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Curso: Engenharia de Minas
	Disciplina: Desenvolvimento Mineiro
	Data: 24/02/2016
	Turma: 
	Professor:  Renato Petter
	Nº Acadêmico: 
122006496-0
	Aluno: FELIPE THIAGO NERES DE SOUSA SENA
	
TRABALHO COMPLEMENTA WEB 02
MÉTODO HOLMBERG
De acordo com a pesquisa, este método pode ser considerado o princípio dos métodos de desmonte por explosivos atuais. Segundo este, para o uso dos diferentes explosivos, é fundamental dispor de uma base de comparação entre estes. Diversos métodos têm sido desenvolvidos para caracterizar a força de um explosivo. Alguns exemplos são a comparação dos valores dados pelos o cálculo da energia de explosão; teste da argamassa balística; o teste da capacidade detonante e outros. No entanto, a maioria desses métodos deve ser usado com cuidado ao afirmar a capacidade de quebra do explosivo no maciço rochoso. 
A melhor forma de classificar explosivos, seria mensurar a capacidade de ruptura da rocha em diferentes materiais rochosos com diferentes operações de explosão sob diversas condições de carga de explosivos. Abaixo segue a tabela demonstrando a força peso para alguns explosivos:
Tabela 1 – força peso para alguns explosivos 
Fonte: Holmberg, 1982
CÁLCULO DE CARGA E FORMATO PADRÃO DE PERFURAÇÃO
A detonação em mina subterrânea é uma operação muito mais complicado do a céu aberto, pois existe uma única superfície livre disponível para desmontar. Por causa da alta compressão haverá uma necessidade para uma carga muito mais elevada específica. A figura abaixa representa um bom guia que retrata o consumo explosivo em ambiente subterrâneo:
Figura 1 – carga específica como uma função da área do túnel.
Fonte: Holmberg, 1982
Para a escolha do corte mina subterrânea é fundamental levar em conta o tipo de equipamento disponível de perfuração, a largura do túnel, e o avanço desejado. Para simplificar os cálculos de carga, o autor dividir a face do túnel em cinco seções separadas, conforme a figura abaixo:
Figura 2 – diferentes seções do túnel.
Fonte: Holmberg, 1982
AVANÇO
O avanço é limitado pelo diâmetro do furo, para se ter boa economia exigem utilização máxima da profundidade do furo completo. Devido ficar muito expansivo, o avanço torna-se muito menos do que 95 da profundidade do furo, conforme a figura abaixo:
Figura 3 – profundidade do furo como uma função do diâmetro do orifício vazio para um corte de quatro secções.
Fonte: Holmberg, 1982
Para efeito de cálculo, o comprimento perfurado em metros pode-se utilizar a fórmula abaixo:
H = 0.15 + 34.1* Φ - 39.4* Φ ^2
I= 0,95 x H
Onde,
H = Comprimento Perfurado
Φ = Diâmetro de Furo Vazio
Vale ressaltar que está equação é válida para precisão de perfuração não superior a 2%. Outra questão, é que normalmente, são feitos dois furos em vez de um, no corte, caso o equipamento de perfuração não pode lidar com um diâmetro maior.
CARGA DO PRIMEIRO QUADRANTE
A distância entre o furo vazio e os furos na primeira quadrícula não deve ser superior a 1,7 vezes o diâmetro do furo vazio satisfatório. As condições de quebra do maciço irão depender de diversos fatores, tais como: o tipo de explosivo, estrutura da rocha, e a distância entre o furo carregada e o furo vazio.
Para este, não há nenhuma vantagem em utilizar uma carga maior do que 2 Φ, desde que o ângulo de abertura é demasiado pequena para a carga pesada. A deformação plástica seria o único efeito da explosão. Mesmo se a distância for menor que 2 Φ, uma excessiva concentração de carga poderia causar um mau funcionamento do corte devido ao impacto da rocha. Para efeito de cálculo pode adotar a formula abaixo:
Onde:
d = diâmetro de perfuração
V= maior distância entre furos
C = constante da rocha de 0,2 a 0,4 (granito 0,4)
SEGUNDO QUADRANTE E OUTROS EM DIANTE
Depois do primeiro quadrante calculado, uma nova geometria se aplica quando resolver os encargos para os pátios que se seguem. Se houver uma abertura retangular de largura B, a carga (V) é conhecida (Figura 4), a concentração de carga (I) em relação ao ANFO é dada pela equação abaixo:
Figura 4 – Geometria para explodir no sentido de uma face reto
Fonte: Holmberg, 1982
Para efeito de cálculo, poderá adotar a fórmula:
B = √2 * (V - F)
Onde: B, representa a abertura retangular depois da detonação
FURAÇÃO DE LEVANTE
A carga na furação dos levantes são em princípio, calculados com a mesma fórmula de banco de detonação. A altura do banco é simplesmente substituída pelo avanço, devido ao efeito da gravidade e para um maior intervalo de tempo entre os furos. A carga máxima pode ser encontrada usando a formula abaixo:
FUROS STOPING
O método de cálculo dos furos stoping em seções B e C (Figura 2) não difere muito do cálculo dos levantadores. Para furos stoping horizontalmente e para cima, na secção B um fator de fixação F de 1,45 e uma proporção de E/V é igual a 1,25. Já o fator de fixação para furos stoping quebram para baixo é reduzido para 1,2, e E/V deve ser 1,25. A concentração de carga da coluna para os dois tipos de furos stoping deve ser igual a 50% da concentração para a carga de fundo.
FUROS DE CONTORNO
Se for decapagem lisa, não é necessário a carga e o espaçamento dos furos do contorno, estes são calculados de acordo com os tirantes, com as seguintes exceções: 
1. Fixação factor F = 1,2;
2. Relação E/V deve ser 1,25; 
3. A concentração de carga para a carga da coluna é de 50% da concentração de carga inferior.
O teto e as paredes danificados pelo desmonte por explosivo muitas vezes precisam de uma quantidade excessiva de apoio. 
REFERENCIA: 
Holmberg, R. "Charge Calculations for Tunnelling," in Underground Mining Methods Handbook, Hustrulid, Ed. (SME of AIME, Denver, Colorado).1982. Disponivel em: <https://pt.scribd.com/doc/306287056/Charge-Calculations-for-Tunneling-HOLMBERG>. Acessado em 24 de abr. 2016.
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