POLITECNICO DI TORINO
I Facoltà di Ingegneria
Corso di laurea in Ingegneria per l’Ambiente e il Territorio
TESI DI LAUREA
Coltivazione delle pietre ornamentali mediante splitting dinamico: analisi di tre cave di gneiss
Piemontesi e relativi confronti.
Relatore:
Prof. Ing. Marilena CARDU
Candidato:
Valerio CRIVELLO
ANNO ACCADEMICO 2011/2012
Sessione di laurea: Luglio 2012
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
INDICE
1.
Premessa ........................................................................................................................................ 5
2.
La coltivazione delle pietre ornamentali ...................................................................................... 6
2.1.
Introduzione ............................................................................................................................ 6
2.2.
Tipologie estrattive e metodi di coltivazione .......................................................................... 9
2.2.1.
Cave a cielo aperto ......................................................................................................... 12
2.2.2.
Cave in sotterraneo ........................................................................................................ 17
2.3.
Tecnologie di taglio ............................................................................................................... 20
2.3.1.
Tagliatrice a catena dentata ............................................................................................ 23
2.3.2.
Tagliatrice a cinghia diamantata .................................................................................... 27
2.3.3.
Tagliatrice a filo diamantato .......................................................................................... 28
2.3.4.
Utilizzo di tagliatrici a catena, a filo e a cinghia nella coltivazione di rocce tenere ...... 34
2.3.5.
Tagliatrice a disco .......................................................................................................... 36
2.3.6.
Water-jet ........................................................................................................................ 36
2.3.7.
Perforazione ................................................................................................................... 39
2.3.8.
Perforazione continua (line drilling) .............................................................................. 42
2.3.9.
Perforazione e cunei o spaccarocce ............................................................................... 43
2.3.10.
2.4.
3.
Perforazione ed impiego di “agenti demolitori chimico-fisici” ................................. 43
Tecniche per il ribaltamento delle bancate ............................................................................ 44
2.4.1.
Cuscini divaricatori ........................................................................................................ 44
2.4.2.
Martinetti oleodinamici .................................................................................................. 45
2.5.
Tecniche di movimentazione ................................................................................................ 46
2.6.
Lavorazioni successive dei blocchi estratti ........................................................................... 47
2.6.1.
La segagione .................................................................................................................. 47
2.6.2.
Fiammatura .................................................................................................................... 48
2.6.3.
Bocciardatura ................................................................................................................. 49
2.6.4.
Spazzolatura ................................................................................................................... 49
2.6.5.
Lucidatura ...................................................................................................................... 49
2.6.6.
Idroscolpitura ................................................................................................................. 49
Splitting dinamico ....................................................................................................................... 50
3.1.
Descrizione del metodo ......................................................................................................... 50
3.2.
Criteri di dimensionamento delle volate ............................................................................... 50
3.3.
Esplosivi impiegati ................................................................................................................ 53
2
Politecnico di Torino
4.
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
3.4.
Applicazione del metodo ....................................................................................................... 54
3.5.
Vantaggi del metodo ............................................................................................................. 56
3.6.
Svantaggi del metodo ............................................................................................................ 56
Cava “Argentera” ....................................................................................................................... 57
4.1.
Inquadramento generale dell’area ......................................................................................... 57
4.2.
Morfologia dell’area .............................................................................................................. 57
4.3.
Caratteristiche petrografiche ed usi commerciali del materiale coltivato ............................. 58
4.4.
Progetto di coltivazione ......................................................................................................... 58
4.4.1.
Sviluppo della coltivazione mineraria ........................................................................... 58
4.4.2.
Intendimenti futuri ......................................................................................................... 62
4.4.3.
Produzioni previste dei lavori di estrazione ................................................................... 62
4.5.
Tecnica di abbattimento impiegata ....................................................................................... 64
4.5.1.
Premessa ........................................................................................................................ 64
4.5.2.
Modalità di distacco e taglio dei blocchi ....................................................................... 65
4.5.3.
