑛𝑡𝑟𝑒 𝑙𝑖𝑛ℎ𝑎𝑠 ≈ (10 − 13). 𝐴 (4)

33

Onde: Tempo de retardo entre linhas(ms)

A = afastamento(m)

Detonação furo-a-furo:

𝑇𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑒 𝑟𝑒𝑡𝑎𝑟𝑑𝑜 𝑒𝑛𝑡𝑟𝑒 𝑓𝑢𝑟𝑜𝑠 ≈ 𝐾. 𝐸 (5)

Onde: Tempo de retardo entre furos(ms)

E = espaçamento(m)

K = constante de retardo dado pela seguinte tabela:

A Tabela 4 fornece os valores de K em função do tipo de rocha.

Tabela 4: Constante de retardo-tipo de rocha

Tipo de rocha Constante de retardo(ms/m)

Areia.marga,carvão 6-7

Calcário macio,xisto 5-6

Calcário compacto, mármore, granito,

basalto, quartzito, gnaisse, gabro

4-6

Gnaisse compacto e micaxisto, magnetita 3-4


Jimeno et al. (1987) apud Fadeev et al., por sua vez, indicam a Equação 6.

Cálculo do tempo de retardo entre furos:

𝑇𝑅𝐵 = 2(𝜌𝑟

𝐶𝐸)0,5 (6)

Onde: 𝜌𝑟 = densidade da rocha(t/m³)

CE = razão de carregamento(kg/m³)

Ou de forma mais simplificada, a Equação 7.

𝑇𝑅𝐵 = 4 − 8𝑚𝑠

𝑚𝑑𝑒 𝑎𝑓𝑎𝑠𝑡𝑎𝑚𝑒𝑛𝑡𝑜 (7)

Cálculo do tempo de retardo entre linhas de furos, segundo Equação 8.

𝑇𝑅𝐹 = 2 − 3 𝑇𝑅𝐵 (8)

De acordo com Jimeno et al. (1987) os parâmetros como afastamento e espaçamento

são radicalmente modificados de acordo com a sequência de detonação escolhida. Por isso esses

parâmetros serão chamados de Ae e Ee para afastamento e espaçamento, respectivamente,

representando assim seus valores efetivos quando necessário após a escolha da sequência de

detonação.

34

O autor relata que para uma detonação de várias linhas de furos e uma bancada com face

livre, as seguintes condições devem ser satisfeitas:

Cada carga deve ter uma face livre no momento da detonação

A relação Ee/Ae deve estar entre 3 e 8, preferencialmente entre 4 e 7

As linhas com o mesmo retardo devem formar um ângulo entre 90° e 160°, e

preferencialmente entre 120° e 140°

A Figura 10 retrata as diferentes sequências de iniciação disponíveis para detonações

múltiplas com malhas quadradas ou estagiadas.

Figura 10: Diferentes tipos de sequência de detonação (Jimeno et al., 1987)

De acordo com o Manual da Atlas Powder (1987) as sequências de detonação em V

resultam em um melhor controle da progressão da detonação, o que por consequência, diminui

as chances de ultralançamento e reduzem o deslocamento da pilha de rochas. Além disso,

35

quando esta sequência é utilizada, os dois lados opostos da detonação, que possuem o mesmo

tempo de retardo, ao serem detonados, chocam-se entre si aumentando a fragmentação.

Silva (2014) explica que em uma detonação, parte da energia produzida é direcionada

para a quebra e lançamento da rocha e outra parte passa diretamente pelo maciço na forma de

ondas que podem causar vibrações no terreno, e quando passam do maciço para a atmosfera

causam ruídos e sobrepressão atmosférica.

Existem equipamentos específicos para a medição dessas vibrações, os chamados

sismógrafos, porém na falta destes, Jimeno et al. (1987) explicam que existem outras formas

de se ter uma ideia das vibrações e de distâncias em que construções e moradias podem estar

seguras, sem que haja prejuízo físico as mesmas.

Segundo o autor, a O.S.M., órgão de mineração norte-americano, criou em 1983 uma

série de recomendações que estão resumidas na Tabela 5.

Tabela 5: Tabela de recomendações para proteção de construções próximas a áreas de detonação

Distância à área de

detonação

Velocidade máxima da

partícula(mm/s)

Distância escalonada

recomendada quando não

há instrumentação

disponível (m/𝑘𝑔0,5)

0 a 90m 32 22,30

90 a 1500m 25 24,50

>1500m 19 29,00

Fonte: adaptado de Jimeno et al.(1987)

Aliada à Equação 9.

𝐷𝑅 =𝐷𝑆

√𝑄 (9)

Onde: DR = Distância escalonada(m/𝑘𝑔0,5);

DS = distância da detonação à construção(m);

Q = carga máxima de espera(kg);

É possível ter uma ideia de distâncias seguras para construções e da carga máxima de

espera a ser utilizada.

Silva (2014), complementa dizendo que a Equação 10, para estimar a vibração do

terreno, também pode ser utilizada.

𝐷𝐸 =𝐷

√𝑄 (10)

36

Onde: DE = distância escalonada(m);

D = distância horizontal entre o ponto de medição e o ponto mais próximo da

detonação, em metros;

Q = carga máxima de explosivos a ser detonado por espera(kg);

Segundo o autor a fórmula acima pode ser utilizada para situações em que houve

impedimento da realização do monitoramento sismográfico. Nesses casos, o valor de DE deve

seguir a regra: 𝐷𝐸 ≥ 40 𝑚/𝑘𝑔0,5 para 𝐷 ≤ 300𝑚.

2.8. Parâmetros Controláveis da Detonação

Segundo Silva (2014), as principais variáveis geométricas, conforme Figura 11, em um

plano de fogo são:

Afastamento (A): A menor distância que vai do furo à face livre da bancada ou

a menor distância de uma linha de furos a outra;

Espaçamento (E): Distância entre dois furos de uma mesma linha;

Subperfuração (S): Comprimento perfurado abaixo da praça da bancada;

Profundidade do furo (Hf): Comprimento total perfurado;

Tampão (T): Parte superior do furo que não é carregada;

Ângulo de inclinação da bancada (α);

Altura da bancada (Hb);

Carga de Coluna (CC);

Carga de Fundo (CF);

Diâmetro do furo (DF);

37

Figura 11: Principais variáveis do plano de fogo (Silva, 2014)

2.8.1. Afastamento (A)

Wyllie e Mah (2004), explicam que a escolha certa do afastamento faz com que a

detonação dos explosivos gere uma onda de choque que vai em direção à face livre e, ao chegar

lá, é refletida pela mesma, gerando tensão e a fragmentação da rocha de maneira eficiente.

Quando o afastamento é muito grande, essa onda de choque não é refletida, resultando em pouca

fragmentação e perda geral de eficiência. Por outro lado, se o afastamento é pequeno, as fendas

radiais geradas se intensificarão, permitindo a dissipação dos gases explosivos com

consequente perda de eficiência, ultralançamento e problemas de sobrepressão atmosférica.

Ainda segundo o mesmo autor, a relação existente entre a altura do banco (Hb) e o

afastamento (A) deve estar entre três e quatro para gerar bons resultados na detonação, ou seja,

3<Hb/A<4.

Jimeno et al. (1987), complementa dizendo que várias fórmulas foram desenvolvidas

ao longo dos anos para o cálculo do afastamento, mas todos os valores convergem para uma

faixa que varia entre 25 a 40D, onde D é o diâmetro de perfuração.

Seguem algumas fórmulas utilizadas para o cálculo do afastamento:

38

Para Wyllie e Mah (2004) a Equação 11 pode ser usada.

𝐴 = 𝐾. 𝐻𝑏 (11)

Onde: K = constante que varia entre 0,25 a 0,33

Hb = altura da bancada

Para Silva (2014) é aconselhável a utilização da Equação 12.