Taglio con il filo diamantato .......................................................................................... 66
4.5.4.
Operazioni di scopertura ................................................................................................ 66
4.5.5.
Splateamento di una bancata con miccia detonante ....................................................... 68
4.5.6. Dimensionamento della volata per il taglio primario di una bancata di granito verde
argento con miccia detonante....................................................................................................... 69
4.5.7. Dimensionamento della volata per il taglio primario di una bancata di granito verde
argento con miccia detonante e polvere nera ............................................................................... 70
4.5.8. Dimensionamento della volata per il taglio secondario di una bancata di granito verde
argento ........................................................................................................................................ 71
4.5.9.
Dimensionamento di una mina ...................................................................................... 73
4.5.10.
Sistema di innesco ...................................................................................................... 74
4.5.11.
Quantitativi di esplosivo previsti................................................................................ 74
4.6.
Allegati .................................................................................................................................. 76
Cava “Ambrasse” ................................................................................................................................ 77
4.7.
Inquadramento generale dell’area ......................................................................................... 77
4.8.
Morfologia dell’area e uso del suolo ..................................................................................... 77
4.9.
Caratteristiche petrografiche e usi commerciali .................................................................... 77
4.10.
Progetto di coltivazione ..................................................................................................... 78
4.10.1.
Stato di avvio dell’ampliamento della coltivazione ................................................... 78
4.10.2.
Cubatura del giacimento............................................................................................. 79
4.10.3.
Metodo di coltivazione ............................................................................................... 80
3
Politecnico di Torino
5.
Valerio Crivello
4.10.4.
Ciclo produttivo e abbattimento del materiale ........................................................... 80
4.10.5.
Tecnica di abbattimento impiegata ............................................................................ 81
4.11.
Motivazioni tecniche sulle scelte operate e alternative all’opera ...................................... 83
4.12.
Allegati .............................................................................................................................. 84
Cava “Seccarezze” ...................................................................................................................... 85
5.1.
Inquadramento generale ........................................................................................................ 85
5.2.
Morfologia dell’area .............................................................................................................. 86
5.3.
Caratteristiche petrografiche e usi commerciali .................................................................... 87
5.4.
Progetto di coltivazione ......................................................................................................... 89
5.4.1.
Stato di avvio dell’ampliamento della coltivazione ....................................................... 89
5.4.2.
Prosecuzione dell’attività estrattiva ............................................................................... 89
5.4.3.
Metodo di coltivazione e tecnica di abbattimento impiegata......................................... 92
5.4.4.
Potenzialità produttive ................................................................................................. 100
5.4.5.
Stima dei volumi estraibili ........................................................................................... 102
5.4.6.
Gestione degli sfridi ..................................................................................................... 103
5.4.7.
Interferenze con la viabilità ......................................................................................... 104
5.5.
6.
TESI DI LAUREA
Allegati ................................................................................................................................ 105
Sintesi e confronto dei tre siti analizzati .................................................................................. 106
6.1.
Cava località “Argentera”, comune di Settimo Vittone (TO) ............................................. 106
6.2.
Cava località “Ambrasse”, comune di Luserna San Giovanni (TO) ................................... 107
6.3.
Cava località “Seccarezze”, comune di Luserna San Giovanni (TO) ................................. 108
6.4.
Confronto tra le cave ........................................................................................................... 109
7.
Conclusioni................................................................................................................................ 111
8.
Bibliografia................................................................................................................................ 112
4
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
1. Premessa
Il presente elaborato prende in esame tre cave di gneiss della provincia di Torino: la cava di
Argentera, che interessa un’area sita in sponda orografica sinistra del fiume Dora Baltea nel comune
di Settimo Vittone a nord di Torino, e le cave di Ambrasse e Seccarezze, entrambe situate in Val
Pellice nel comune di Luserna San Giovanni a sud-ovest di Torino.
I tre siti piemontesi sono stati inquadrati dal punto di vista geografico, geomorfologico e strutturale.