𝐴 = 0,0123 [2. (𝜌𝑒

𝜌𝑟) + 1,5] . 𝑑𝑒 (12)

Onde: 𝜌𝑒 = densidade do explosivo (g/cm³)

𝜌𝑟 = densidade da rocha (g/cm³)

𝑑𝑒 = diâmetro do explosivo (mm)

Para Ricardo e Catalani (1977), pode-se usar as Equações 13 e 14.

(Para linhas múltiplas de furos)

𝐴𝑝 = 𝐴𝑡 − 0,05𝐻𝑏 (13)

𝐴𝑡 = 45𝐷 (14)

Onde: Ap = afastamento prático

At = afastamento teórico

D = diâmetro da perfuração em mm

Hb = altura da bancada

Jimeno et al. (1987), sugere a Tabela 6.

Tabela 6: Tabela de afastamentos

Parâmetros de

Projeto

Força Compressiva Uniaxial (M Pa)

Baixo

<70

Médio

70-120

Alto

120-180

Muito alto

>180

Afastamento

(A)

39D 37D 35D 33D


2.8.2. Espaçamento (E)

39

Wyllie e Mah (2004), revelam que quando rachaduras são abertas paralelas à face livre

pela ação da onda de tensão, gases pressurizados entram nessas fendas e forçam a fragmentação

da rocha. No entanto, o alcance desses gases é limitado pela extensão, tamanho das fendas e

volume de gás disponível. O espaçamento, nesse sentido, amplia a ação dos gases ao definir a

distância correta entre furos numa mesma linha, aumentando a força total agindo na faixa de

material e tornando a fragmentação mais uniforme.

Segundo Jimeno et al.(1987), um espaçamento muito pequeno pode causar

fragmentação excessiva entre as cargas, a presença de matacões na frente dos furos e problemas

de “repé”. Por outro lado, um espaçamento muito grande pode causar o fraturamento

insuficiente entre as cargas dos furos e a irregularidade da face do novo banco formado após a

detonação.

A seguir encontram-se algumas da fórmulas utilizadas para o cálculo do espaçamento:

Para Ricardo e Catalani (1977) o espaçamento pode ser calculado pela Equação 15.

𝐸 = 𝐶. 𝐴 (15)

Onde: C = constante que varia entre 1,0 a 1,3

A = afastamento

Para o caso de bancadas verticais, utiliza-se a Equação 16.

𝐸 = 𝐴𝑝 (16)

(Para a primeira bancada e aumenta-se ou não o valor de E em função dos resultados obtidos)

Para bancadas inclinadas, utiliza-se a Equação 17.

𝐸 = 1,2𝐴𝑝 (17)

(Para a primeira bancada e corrige-se a partir dos resultados obtidos para as próximas)

Para Jimeno et al. (1987), pode-se utilizar a Tabela 7 para o cálculo.

Tabela 7: Tabela de espaçamentos

Parâmetros de

Projeto


Baixo

<70

Médio

70-120

Alto

120-180

Muito alto

>180

Espaçamento

(E)

51D 47D 43D 38D


40

Para Wyllie e Mah (2004), utiliza-se as Equações 18 e 19.

Se 1<𝐻𝑏

𝐴<4:

𝐸 =(𝐻𝑏 + 7A)

8 (18)

Se 𝐻𝑏

𝐴>4:

𝐸 = 1,4. 𝐴 (19)

Onde:𝐻𝑏 = altura da bancada

A = afastamento

Silva (2014), sugere as Equações 20, 21, 22 e 23.

Se 𝐻𝑏

𝐴<4:

Para furos iniciados instantaneamente:

𝐸 = 0,33(𝐻𝑏 + 2𝐴) (20)

Para furos detonados com retardos:

𝐸 =(𝐻𝑏 + 7𝐴)

8 (21)

Se 𝐻𝑏

𝐴> 4:

Para furos iniciados instantaneamente:

𝐸 = 2. 𝐴 (22)

Para furos detonados com retardos:

𝐸 = 1,4. 𝐴 (23)

2.8.3. Subperfuração(S)

Jimeno et al. (1987), explicam que a subperfuração é uma extensão do furo

propriamente dito, é feito abaixo da linha do chão e é necessário para quebrar a rocha na altura

do banco e ativar a fragmentação adequada.

Segundo Wyllie e Mah (2004), a baixa fragmentação na base do banco a ser detonado,

resultado de uma subperfuração pequena, pode formar uma série de “repés”, que são

irregularidades no nível do chão, fazendo com que o custo de operações como carregamento e

transporte se eleve consideravelmente.

41

Jimeno et al. (1987) ainda complementam dizendo que se a subperfuração for excessiva,

poderá ocorrer um aumento nos custos de perfuração e detonação, um aumento do nível de

vibração, fragmentação excessiva do solo e um aumento no risco de cortes do fogo e

overbreaks.

Segundo o mesmo autor, a quebra no fundo do furo é feita na forma de cones invertidos,

os quais os ângulos com a horizontal dependem da estrutura da rocha e do stress residual. Esse

ângulo varia de 10 a 30 graus. O valor de subperfuração que produz a interseção entre as

superfícies dos cones no nível do banco e regulariza o nível do chão está por volta de 0,3A.

Ricardo e Catalani (1977), Wyllie e Mah (2004) e Silva (2014) sugerem a Equação 24 para o

cálculo da subperfuração.

𝑆 = 0,3. 𝐴 (24)

Onde: A = afastamento

Ricardo e Catalani (1977) ainda acrescentam que, caso a face da bancada seja

inclinada, utiliza-se a Equação 25.

S = 0,2. A (25)


2.8.4. Profundidade do furo (𝑯𝒇)

Ricardo e Catalani (1977) explicam que a profundidade de perfuração é função da altura

da bancada, mas não é igual a mesma, pois deve-se levar em conta a subperfuração.

Silva (2014) complementa dizendo que o comprimento do furo aumenta com a

inclinação, porém a subperfuração diminui com o aumento da mesma.

Ricardo e Catalani (1977) sugerem a Equação 26 e 27 para o cálculo da profundidade

do furo.

Bancada inclinadas:

𝐻𝑓 =𝐻

cos ∝+ 0,2𝐴𝑝 (26)

Bancadas verticais:

𝐻𝑓 = 𝐻 + 0,3𝐴𝑝 (27)

Onde: H = altura da bancada

α = ângulo de inclinação da face com a vertical

𝐴𝑝= afastamento prático

42

E a Tabela 8.

Tabela 8: Fórmulas para o cálculo da profundidade de perfuração

Bancada Profundidade de perfuração

Vertical H + 0,3𝐴𝑝

Inclinada 3:1 1,05H + 0,2𝐴𝑝

Inclinada 2:1 1,12H + 0,2𝐴𝑝

Fonte: adaptado de Ricardo e Catalani(1977)

Silva (2014), sugere a Equação 28.

𝐻𝑓 =𝐻𝑏

cos ∝+ (1 −

∝

100) . 𝑆 (28)

Onde:𝐻𝑏 = altura da bancada

α = inclinação do furo com a vertical

S = subperfuração

2.8.5. Tampão(T)

Segundo Jimeno et al. (1987), a porção que fica acima do material explosivo e

preenchido com material inerte, no furo, é chamado de tampão. É utilizado para confinar os

gases provenientes da detonação. Se o tampão for muito pequeno poderá causar um escape

prematuro dos gases e problemas de sobrepressão atmosférica e ultralançamento. Por outro

lado, se o tampão for muito grande, poderá ocasionar a presença de matacões no topo da

bancada, pouca fragmentação e aumento do nível de vibração.

Segundo o mesmo autor, para determinação do tampão devem ser levados em conta o

tipo e o tamanho do material utilizado e o comprimento da coluna de material.

Wyllie e Mah (2004), completam dizendo que o material ideal para se utilizar no tampão

é o cascalho angular(brita) ao invés dos detritos de perfuração normalmente utilizados.

Silva (2014), finaliza ao afirmar que o tamanho ideal do material utilizado deve ser por

volta de 0,05 vezes o diâmetro do furo.

Silva (2014) e Wyllie e Mah (2004) concordam que a Equação 29 é a melhor para se calcular o

tampão.

𝑇 = 0,7. 𝐴 (29)

43


Ricardo e Catalani (1977) são mais conservadores ao afirmarem que a Equação 30 é a

melhor.

𝑇 = 𝐴𝑝 (30)

Onde:𝐴𝑝= afastamento prático

Jimeno et al. (1987), por sua vez, recomenda a Tabela 9.

Tabela 9: Tabela de tampões

Parâmetros de

Projeto


Baixo

<70

Médio

70-120

Alto

120-180

Muito alto

>180

Tampão (T) 35D 34D 32D 30D


2.8.6. Carga de coluna(CC) e Carga de fundo(CF)

Para Jimeno et al. (1987) são necessárias diferentes energias para se quebrar a rocha no

fundo e no meio do furo. Para que isso ocorra devem ser utilizados explosivos de grande

densidade e força na carga de fundo, onde é mais difícil de se deslocar a rocha, e explosivos de

força média e baixa densidade na carga de coluna, onde é mais fácil a retirada.

Jimeno et al. (1987) apud Langerfors acredita que o comprimento da carga de fundo

deve ficar entre 0,6A a 1,3A.

Ricardo e Catalani (1977) sugerem que a Equação 31 é a melhor para o cálculo do

comprimento da carga de fundo.

𝐻𝐶𝐹 = 1,3. 𝐴 (31)

Eles ressaltam ainda que para uma detonação com múltiplas linhas, deve-se colocar

maior quantidade de explosivo no fundo do furo das linhas mais distantes da face livre, pois

essas terão de executar maior trabalho porque devem empurrar também o material detonado nas

primeiras linhas.

Silva (2014), por sua vez, indica a Equação 32 como sendo a melhor para o cálculo do

comprimento da carga de fundo.

𝐻𝐶𝐹 = 0,3. (𝐻𝑓 − 𝑇) (32)

Onde:𝐻𝑓 = profundidade do furo

44

T = tampão

Para a carga de coluna, segundo Jimeno et al. (1987), a energia do explosivo deve ser

de 2 a 2,5 vezes menor que a da carga de fundo.

Ricardo e Catalani (1977) acrescentam que a concentração da carga de coluna deve ser

cerca de 40 a 50% menor que o da carga de fundo, e para eles a Equação 33 pode ser utilizada

para o cálculo do comprimento da carga de coluna.

𝐻𝐶𝐶 = 𝐻𝑓 − 2,3. 𝐴 (33)

Onde:𝐻𝑓 = profundidade do furo

A = afastamento

Silva (2014), sugere a Equação 34 para o cálculo do comprimento da carga de coluna.

𝐻𝐶𝐶 = 𝐻𝐶 − 𝐻𝐶𝐹 (34)

Onde: HC = altura total da carga

HCF = altura da carga de fundo

O mesmo autor sugere ainda a Equação 35 para o cálculo da carga total.

𝐶𝑇 = 𝐶𝐹 + 𝐶𝐶 (35)

Onde: CF = carga de fundo

CC = carga de coluna

2.8.7. Ângulo de inclinação da bancada (α)

Segundo Ricardo e Catalani (1977), as vantagens em se utilizar a face e furos inclinados

nas bancadas são as seguintes:

A subperfuração é menor

Consequentemente o consumo de explosivo também é reduzida

A segurança aumenta, pois em taludes verticais o risco é sempre maior

Jimeno et al. (1987) acrescenta ainda:

Melhor fragmentação e deslocamento pois o afastamento é mantido

constante

Menor probabilidade de falha na detonação devido ao corte pelo

movimento desigual do afastamento

Maior produtividade da pá carregadeira devido à baixa altura da pilha de

rocha desmontada

Ricardo e Catalani (1977) citam as seguintes desvantagens:

45

A ocorrência de desvios na perfuração é maior

O tempo para o embocamento do furo é maior logo a produtividade

diminui

A marcação da correta inclinação apresenta certa dificuldade

Jimeno et al. (1987) adiciona:

Maior uso dos bits e estabilizadores

Menor produtividade das shovels à cabo devido à baixa altura da pilha

de rocha fragmentada

Problemas na colocação das cargas explosivas, principalmente em furos

com água

Para Ricardo e Catalani (1977) é primordial a análise da inclinação das camadas de

rocha. Em determinados casos, uma inclinação que se oponha a da perfuração inviabilizaria a

perfuração inclinada.

2.8.8. Diâmetro do furo(DF)

Silva (2014) revela que existem vários fatores que influenciam na escolha do diâmetro

dos furos, dentre eles estão o tamanho desejado dos fragmentos, o tipo de explosivo utilizado,

a vibração permitida do terreno, etc.

Segundo Jimeno et al. (1987), se o diâmetro do furo for pequeno, o custo com

perfuração e iniciação aumentam. Além disso, a colocação do tampão e dos conectores levam

mais tempo e trabalho. Por outro lado, a razão de carregamento tende a ser baixa devido a

melhor distribuição do explosivo no maciço.

O mesmo autor relata ainda que se o diâmetro for grande, a malha será maior e a

consequente distribuição dos furos poderá prejudicar a detonação se existir blocos in situ.

Nesses casos a melhor solução é o “fechamento” da malha. O aumento de DF é acompanhado

pelas seguintes vantagens:

Menor custo de perfuração e detonação

Aumento da produtividade da perfuração (JIMENO et al.,1977, p.179)

Ricardo e Catalani (1977) ressaltam ainda que o diâmetro de perfuração deve ser

compatível com o equipamento de carregamento da rocha desmontada. Para que isso ocorra

faz-se uso da seguinte regra prática: O valor máximo do diâmetro da perfuração em polegadas

é igual à capacidade da caçamba do equipamento de carga em jardas cúbicas.

46

Wyllie e Mah (2004), por sua vez, sugerem a Equação 36 para o cálculo do diâmetro

do furo.

𝑑𝑒𝑥 ≈𝐴. 1000

(24𝛾𝑒𝑥

𝛾𝑟⁄ ) + 18

(36)

Onde:𝛾𝑒𝑥 = densidade do explosivo

𝛾𝑟 = densidade da rocha

2.8.9. Razão de Carregamento(RC)

De acordo com Jimeno et al. (1987), a razão de carregamento pode ser entendida como

a quantidade de explosivo necessária para fragmentar 1m³ de rocha.

Wyllie e Mah (2004) salientam que a razão de carregamento é o principal parâmetro

para se avaliar a produção do desmonte e o consequente grau de fragmentação da rocha.

Para esses mesmos autores, pode-se calcular a razão de carregamento pela Equação 37.

𝑅𝐶 =𝐶𝑇

𝑉 (37)

Onde: CT = quantidade de explosivo por furo(kg)

V = Volume de rocha detonado por furo(m³)

A Figura 12 mostra, baseada em estudos de Langerfors e Kihlstrom (1973), valores de

razões de carregamento associados a valores de afastamento para a previsão do tamanho médio

de matacões no desmonte.

47

Figura 12: Tamanho médio do matacão vs Razão de carregamento (Rock Slope Engineering; p.255)

Jimeno et al. (1987) sugerem a Tabela 10 para comparação entre valores de razão de

carregamento.