Si sono poi analizzate le caratteristiche e gli utilizzi della pietra estratta che nel caso dell’Argentera è
un Granito Verde Argento mentre negli altri due poli è la Pietra di Luserna, conosciuta e impiegata a
livello internazionale.
In particolare lo studio si occupa dei progetti di ampliamento delle tre cave: negli ultimi due anni
infatti sono stati esauriti i giacimenti di pertinenza delle precedenti autorizzazioni, quindi
l’intenzione attuale è quella di proseguire la coltivazione su un settore adiacente.
Nello specifico sono stati studiati e confrontati i metodi di coltivazione, i tempi di avanzamento dei
lavori, i quantitativi di esplosivo necessari, i volumi di roccia estratti finora e quelli previsti con
l’ampliamento delle rispettive aree con lo scopo di definire la tecnica e il relativo giacimento più
produttivi.
Una parte importante della tesi è stata destinata alle varie tecniche di coltivazione utilizzate nella
cave di pietre ornamentali italiane al fine di trovarne e capirne i vantaggi e i limiti, dal punto di vista
tecnico, produttivo ed economico.
Particolare attenzione è stata dedicata allo splitting dinamico che è il metodo maggiormente diffuso,
ed è anche quello impiegato nei tre poli visti.
5
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
2. La coltivazione delle pietre ornamentali
2.1. Introduzione
La gamma delle soluzioni tecniche sviluppate ed adottate per l’estrazione della roccia è molto vasta,
a causa dell’ampio spettro di tipologie di cave di pietra e della naturale differenziazione delle
caratteristiche fisiche dei materiali, che si possono riscontrare anche nell’ambito di una stessa area
geografica.
L’evoluzione delle tecnologie di cava è stata notevole negli ultimi anni, anche se, accanto a realtà
industriali modernamente meccanizzate, esistono situazioni ancora arretrate, dove spesso il mancato
adeguamento tecnico ha come risultati basse produttività, elevati impatti sull’ambiente e scarse
condizioni di sicurezza.
Per quanto riguarda il settore delle pietre ornamentali i fattori che hanno una diretta influenza
sull’impostazione e la gestione delle cave sono molteplici, e incidono contemporaneamente sulla
scelta dei metodi e delle tecnologie di coltivazione.
In primo luogo la posizione geografica del giacimento e la morfologia locale incidono sugli elementi
logistici dell’attività di cava, quali, ad esempio, i collegamenti con i centri di trasformazione o le vie
di comunicazione principali.
Le proprietà geometriche del giacimento, in relazione alla morfologia del territorio, condizionano
poi il tipo di cava ed in parte i metodi di coltivazione adottabili, determinando talvolta problematiche
tecniche e costi aggiuntivi per quanto concerne, ad esempio, l’accessibilità dei cantieri, la
localizzazione delle discariche e la gestione delle acque.
Le caratteristiche strutturali del giacimento e le proprietà fisico-meccaniche della roccia hanno
invece una grande rilevanza nella scelta del metodo e delle tecnologie di distacco, oltre che sulla
produttività generale dell’attività. Piani di scistosità o giaciture di stratificazione, a seconda della
genesi della roccia, possono condizionare il metodo di coltivazione in senso stretto, mentre la
fratturazione dell’ammasso incide sulla selezione delle tecnologie (insieme alla durezza ed abrasività
della roccia) e sull’orientazione e dimensione dei tagli.
Infine, la qualità dell’ammasso impone l’adozione di metodi e tecniche che permettano una buona
selettività, limitando la produzione di scarti.