Tabela 10: Tipos de rochas vs razão de carregamento

Tipo de rocha Razão de carregamento(kg/m³)

Maciço rochoso de alta resistência 0,60-1,5

Rochas de média resistência 0,30-0,60

Rochas altamente fissuradas, macias 0,10-0,30


O autor ainda complementa, ao dizer que uma razão de carregamento alta gera boa

fragmentação, deslocamento da rocha, menos problemas com “repé” e otimização da relação

custo-benefício da operação.

Silva (2014), por fim, explicita algumas outras fórmulas importantes:

Volume de rocha por furo (Equação 38): Nada mais é do que o volume de rocha que

cada furo fragmenta.

𝑉 = 𝐻𝑏 . 𝐴. 𝐸 (38)

Onde: 𝐻𝑏 = altura da bancada

A = afastamento

E = espaçamento

48

Perfuração especifica (Equação 39): Relação entre a quantidade de metros perfurados e

o volume de rocha por furo(V).

𝑃𝐸 =𝐻𝑓

𝑉 (39)

Onde: 𝐻𝑓 = profundidade do furo

Razão Linear de carregamento(RL) (Equação 40).

𝑅𝐿 =𝜋𝑑𝑒

2

4000. 𝜌𝑒 (40)

Onde:𝑑𝑒 = diâmetro do explosivo(mm)

𝜌𝑒 = densidade do explosivo(g/cm³)

2.8.10. Air-Deck

Segundo um estudo conduzido por Thote e Singh (1999), a técnica conhecida como air-

deck, que consiste na colocação de bolsões infláveis de ar em parte do furo, ao invés de

explosivos, revelou-se bastante vantajosa na fragmentação da rocha e sem custos adicionais.

Na experiência realizada pelos autores, cerca de 8 detonações foram feitas com o mesmo

número de furos, na mesma bancada. Em metade dos furos foi realizada a técnica de “air-deck”

e na outra metade não. No final do teste foi constatado que nos furos onde foi aplicado o

procedimento a razão de carregamento aumentou, houve melhora na fragmentação e uma

redução de 15-20% no consumo de explosivos.

Thote e Singh (1999) apud Melnikov et al. (1979) recomendam que o comprimento total

do air-gap individual seja calculado pela Equação 41.

𝑙𝑎𝑔 = (8 − 12). 𝐷𝑎 (41)

Onde:𝑙𝑎𝑔 = comprimento individual do air-gap

𝐷𝑎 = diâmetro da carga explosiva

A fórmula do comprimento total do air-gap é dada pela Equação 42.

∑ 𝑙𝑎𝑔 = (0,15 − 0,35). 𝐿𝑐 (42)

Onde:∑ 𝑙𝑎𝑔 = comprimento total do air-gap

𝐿𝑐 = comprimento da carga de explosivo

2.9. Desmonte Escultural

49

Segundo Jimeno et al. (1987), parte da energia criada na detonação para quebra e

deslocamento da rocha, em alguns casos a maior parte dessa energia, na verdade acaba

excedendo os limites da escavação, provocando a criação de planos de fraqueza, facilitando a

abertura de juntas e fendas, e deixando o maciço rochoso em um estado crítico.

Dentre as consequências negativas desse fenômeno, o autor cita:

Aumento nos custos de carregamento e transporte devido ao grande volume da

pilha de detritos

Aumento nos custos de concretagem para engenharia civil: túneis, hidrelétricas,

câmaras de estoque, fundações, muros, etc.

Risco de chocos nos taludes finais da detonação

Etc.

Para contornar esse problema e limitar o dano ao talude final, Wyllie e Mah (2004)

explicam que foi criada a detonação controlada, ou desmonte escultural, que tem como

princípio básico uma linha de furos paralelos, pouco espaçados e perfurados na face final com

uma carga menor de explosivo, que tem um diâmetro menor que o do furo.

De acordo com o mesmo autor, os três métodos básicos de detonação controlada são:

perfuração linear, pós-fissuramento e pré-fissuramento.

2.9.1. Perfuração Linear

Ricardo e Catalani (1977) relatam que esses foi o primeiro método criado para obtenção

de superfícies regulares. Consiste em realizar furos com um diâmetro menor do que o utilizado

no resto da detonação, pouco espaçados e não carregados com explosivo, no limite da

escavação. Essa série de furos forma uma superfície de plano de fraqueza preferencial, que é o

próprio plano em que os furos estão contidos, por isso quando a detonação é realizada, forma-

se uma parede regular nesse local. O diâmetro do furo deve ser de 2” ou 3” no máximo. O

espaçamento entre os furos é de duas a quatro vezes o diâmetro de perfuração.

Os autores citam que a profundidade do furo para este método não deve ultrapassar os

9 metros. A coluna de furos mais próxima a do método deve possuir um espaçamento

correspondente a 75% do utilizado no resto da detonação e um afastamento correspondente de

50 a 75% do utilizado no resto da detonação. A carga de explosivo nessa coluna deve possuir

50

50% da carga explosiva encontrada nas demais colunas. Além disso, é recomendado que as

duas últimas colunas de furos mais próximas à linha de perfuração do método sejam detonadas

após a detonação do miolo.

Por fim, Ricardo e Catalani (1977), revelam que o método é mais indicado para maciços

homogêneos, não sendo adequados para rochas que possuem planos de fraqueza, fraturas ou

veios. Devido à grande quantidade de furos, o método é considerado pouco econômico.

Figura 13: Exemplo do uso da técnica de perfuração linear (www.mslpc.com.br)

2.9.2. Pós-fissuramento ou detonação amortecida

Segundo Wyllie e Mah (2004), a técnica de pós-fissuramento é uma das mais utilizadas.

Nesse método a linha de furos que limita a escavação é detonada por último, depois da

detonação do núcleo.

De acordo com o autor, o método pode ser aplicado para furos entre 8 e 10 metros. Os

explosivos utilizados são menores que os do resto da escavação, gerando uma razão diâmetro

do furo por diâmetro do explosivo maior que 2, e devem ficar espaçados uns dos outros dentro

51

do furo, através da sua fixação com fita adesiva ao cordel detonante. Para o cálculo da carga de

explosivo por metro a ser utilizado sem causar dano a parede final do talude, utiliza-se a

Equação 42.

𝑙𝑒𝑥 =𝑑ℎ

2

12,100 (42)

Onde: 𝑙𝑒𝑥 = carga de explosivo por metro(kg/m)

𝑑ℎ = diâmetro do furo(mm)

Com relação ao tampão, espaçamento e afastamento, os mesmos autores explicam que

o tampão para furos maiores do que 4” deve ficar entre 0,6-1,0m. O espaçamento para esse

método é calculado pela Equação 43.

𝐸 ≈ 16. 𝐷 (43)

Onde: D = diâmetro do furo

Ricardo e Catalani (1977) sugerem a Tabela 11.

Tabela 11: Tabela de espaçamentos em função do diâmetro do furo

Diâmetro do

furo(mm)

Espaçamento(m) Explosivo(kg/m)

50-62 0,90 0,120-0,370

75-88 1,20 0,200-0,750

100-112 1,50 0,370-1,100

125-137 1,80 1,100-1,500

150-162 2,10 1,500-2,200


Para o afastamento, Wyllie e Mah (2004) sugerem a Equação 44.

𝐴 ≥ 1,3. 𝐷 (44)

Onde: D = diâmetro do furo

Ricardo e Catalani(1977), por outro lado, indicam a Tabela 12.

52

Tabela 12: Tabela de afastamentos em função do diâmetro do furo

Diâmetro do

furo(mm)

Afastamento(m) Explosivo(kg/m)

50-62 1,20 0,120-0,370

75-88 1,50 0,200-0,750

100-112 1,80 0,370-1,100

125-137 2,10 1,100-1,500

150-162 2,70 1,500-2,200


2.9.3. Pré-fissuramento

Silva (2014) revela que a técnica de pré-fissuramento, ou pré-corte, consiste na

perfuração de furos em um mesmo plano, no limite da onde se quer escavar. Esses furos são

carregados com cargas menores de explosivo e são detonados antes do núcleo. Esse método

cria um plano de fraturas capazes de dissipar a expansão dos gases vindos da escavação

principal.

De acordo com o autor, a técnica pode ser aplicada utilizando como base as Equações

45, 46, 47 e 48.

𝐸 = 10 − 12. 𝐷 (45)

Onde: E = espaçamento(m)

D = diâmetro do fruo

𝑇 = 0,6 − 1,0𝑚 (46)

Onde: T = tampão(m)

𝐴 = 15 − 20. 𝐷 (47)

Onde: A = afastamento(m)

D = diâmetro do furo(m)

𝐷𝑅 =𝑑

𝐷= 0,4 − 0,6 (48)

Onde: DR = raio de desacoplamento

d = diâmetro do explosivo

D = diâmetro da perfuração

E Tabela 13.

53

Tabela 13: Tabela de espaçamentos e razões lineares em função do diâmetro do furo

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

32 0,25-0,45 90

38 0,30-0,50 130

45 0,30-0,50 180

51 0,50-0,70 230

64 0,60-0,80 350

76 0,60-0,90 500

89 0,70-1,00 690

102 0,80-1,20 900

127 1,00-1,50 1400

152 1,20-1,80 2000

200 1,50-2,10 3000

Fonte: Silva(2014)

Por fim, Silva (2014), enfatiza que da mesma forma que na técnica de pós-fissuramento,

na de pré-fissuramento, a linha de furos mais próxima da do método deve reduzir em 50% a

carga de explosivos geralmente utilizada no restante dos furos. Além disso, o êxito, não só dessa

técnica como também das outras citadas, pode ser constatada pela presença de “meias canas”

nas paredes do talude final.

54

3. ESTUDO DE CASO

3.1. Informações do Local do Desmonte

A cidade de Mato Verde está localizada no Norte de Minas Gerais, a 550 metros de

altitude. Possui clima quente e seco, com temperaturas variando entre 20°C e 30°C em média.

O projeto de ampliação da barragem do Rio Viamão, retratada na Figura 14, que

pertence ao município, prevê a elevação da altura da barragem dos atuais 12 metros, à época,

para 35 metros, o que permitirá o acúmulo de mais água durante o período chuvoso e o

abastecimento de toda a população. Esta fica localizada na região rural do munícipio, a

aproximadamente 10 quilômetros da área urbana.

Figura 14: Barragem de Viamão (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

Os desmontes analisados neste trabalho foram realizados para a criação do vertedouro

da barragem, que é por onde o excesso de água escoa em uma eventual cheia. A litologia

presente no local do desmonte é o granito.

3.2. Operações Mineiras

A construção do vertedouro envolveu o desmonte de rocha com o uso de explosivos e

para isso foram realizadas duas detonações. A primeira bancada possuía altura média de 2,5 m

e a segunda de 11,3 m.

55

Nos dois desmontes foi utilizada uma perfuratriz rotativa PW5000 que possuía bits de

perfuração de 2.5”, conforme Figura 15.

Figura 15: Perfuratriz rotativa PW5000 (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

Os parâmetros do plano de fogo, tais como afastamento, espaçamento, tampão,

profundidade do furo, razão de carregamento, etc., referente ao primeiro desmonte se encontram

na Tabela 14.

Tabela 14: Parâmetros do Plano de Fogo 1

Parâmetros Valores

Afastamento 1,00 m

Espaçamento 2,00 m

Altura do banco 2,50 m

Densidade da rocha 2,60 kg/m³

Razão de carga 0,55 kg/m³

Inclinação dos furos 7°

Sub-furação 0,30 m

Densidade do explosivo 1,15 kg/m³

Total gasto de explosivo 550 kg

Carga máxima de espera <= 25 kg

Total gasto de cordel detonante NP10 1000 m

Valor aproximado de M³ desmontados 840 m³

Número de peças de espoleta de retardo 37 pçs

Número de peças de espoletopim 2 pçs

Fonte: Destroy Desmontes Técnicos (2015)

56

Os parâmetros do plano de fogo do segundo desmonte realizado se encontram na Tabela

15.

Tabela 15: Parâmetros do Plano de Fogo 2

Parâmetros Valores

Afastamento 1,50 m

Espaçamento 2,50 m

Altura do banco 11,30 m

Densidade da rocha 2,60 kg/m³

Razão de carga 0,430 kg/m³

Inclinação dos furos 7°

Sub-furação 0,50 m

Densidade do explosivo 1,15 kg/m³

Total gasto de explosivo 1750 kg

Carga máxima de espera <= 75 kg

Total gasto de cordel detonante NP10 2000 m

Valor aproximado de M³ desmontados 4025,63 m³

Número de peças de espoleta de retardo 28 pçs

Número de peças de espoletopim 2 pçs

Fonte: Destroy Desmontes Técnicos (2015)

O explosivo utilizado nas duas detonações é do tipo emulsão encartuchada. Conforme

mostrado na Figura 16.

Figura 16: Emulsão encartuchada (Destroy Desmonte Técnicos, 2015)

57

Foram utilizados nesses desmontes os seguintes acessórios: estopim de segurança

(espoletopim de 1,20 m) conforme mostrado na Figura 17, peças de retardos de 17 ms, 25 ms e

42 ms conforme mostrado nas Figuras 18 e 19 e cordel detonante NP10, conforme Figura 20.

Figura 17: Espoletopim (Destroy Desmontes Técnico,2015)

Figura 18: Peças de retardo (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

58

Figura 19: Peças de retardo (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

Figura 20: Cordel detonante (Destroy Desmontes Técnicos)

A primeira ação a ser realizada no desmonte de rochas é o decapeamento da área do

desmonte, que consiste na retirada do material solto que fica sobreposto à rocha que

efetivamente será desmontada. Em seguida, a equipe de topografia faz a marcação da malha

59

(afastamento, espaçamento e profundidade) de acordo com o plano de perfuração estabelecido,

Figura 21 e Figura 22.

Figura 21: Plano de Perfuração do Fogo 1 (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

60

Figura 22: Plano de Perfuração do Fogo 2 (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

Logo após, a equipe responsável realiza as perfurações de acordo com a marcação

estabelecida, na inclinação e diâmetros adequados, conforme mostra a Figura 23.

61

Figura 23: Perfuratriz rotativa em operação (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

Assim que cada furo é realizado, ele é tamponado com lonas para evitar que detritos

caiam dentro do mesmo e o obstruam, conforme Figura 24.

Figura 24: Furo tamponado com lona (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

Após o término da perfuração, é realizado o pedido de compra dos explosivos e

acessórios. Estando os mesmos disponíveis, ocorre o carregamento do explosivo e do cordel

62

detonante nos furos e o respectivo tamponamento, de acordo com o plano de fogo estabelecido,

conforme retratado na Figura 25 e Figura 26.

Figura 25: Plano de fogo 1 (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

63

Figura 26: Plano de Fogo 2 (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

Então é estabelecido o plano de amarração, que consiste na sequência em que o fogo será

detonado, onde serão utilizados cordel detonante, retardos e os tempos de retardos necessários, conforme

Figura 27 e Figura 28.

64

Figura 27: Esquema de Amarração e Perfuração do Fogo 1 (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

65

Figura 28: Esquema de Furação e Amarração do Fogo 2 (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

As Figuras 29 e 30 mostram parte do esquema de amarração.