È quindi evidente che le caratteristiche del giacimento incidono in modo determinante sulla scelta del
metodo di coltivazione e delle tecnologie di stacco adottabili; dalla combinazione di questi
dipendono la razionale organizzazione produttiva ed i valori di recupero e di resa della cava.
volume di
roccia estratto
volume di roccia
disponibile
(recupero minerario < 1)
·
volume di roccia
commerciabile
volume di
roccia estratto
=
volume di roccia
commerciabile
volume di roccia
disponibile
(resa di bancata < 1)
→
(rendimento << 1)
6
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Con il termine “recupero minerario” si intende il rapporto fra il volume di roccia estratto ed il
volume di materiale lapideo disponibile nella parte di giacimento in coltivazione; con il termine
“resa di bancata” o “resa di coltivazione” si indica invece il rapporto fra quantità utile
commerciale, ottenuta effettivamente nello stacco e nella riquadratura, e la quantità di roccia
originariamente staccata dal monte con la bancata.
Il prodotto dei due rapporti può essere considerato come “rendimento” della coltivazione di cava.
Ulteriori, non trascurabili, perdite di materiale sono poi, evidentemente, da ascriversi alle diverse fasi
della successiva lavorazione, quali la segagione in lastre di vario spessore, il ritaglio in elementi
modulari o su misura, ecc.
Un ridotto recupero minerario è solitamente dovuto, in cava, alla necessità di lasciare in posto
materiale potenzialmente utile ma che non può essere estratto, volendo garantire la stabilità
geotecnica, globale e locale, degli scavi, sia a giorno (es. pareti di scarpate) sia in sotterraneo (es.
pilastri e solette dei vuoti); soprattutto in quest’ultimo caso, la necessità di strutture in roccia che
garantiscano l’autoportanza dei cantieri, in gallerie ravvicinate e con diaframmi interposti, limita già
al 60% o poco più il recupero, in relazione evidentemente alla resistenza geomeccanica dei materiali
stessi ed alle entità dei carichi litostatici agenti (in pratica alla profondità di scavo).
Quanto alla resa di bancata, oltre che dalle condizioni geostrutturali e di alterazione della roccia, essa
dipende dalle modalità con le quali sono attuati lo stacco dal monte e poi la movimentazione dei
volumi, i tagli di riquadratura o gli spacchi per la produzione di elementi commerciali.
Figura 1 - Confronto tra diversi sistemi di
fratturazione, in riferimento all’influenza sulla
resa di coltivazione.
Non è esagerato affermare che la fratturazione della roccia è il
“nemico numero uno” delle cave di pietra ornamentale.
Tralasciando in questa sede gli importantissimi aspetti legati alla
stabilità dei fronti di cava, la presenza di sistemi di fratture,
insieme alla distribuzione spaziale delle caratteristiche
qualitative, determina infatti la possibilità di estrazione di
blocchi “sani” di grande dimensione, che è evidentemente il
principale obiettivo nella maggior parte delle cave di pietra
(Fig.1).
La resa di coltivazione ottenibile da una dato giacimento è
quindi un parametro particolarmente importante quando si
consideri l’apertura (o la riattivazione) di un sito di cava, ma la
sua determinazione non è semplice e soprattutto non può essere
certa.
I classici rilievi geostrutturali costituiscono la metodologia
d’indagine generalmente impiegata a questo scopo, anche se
consentono una buona valutazione della distribuzione delle
fratture solo nella zona corticale, portando usualmente a
sopravvalutare lo stato di fratturazione internamente
all’ammasso roccioso.
I rilievi geostrutturali trovano attualmente naturale integrazione nei sondaggi con recupero di carota,
in modo da verificare direttamente la situazione della fratturazione anche in profondità. Si tratta,
7
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
tuttavia, di una pratica costosa, e quindi il posizionamento ed il numero dei carotaggi deve essere
attentamente progettato, in modo da consentire un’efficace mappatura delle discontinuità.
Un’alternativa più economica al carotaggio è data dalla possibilità di “fotografare”, lungo tutta la
profondità, la superficie laterale di fori realizzati con normali macchine perforatrici. Immagini
digitali ad alta risoluzione del foro, riprese da speciali tele-acquisitori, possono fornire utili
informazioni sia sulla fratturazione in profondità (con l’esatta orientazione dei piani) sia sulle
caratteristiche ornamentali della roccia. Ispezioni di questo tipo hanno fornito buoni risultati, con
costi pari al 30-50% di quelli del tradizionale carotaggio.