66

Figura 29: Esquema de amarração (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

Figura 30: Esquema de amarração (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

Por fim, a área da detonação é evacuada em um raio de 500 metros para pessoas e

equipamentos e a detonação é efetuada. A área do desmonte só será visitada novamente

passados 10 minutos após a detonação, para verificação de eventuais falhas ou cortes no

67

esquema de amarração. As Figuras 31 e 32 retratam a aparência das pilhas de rochas

desmontadas na primeira e segunda detonações, respectivamente.

Figura 31: Pilha de rochas desmontadas na primeira detonação (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

Figura 32: Pilha de rochas desmontadas na segunda detonação (Destroy Desmontes Técnicos, 2015)

68

4. DESENVOLVIMENTO

Uma análise visual das duas pilhas desmontadas constatou um grande número de

matacões nas mesmas, o que se mostrou um empecilho ao desenvolvimento das atividades, pois

as rochas do desmonte serão transportadas até um britador móvel com abertura de 0,70 m por

0,90 m e britadas até tamanhos de 0,03 m a 0,08 m. Com esse entendimento foi realizada essa

proposta de trabalho que visa a análise do desmonte, ressaltando os pontos positivos e a criação

de alternativas aos pontos negativos, com o intuito de melhorar a fragmentação das rochas dos

desmontes, diminuindo o uso da escavadeira (com martelo hidráulico), que era responsável pela

quebra dos matacões (Figura 33) e, consequentemente, reduzindo os custos com desmontes

secundários.

Para isso foi seguida uma linha de raciocínio baseada em fórmulas propostas por Silva

(2014), em sua maioria. A seguir encontram-se os cálculos, os novos valores para os parâmetros

do plano de fogo e os novos planos de fogo.

4.1. Desmonte de Rochas

Figura 33: Escavadeira PC350 com martelo hidráulico adaptado em operação (Destroy

Desmontes Técnicos, 2015)

69

4.1.1. Malha de perfuração

A malha de perfuração adotada no primeiro e no segundo fogo realizados no vertedouro

da barragem foi do tipo triangular, por isso decidiu-se em manter a mesma malha, uma vez que

ela é a que possui melhor fragmentação.

4.1.2. Tipo de explosivo

O tipo de explosivo utilizado pela empresa no primeiro desmonte realizado foi do tipo

emulsão encartuchada na carga de coluna e de fundo. Porém, para se limitar a vibração do

terreno, decidiu-se pela utilização de emulsão encartuchada apenas na carga de fundo, deixando

a carga de coluna preenchida com ANFO, que possui velocidade de detonação menor.

4.1.3. Acessórios

Os desmontes realizados utilizaram retardos com tempos de 17, 25 e 42 ms, alternados

entre si. No entanto, através das fórmulas consultadas, optou-se pela modificação dos tempos

desses retardos, fazendo-se uso dos tempos sugeridos pela Equações 4 e 5.

Primeiro desmonte:

O tempo de retardo entre linhas foi estabelecido pela Equação 4.

𝑇𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑒 𝑟𝑒𝑡𝑎𝑟𝑑𝑜 𝑒𝑛𝑡𝑟𝑒 𝑙𝑖𝑛ℎ𝑎𝑠 ≈ (10 − 13). 𝐴 = 13.1,5 ≈ 20 𝑚𝑠

O tempo de retardo entre furos foi estabelecido pela Equação 5.

𝑇𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑒 𝑟𝑒𝑡𝑎𝑟𝑑𝑜 𝑒𝑛𝑡𝑟𝑒 𝑓𝑢𝑟𝑜𝑠 ≈ 𝐾. 𝐸 = 6.1,8 ≈ 11 𝑚𝑠

Segundo desmonte:

O tempo de retardo entre linhas foi estabelecido pela Equação 4.

𝑇𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑒 𝑟𝑒𝑡𝑎𝑟𝑑𝑜 𝑒𝑛𝑡𝑟𝑒 𝑙𝑖𝑛ℎ𝑎𝑠 ≈ (10 − 13). 𝐴 = 13.1,5 ≈ 20 𝑚𝑠

O tempo de retardo entre furos foi estabelecido pela Equação 5.

70

𝑇𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑑𝑒 𝑟𝑒𝑡𝑎𝑟𝑑𝑜 𝑒𝑛𝑡𝑟𝑒 𝑓𝑢𝑟𝑜𝑠 ≈ 𝐾. 𝐸 = 6.2,1 ≈ 13 𝑚𝑠

Além disso, preferiu-se também pela utilização de sistema de iniciação não elétrico ao

invés do cordel detonante na parte central do desmonte para evitar ultra lançamentos e ruídos

sonoros. O sistema de iniciação não elétrico é uma linha silenciosa que possui em sua

extremidade uma espoleta iniciadora. Essa espoleta deve possuir um tempo de retardo que seja

superior à soma dos tempos de retardo da superfície, para evitar cortes nas linhas da detonação.

Sendo assim, como foram utilizados 21 retardos de 25 ms, temos que o tempo de retardo da

espoleta deve ser de no mínimo 525 ms para o primeiro desmonte. Já no segundo foram

utilizados 21 retardos de 25 ms e 38 retardos de 17 ms, então temos que o tempo de retardo da

espoleta deve ser de no mínimo 1175 ms.

4.1.4. Carga máxima de espera

A barragem se encontrava a 200 metros do local das duas detonações, utilizando valores

de segurança propostos por Jimeno et al. (1987), chegou-se aos seguintes valores:

A carga máxima de espera foi calculada pela Equação 9.

𝐷𝑅 =𝐷𝑆

√𝑄= 24,50 =

200

√𝑄=> 𝑄 = 66,64 𝑘𝑔

4.1.5. Sequência de detonação

A sequência de detonação utilizada nos dois desmontes consistia na detonação de linha

a linha em uma mesma direção e com um certo tempo de retardo entre elas. Para aumentar a

fragmentação da rocha decidiu-se pela sequência de detonação em V, que lança os fragmentos

de rochas uns contra os outros, diminuindo o seu tamanho.

4.1.6. Afastamento

Para o cálculo do afastamento foi utilizada a Equação 12.

Primeiro desmonte:

71

𝐴 = 0,0123 [2. (𝜌𝑒

𝜌𝑟) + 1,5] . 𝑑𝑒 = 0,0123 [2. (

1,15

2,60) + 1,5] . 50,8 = 1,5 𝑚

Segundo desmonte:

𝐴 = 0,0123 [2. (𝜌𝑒

𝜌𝑟) + 1,5] . 𝑑𝑒 = 0,0123 [2. (

1,15

2,60) + 1,5] . 50,8 = 1,5 𝑚

4.1.7. Espaçamento

Primeiro desmonte:

Para o cálculo do espaçamento utilizou-se a Equação 20.

𝐻𝑏

𝐴=

2,5

1,5= 1,67 < 4

𝐸 = 0,33(𝐻𝑏 + 2𝐴) = 0,33(2,5 + 2.1,5) = 1,8 𝑚

Segundo desmonte:

Para o cálculo do espaçamento foi utilizada a Equação 19.

𝐻𝑏

𝐴=

11,3

1,5= 7,53 > 4

𝐸 = 1,4. 𝐴 = 1,4.1,5 = 2,1 𝑚

4.1.8. Subfuração

Para o cálculo da subfuração foi utilizada a Equação 24.

Primeiro desmonte:

𝑆 = 0,3. 𝐴 = 0,3.1,5 = 0,45 𝑚

Segundo desmonte:

72

𝑆 = 0,3. 𝐴 = 0,3.1,5 = 0,45 𝑚

4.1.9. Profundidade do furo

Para o cálculo da profundidade do furo foi utilizada a Equação 28.

Primeiro desmonte:

𝐻𝑓 =𝐻𝑏

cos 𝛼+ (1 −

𝛼

100) . 𝑆 =

2,5

cos 7+ (1 −

7

100) . 0,45 = 2,9 𝑚

Segundo desmonte:

𝐻𝑓 =𝐻𝑏

cos 𝛼+ (1 −

𝛼

100) . 𝑆 =

11,3

cos 7+ (1 −

7

100) . 0,45 = 11,80 𝑚

4.1.10. Tampão

Nos dois desmontes realizados no vertedouro da barragem foram utilizados detritos de

perfuração como material de enchimento para o tampão, o que Silva (2014) desaconselha. Para

o autor, devem ser utilizadas britas com cerca de 0,05 vezes o diâmetro do furo.

Para o cálculo do tampão foi utilizada a Equação 29.

Primeiro desmonte:

𝑇 = 0,7. 𝐴 = 0,7.1,5 = 1,0 𝑚

Segundo desmonte:

𝑇 = 0,7. 𝐴 = 0,7.1,5 = 1,0 𝑚

4.1.11. Carga de coluna e Carga de fundo

Nos dois fogos realizados no vertedouro da barragem foram utilizadas emulsões

encartuchadas como carga de fundo e como carga de coluna. Baseando-se na teoria consultada

73

porém, preferiu-se o uso de emulsão encartuchada apenas na carga de fundo, deixando para a

carga de coluna o explosivo do tipo ANFO.

Para o cálculo da altura da carga de fundo foi utilizada a Equação 32.

Primeiro desmonte:

𝐻𝐶𝐹 = 0,3. (𝐻𝑓 − 𝑇) = 0,3. (2,9 − 1,0) = 0,6 𝑚

Segundo desmonte:

𝐻𝐶𝐹 = 0,3. (𝐻𝑓 − 𝑇) = 0,3. (11,80 − 1,0) = 3,20 𝑚

Para o cálculo da altura da carga de coluna foi utilizada a Equação 34.

Primeiro desmonte:

𝐻𝐶𝐶 = 𝐻𝐶 − 𝐻𝐶𝐹 = 1,9 − 0,6 = 1,3 𝑚

Segundo desmonte:

𝐻𝐶𝐶 = 𝐻𝐶 − 𝐻𝐶𝐹 = 10,8 − 3,24 = 7,60 𝑚

4.1.12. Diâmetro do furo

O diâmetro do furo foi calculado pela Equação 36.

Primeiro e Segundo desmontes:

𝑑𝑒𝑥 ≈𝐴.1000

(24𝛾𝑒𝑥

𝛾𝑟⁄ )+18

=1,5.1000

(24.1,15

2,6)+18

= 52𝑚𝑚

4.1.13. Razão de Carregamento

A Razão de carregamento foi calculada pela Equação 37.

74

Primeiro desmonte:

𝑅𝐶 =𝐶𝑇

𝑉=

(0,80+2,24)

6,75= 0,45 𝑘𝑔/𝑚³

Segundo desmonte:

𝑅𝐶 =𝐶𝑇

𝑉=

(4,30+13,10)

35,60= 0,49 𝑘𝑔/𝑚³

De acordo com o gráfico da Figura 12 proposto por Langerfors e Kihlstrom (1973), é

possível observar que o tamanho médio do matacão para o afastamento e razão de carregamento

obtidos fica por volta de 0,5 metros para os dois desmontes.

4.1.14. Desmonte Escultural

Optou-se pela técnica de desmonte escultural conhecida como pré-fissuramento para os

dois desmontes pois, ao ser realizada, ela faz um corte na rocha e cria um vazio nas laterais do

desmonte, diminuindo a vibração no terreno.

Para o cálculo das variáveis do pré-corte foram utilizadas as Equações 45, 46 e 47.

Espaçamento

𝐸 = 10. 𝐷 = 10.0,05 = 0,5 𝑚

Tampão

𝑇 = 0,6𝑚

Afastamento

𝐴 = 20. 𝐷 = 20.0,05 = 1,00 𝑚

A razão linear do pré-corte foi estabelecida em 230 gramas de explosivo por metro.

75

A seguir encontram-se o plano de perfuração (Figura 34), plano de fogo (Figura 35) e

esquema de amarração e perfuração (Figura 36) com as devidas alterações para a execução do

primeiro desmonte.

Figura 34: Plano de Perfuração desenvolvido para o primeiro desmonte

76

Figura 35: Plano de Fogo desenvolvido para o primeiro desmonte

77

Figura 36: Esquema de Furação e Amarração desenvolvido para o primeiro desmonte

A seguir encontram-se o plano de perfuração (Figura 37), plano de fogo (Figura 38) e

esquema de amarração e perfuração (Figura 39) com as devidas alterações para a execução do

segundo desmonte.

78

Figura 37: Plano de perfuração desenvolvido para o segundo desmonte

79

Figura 38: Plano de fogo desenvolvido para o segundo desmonte

Figura 39: Esquema de furação e amarração desenvolvido para o segundo desmonte

80

5. RESULTADOS E DISCUSSÃO

A seguir é realizada uma comparação entre os valores efetivamente utilizados no

desmonte e os valores teóricos encontrados, respectivamente, ressaltando-se qual deve ser

utilizado para a otimização do fogo e as respectivas razões da escolha.

5.1. Comparação Teoria vs Prática (Desmonte de Rochas)

5.1.1. Malha de perfuração


Malha utilizada: Triangular

Malha teórica escolhida: Triangular

No caso da malha de perfuração, tanto a malha efetivamente utilizada, quanto a malha

teórica escolhida foi a mesma (triangular), pois a pequena distância entre furos nesse tipo de

malha melhora a fragmentação do maciço rochoso.

5.1.2. Tipo de explosivo


Explosivo utilizado: Emulsão encartuchada

Explosivo escolhido baseado em teoria: Emulsão encartuchada na carga de fundo e

ANFO na carga de coluna

Optou-se pela utilização de emulsão e ANFO pois a velocidade do ANFO é menor que

a da emulsão, portanto a vibração é menor, além disso, seu custo é menor em relação a emulsão.

5.1.3. Acessórios

Primeiro desmonte:

81

Acessórios utilizados na detonação: espoletopim, cordel detonante, retardos de

superfície de 17 ms, 25 ms e 42 ms

Acessórios escolhidos baseados em teoria: espoletopim, brinel com espoleta de 525 ms,

retardos de superfície de 25 ms

Segundo desmonte:

Acessórios utilizados na detonação: espoletopim, cordel detonante, retardos de

superfície de 17 ms, 25 ms e 42 ms

Acessórios escolhidos baseado em teoria: espoletopim, brinel com espoleta de 1175 ms,

retardos de superfície de 25 ms e 17 ms.

O uso do sistema de iniciação não elétrico no lugar do cordel detonante diminui os

ruídos sonoros e melhora a efetividade do fogo, uma vez que a detonação começa na parte de

baixo do furo, preservando o tampão até o último instante. A diminuição do tempo de retardo

diminui a chance de cortes na detonação.

5.1.4. Carga máxima de espera

Primeiro desmonte:

Carga máxima de espera efetivamente utilizada na detonação: Q = 25 kg

Carga máxima de espera calculada pela teoria: Q = 66,64 kg

Segundo desmonte:

Carga máxima de espera efetivamente utilizada na detonação: Q = 75 kg

Carga máxima de espera calculada pela teoria: Q = 66,64 kg

No caso do primeiro desmonte, tanto a carga de espera efetivamente observada na

detonação quanto a encontrada no novo plano feito, devido a configuração da sequência de

detonação, são menores que os dois valores calculados, não causando interferência no

desmonte. No caso do segundo desmonte, decidiu-se pela utilização da carga máxima de espera

82

calculada em teoria (Q = 66,64 kg), pois seu valor é menor e consequentemente também é a

vibração da rocha. Com base nisso foi necessária a utilização de alguns retardos entre furos na

mesma linha.