I moderni metodi geofisici sono invece in grado di indagare in profondità lo stato di fratturazione di
una massa rocciosa, con un buon grado di definizione: i metodi sismici analizzano la propagazione di
onde elastiche dirette, rifratte o riflesse, mentre la tecnica di rilievo georadar o GPR (Ground Probing
Radar) si basa sulla valutazione del comportamento che le onde elettromagnetiche ad alta frequenza
manifestano al passaggio in materiali con differenti caratteristiche elettriche.
Nella tabella seguente si riportano, ad esempio, i limiti di indagine e la risoluzione ottenuta da rilievi
georadar in cave di pietra ornamentale:
Frequenza [MHz]
100
500
900
900
1000
Impiego
Rilievo su versanti
Rilievo su pilastri e
versanti
Rilievo su pilastri
Rilievo su blocchi
Rilievo su blocchi
Limite di indagine [m]
15-25
10-12
Risoluzione verticale [m]
0.5-1
0,2
5
3
1,5
centimetrica
centimetrica
centimetrica
Generalmente, i metodi geofisici richiedono tempi abbastanza lunghi per l’esecuzione delle misure e
l’interpretazione dei risultati, rivelandosi quindi strumenti utilissimi in fase di pianificazione (per
valutare, ad esempio, lo spessore dei materiali di copertura, la presenza di roccia alterata e la potenza
della roccia utile sfruttabile) mentre, anche a causa dei costi relativamente elevati, sono raramente
considerati applicabili (talvolta a torto) dagli imprenditori di cava, in fase di coltivazione.
Si è invece individuata una buona correlazione tra il rapporto della velocità delle onde sismiche
misurata in situ ed in laboratorio (dato di semplice e veloce determinazione) ed il grado di
fratturazione della roccia, il che ha consentito di ritenere questa metodologia atta a fornire, in modo
rapido ed economico, utili indicazioni per la stima della resa in blocchi di ammassi rocciosi coltivati
per l’estrazione di rocce ornamentali.
In sede di programmazione e gestione della attività, volendo mantenere come obiettivo principale
una valorizzazione integrale delle risorse lapidee, compatibile con le condizioni ambientali, appare
sempre più attuale e pertinente la ricerca delle condizioni nelle quali una crescente parte del
materiale estratto, riconosciuta non utilizzabile per i primari fini ornamentali, possa essere invece
utilmente impiegata come materia prima “seconda” in altri settori produttivi.
Le possibilità operative di cava sul giacimento di un dato materiale lapideo rimangono comunque
molteplici, potendosi oggi ricorrere a mezzi tecnici assai diversi, con differenti produttività sia in
termini quantitativi che qualitativi.
8
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
2.2. Tipologie estrattive e metodi di coltivazione
Le cave di pietra ornamentale possono assumere configurazioni decisamente variabili, a seconda
delle condizioni geo-giacimentologiche e morfologiche locali e delle specifiche esigenze produttive.
Risulta comunque utile inquadrare i caratteri specifici di ogni singola situazione di cava in una
classificazione più ampia, sicuramente necessaria per poter sviluppare considerazioni più generali
sulle problematiche dell’attività estrattiva della pietra.
La prima suddivisione possibile si riferisce al fatto che le rocce ornamentali possono essere coltivate
a giorno (a cielo aperto) o in sotterraneo (Tab.1).
In presenza di giacimenti affioranti o con scarse coperture sterili o alterate, lo sviluppo dell’attività a
giorno è evidentemente il più semplice ed immediato.
L’opzione sotterranea, imposta in passato soprattutto dalla non economicità della scopertura di alcuni
giacimenti, è oggi una scelta che può essere indotta e sostenuta da differenti situazioni operative.