5.1.5. Sequência de detonação


Sequência de detonação efetivamente utilizada: detonação linha a linha

Sequência de detonação encontrada na teoria: detonação em V

Optou-se pela sequência de detonação em V, pois esta, ao ser acionada, leva fragmentos

de rocha de encontro uns aos outros, aumentando a fragmentação.

5.1.6. Afastamento

Primeiro desmonte:

Afastamento utilizado no desmonte: A = 1,00 m

Afastamento calculado com base em teoria: A = 1,50 m

Segundo desmonte:

Afastamento utilizado no desmonte: A = 1,50 m

Afastamento calculado com base em teoria: A = 1,50 m

5.1.7. Espaçamento

Primeiro desmonte:

Espaçamento utilizado no desmonte: E = 2,00 m

Espaçamento calculado com base na teoria: E = 1,80 m

Segundo desmonte:

83

Espaçamento utilizado no desmonte: E = 2,50 m

Espaçamento calculado com base na teoria: E = 2,10 m

Decidiu-se pela escolha da malha anteriormente utilizada (A = 1,00 m e E = 2,00 m) no

primeiro desmonte, pois ela abrange um volume menor e aumenta o grau de fragmentação do

maciço rochoso. Já no caso do segundo desmonte, decidiu-se pela escolha da malha encontrada

em teoria (A = 1,50 m e E = 2,10 m), pois ela abrange um volume menor e aumenta o grau de

fragmentação do maciço rochoso.

5.1.8. Subfuração

Primeiro desmonte:

Subfuração utilizada no desmonte: S = 0,30 m

Subfuração calculada com base na teoria: S = 0,45 m

Segundo desmonte:

Subfuração utilizada no desmonte: S = 0,50 m

Subfuração calculada com base na teoria: S = 0,45 m

Escolheu-se a subfuração de menor valor (S = 0,30 m), no primeiro desmonte, pois é a

indicada para o tipo de afastamento utilizado. Assim como no segundo desmonte, escolheu-se

a subfuração de menor valor (S = 0,45 m) pois é a indicada para o tipo de afastamento utilizado.

5.1.9. Profundidade do furo

Primeiro desmonte:

Profundidade do furo do desmonte: Hf = 2,80 m

Profundidade do furo calculada com base em teoria: Hf = 2,90 m

84

Segundo desmonte:

Profundidade do furo do desmonte: Hf = 11,85 m

Profundidade do furo calculada com base em teoria: Hf = 11,80 m

Seguindo a linha de raciocínio apresentada até aqui, a profundidade do furo é de 2,80m

para o primeiro desmonte e de 11,80 m para o segundo.

5.1.10. Tampão

Primeiro desmonte:

Tampão efetivamente utilizado no desmonte: T = 0,85 m

Tampão calculado com base na teoria: T = 1,00 m

Segundo desmonte:

Tampão efetivamente utilizado no desmonte: T = 3,50 m

Tampão calculado com base na teoria: T = 1,00 m

No caso do primeiro desmonte, optou-se pela escolha do tampão utilizado no desmonte

(T = 0,85 m) por questões de segurança, visto que, para a malha utilizada, seria adequado um

tampão de 0,7 m de acordo com a fórmula. Além disso, deve-se fazer uso da brita no lugar dos

detritos de perfuração como material de tamponamento para evitar ultralançamentos. Já no

segundo, optou-se pela escolha do valor de tampão encontrado em teoria (T = 1,00 m), pois

valores de tampão de grande metragem tendem a gerar matacões na parte superior do desmonte.

5.1.11. Carga de coluna e carga de fundo

Primeiro desmonte:

Carga de coluna e carga de fundo utilizados no desmonte: Emulsão encartuchada para

as duas.

85

Carga de coluna e carga de fundo utilizadas com base em teoria: ANFO como carga de

coluna (1,3 m) e emulsão encartuchada como carga de fundo (0,6 m)

Segundo desmonte:

Carga de coluna e carga de fundo utilizados no desmonte: Emulsão encartuchada para

as duas.

Carga de coluna e carga de fundo utilizadas com base em teoria: ANFO como carga de

coluna (7,60 m) e emulsão encartuchada como carga de fundo (3,20 m)

Escolheu-se utilizar ANFO como carga de coluna e emulsão como carga de fundo, nos

dois desmontes, como explicado anteriormente, para diminuir a vibração.

5.1.12. Diâmetro do furo


Diâmetro do furo utilizado no desmonte: D = 2,5”

Diâmetro do furo calculado com base em teoria: D = 2,0”

Decidiu-se pela manutenção do diâmetro do furo (D = 2,5”) nos dois desmontes, pois

sua diminuição acarretaria em prejuízos à fragmentação.

5.1.13. Razão de carregamento

Primeiro desmonte:

Razão de carregamento utilizada no desmonte: RC = 0,55 kg/m³

Razão de carregamento calculada com base na teoria: RC = 0,45 kg/m³

Segundo desmonte:

Razão de carregamento utilizada no desmonte: RC = 0,43 kg/m³

Razão de carregamento calculada com base na teoria: RC = 0,49 kg/m³

86

Decidiu-se pelo uso da razão de carga originalmente utilizada no primeiro desmonte

(RC = 0,55 kg/m³) pois ela é maior e otimiza a fragmentação. Já no segundo desmonte, decidiu-

se pelo uso da razão de carga encontrada com base em teoria (RC = 0,49 kg/m³) pois ela é maior

e otimiza a fragmentação.

5.1.14. Desmonte escultural

Primeiro desmonte:

Desmonte escultural utilizado no desmonte: Pós-fissuramento (A = 1,00 m, E = 1,00 m)

Desmonte escultural escolhido com base em teoria: Pré-fissuramento (A= 1,00 m, E =

0,50 m)

Segundo desmonte:

Desmonte escultural utilizado no desmonte: Pós-fissuramento (A = 2,50 m, E = 1,00 m)

Desmonte escultural escolhido com base em teoria: Pré-fissuramento (A= 1,00 m, E =

0,50 m)

Preferiu-se pelo uso do pré-fissuramento nas duas detonações pois ele, ao cortar a rocha,

cria um vazio nas laterais do desmonte, diminuindo a passagem das ondas vibracionais, abrindo

espaço para o escape dos gases provenientes da detonação central.

87

6. CONCLUSÃO

De um modo geral, os dois desmontes realizados no município de Mato Verde – MG,

para a construção do vertedouro da barragem de Viamão, seguiram a mesma linha de raciocínio

e obtiveram pontos positivos e negativos.

Por um lado, a malha de perfuração, o afastamento, o espaçamento, a subfuração, a

profundidade do furo, o diâmetro do furo e a razão de carregamento quando não foram melhores

do que os propostos em teoria, ficaram muito próximos dos valores desejados.

Por outro lado, pode-se melhorar e muito, o resultado do desmonte, alterando os

seguintes parâmetros:

Tipo de explosivo

Acessórios

Carga máxima de espera

Sequência de detonação (esquema de amarração)

Tampão

Desmonte escultural

88

7. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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HOLMBERG, R.; Explosives & Blasting Technique. Praga- República Tcheca.2000;

JIMENO, C.L.; JIMENO, E.L.; CARCEDO, F.J.A.; Drilling and Blasting of Rocks. Nova

York. 2° Edição.1987;

MUTMANSKY, J.M.; HARTMAN, H.L.; Introductory Mining Engineering. 2° Edição.

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REIS, D.V; Apostila de Operações Mineiras. Universidade Federal de Ouro Preto.

Departamento de Engenharia de Minas.1979;

RICARDO, H.S.; CATALANI, G.; Manual Prático de Escavação (Terraplenagem e

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Preto. Departamento de Engenharia de Minas.2014;

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Departamento de Engenharia de Minas.1979;

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