Spesso infatti una coltivazione in sotterraneo si presenta come l’evoluzione di precedenti attività a
cielo aperto, e motivata da diversi presupposti: sfavorevoli condizioni morfologiche createsi per una
prosecuzione produttiva a giorno, necessità di una maggior selettività nella coltivazione e quindi
ricerca di una miglior resa produttiva, possibilità di ridurre gli impatti paesaggistici, ecc. Gli aspetti
“negativi” da considerare possono invece ricondursi, in sintesi, al maggior impegno economico
(sicuramente superiore, almeno nelle fasi iniziali) e tecnico (soprattutto il controllo delle condizioni
di stabilità dei vuoti).
Un’ulteriore distinzione prende in esame il contesto morfologico in cui la cava si inserisce,
considerando un ambito montano (aree caratterizzate da dislivelli piuttosto forti) ed uno di pianura
(aree con dislivelli comunque bassi).
Le coltivazioni di monte, interessando i rilievi, sono generalmente caratterizzate da un’accentuata
evidenza, a causa della posizione a quota maggiore rispetto al contesto circostante. Un’altra
peculiarità di questa tipologia di coltivazione è la generale difficoltà di accesso, che richiede la
costruzione di piste e strade di servizio, talvolta molto impegnative per la loro realizzazione e
solitamente impattanti dal punto di vista visivo. Così anche la ristrettezza degli spazi operativi e la
collocazione degli scarti di coltivazione rappresentano problemi facilmente riscontrabili in questa
tipologia di cave.
Tra le configurazioni possibili (pedemontana, a mezza costa e culminale) quella di culmine è oggi la
meno frequente, poiché molte Amministrazioni hanno posto forti ostacoli all’ottenimento di
autorizzazioni per questa tipologia che, intaccando direttamente i crinali dei rilievi, causa
modificazioni permanenti alla linea d’orizzonte, con impatti visivi notevoli e difficilmente mitigabili.
Per quanto riguarda le coltivazioni di pianura, si tratta evidentemente di scavi che, progressivamente,
interessano quote inferiori rispetto al piano campagna che delimita l’area in attività. Il principale
problema di questo tipo di coltivazione è la possibile interazione con le eventuali acque di falda. Se
l’eduzione di acque dal fondo dello scavo è comunque possibile durante la coltivazione, questa
diviene impensabile in fase di risistemazione della zona e di abbandono dell’attività estrattiva. È
peraltro indispensabile evitare ogni alterazione del regime delle acque sotterranee. Nel caso di
coltivazioni di pianura, l’impatto visivo è rilevante solo se il punto di osservazione è innalzato
9
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
rispetto alla quota del piano campagna, ma spesso risulta facilmente mitigabile con idonee quinte di
mascheramento (rilevati e quinte arboree).
pedemontane
(impostate al piede del rilievo)
di monte
a mezza costa
(sviluppate lungo il pendio)
Coltivazioni
a cielo aperto
sommitali o culminali
(impostate sulla sommità)
di pianura
Coltivazioni in sotterraneo
a fossa
(accesso con piste o rampe)
o a pozzo
(accesso con mezzi di sollevamento meccanici)
a grandi camere
a camere e pilastri
a camere e diaframmi
Tabella 1 - Rappresentazione schematica delle principali tipologie di cava di pietre ornamentali.
Le cave di pietra ornamentale - con le ovvie differenze dovute ad un ambiente a giorno o sotterraneo
e ad una collocazione di monte piuttosto che di pianura - presentano comunque alcuni elementi o
strutture comuni:
 fronti di scavo più o meno alti, di regola gradonati, sia per motivi di organizzazione del
lavoro nei singoli cantieri estrattivi, che per evidenti ragioni di protezione degli addetti e di
stabilità geomeccanica, in esercizio ed al termine delle coltivazioni;
 piazzali di movimentazione e prima lavorazione dei volumi distaccati dal monte, resi
permanentemente accessibili con piste di cava esterne e collegati, di regola, ai gradoni attivi
mediante rampe di servizio temporaneo; non di rado, in condizioni di ristrettezza dei siti, i
piazzali sono asserviti da tipici impianti fissi di sollevamento (gru “derrick”);
 discariche di materiali di risulta, quali scoperture di sterili (rocciosi, morenici o terrosi), sfridi
lapidei di cava e scarti produttivi (di forma più o meno irregolare, con pezzature assai
variabili) diversamente collocate nel contesto di cava o prossime ad essa ed a carattere
temporaneo o definitivo;
10
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
 altre pertinenze, costituite, ad esempio, da costruzioni precarie con funzione di depositi di
materiali, ricoveri di macchine, uffici del personale, impianti di servizio (per elettricità, aria
compressa e acqua).
Di seguito sono elencate alcune definizioni di termini comuni nelle cave di pietra (Fig.2-3):
 Fetta: elemento progettuale, con volume dell’ordine delle decine di migliaia di metri cubi,
secondo il quale è suddiviso il giacimento. Nel caso di
fette verticali, l’altezza è pari a quella del giacimento
stesso e lo spessore varia da 6 a 8 m; sono esaurite
dall’alto
verso
il
basso,
suddividendole
progressivamente in pannelli e trance. Nel caso di fette
orizzontali (o platee), lo spessore viene fissato secondo
le caratteristiche del giacimento e delle tecnologie di
taglio disponibili. Le platee possono essere coltivate in
sequenza (si ha un unico gradone attivo) o
contemporaneamente (si hanno più fronti attivi
corrispondenti ai diversi gradoni).
 Trancia: elemento volumetrico di scavo prevalentemente di forma prismatica, allungata in senso Figura 2 - Illustrazione di tipiche porzioni di
roccia in cava.
orizzontale - per il progressivo esaurimento di una fetta.
Se la fetta è orizzontale, si opera a trance affiancate e complanari; se verticale, ribassandosi
con trance sovrapposte. Il volume è di diverse centinaia di metri cubi.
 Pannello: è una porzione, in pianta, di una fetta (o, al limite, di un livello di coltivazione)
idealmente compresa tra piani verticali
di suddivisione. Si individuano
pannelli a fini organizzativi di cantiere
od anche per motivi di selezione
produttiva, dovuta alla eventuale
variazione della qualità del materiale
presente.
Orientativamente
un
pannello ha una volumetria variabile
da un migliaio ad alcune centinaia di
metri cubi.
 Bancata: volume lapideo di distacco
primario (da monte o comunque da
grandi porzioni di roccia, isolate ma
non movimentabili) corrispondente a Figura 3 - Illustrazione di termini comuni nelle cave di pietra.
parallelepipedi rocciosi di dimensioni solitamente multiple dei volumi commerciali e che
perciò necessitano di successive suddivisioni geometriche, sino alla eventuale riquadratura
11
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
dei blocchi da inviare ai telai. Il volume di una bancata è solitamente dell’ordine di un
centinaio di metri cubi.
 Livello: indica un piano geometrico di coltivazione del giacimento, caratterizzato dalle quote
di escavazione. Se si procede per splateamenti, il livello coincide con i piazzali di servizio per
l’esaurimento della platea; nel caso di gradoni, corrisponde alle quote delle pedate.
2.2.1. Cave a cielo aperto
Nelle coltivazioni a cielo aperto delle pietre ornamentali si fa spesso riferimento ai metodi per “fette
orizzontali discendenti” oppure “per fette verticali montanti”.
Si sottolinea però che tali metodi devono essere considerati in modo diverso rispetto all’accezione
comune del linguaggio minerario e ridefiniti per rispettare anzitutto l’andamento strutturale del
giacimento. L’orizzontalità e la verticalità “assolute” dei piani di lavorazione non possono infatti
essere sempre seguite nelle diverse fasi di coltivazione: volendo estrarre blocchi integri di materiale,
che siano già il più possibile “squadrati” devono essere subito poste le condizioni per poi rispettare,
nello stacco, i “versi” naturali (falde genetiche, stratificazioni, ecc...) che spesso caratterizzano i
giacimenti lapidei.
Si può tuttavia schematizzare ancora un metodo di coltivazione “per fette” che preveda:
 una suddivisione ideale in fette verticali (Fig.4), esaurite per “trance” sovrapposte, prese in
ordine discendente; ogni trancia, suddivisa in parti di dimensioni variabili da caso a caso ma
comunque con volume dell’ordine del migliaio di metri cubi, viene così “varata” sul
sottostante piazzale di cava, previa costituzione di un adeguato “letto” detritico di caduta. La
massa lapidea viene poi suddivisa in “bancate”, aventi volume dell’ordine del centinaio di
m3, a loro volta ritagliate, dopo il ribaltamento a terra, in blocchi di dimensioni commerciali,
con volume massimo di una decina di m3.
Figura 4 - Schema di coltivazione per fette verticali.
 una suddivisione progettuale in fette orizzontali (Fig.5), esaurite per trance affiancate, prese
in successione nel piano; ogni trancia, per volumi anche superiori al migliaio di m 3, è
semplicemente scostata dal monte e poi suddivisa nel piano stesso in bancate; queste sono
12
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
successivamente ribaltate e ritagliate in volumi commerciali. Di fatto viene così operato, con
la coltivazione della fetta, uno “splateamento”.
Figura 5 - Schema di coltivazione per fette orizzontali discendenti.
Nel caso di coltivazione per fette orizzontali, le bancate potrebbero essere staccate direttamente da
un pannello qualsiasi, senza dover prima staccare dal monte la trancia corrispondente. La fetta risulta
così ricompresa fra due “livelli”, la cui differenza di quota corrisponde all’altezza delle bancate
ricavabili (“bancata alta”).
In certe situazioni, come nel caso di giacimenti sedimentari, può essere conveniente una coltivazione
a “gradino basso”; in essa la bancata ha l’altezza corrispondente ad una delle dimensioni del blocco
commerciale e può coincidere con un allineamento di blocchi simultaneamente staccati dal pannello
entro la fetta e successivamente separati, con un’azione di taglio che è già, in pratica, una
riquadratura, oppure corrispondere direttamente al singolo blocco.
Isolare grandi porzioni di roccia consente di ridurre i costi unitari di taglio, ripartendo il costo stesso
su un volume maggiore, e permette, dopo il ribaltamento, di ispezionare maggiori superfici, isolando
le parti più difettose ed ottimizzando la resa in blocchi. D’altra parte, una configurazione a gradino
basso e su basse pendenze lascia fronti di scavo più sicuri e più facilmente gestibili durante la fase di
attività e di recupero del sito e permette, dal punto di vista tecnologico, l’impiego di mezzi meno
“impegnativi”.
Indipendentemente dal tipo di
metodo adottato, una volta eseguita
la scopertura del giacimento, la
prima fase della coltivazione è
comunque la realizzazione di un
fronte di cava regolare, dal quale
partire con i successivi arretramenti
o approfondimenti.
Nella figura 6 si indica, ad
esempio, lo schema di apertura del
primo fronte, nel caso si operi con
il filo diamantato.
Figura 6 - Schema di realizzazione del primo fronte di cava con filo diamantato. Il
primo canale viene realizzato abbattendo la roccia con mezzi meccanici (escavatore
o martellone) o per mezzo di esplosivo.
13
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Prima di entrare nei dettagli descrittivi dei metodi di coltivazione in uso nelle cave di materiali
lapidei, si ritiene opportuno fare ancora un breve cenno alle tipologie estrattive più frequenti in Italia.
Semplificando il più possibile, si può fare riferimento alle seguenti situazioni:
 contesto con orografia pedemontana, con roccia stratificata
avente variabili caratteristiche fisiche e merceologiche, e che
si presenta con giacitura più o meno acclive rispetto ai
versanti naturali, ma con ridotta copertura sterile in rapporto
alla potenza utile coltivabile.
A tal riguardo è poi utile distinguere fra:
 Caso A: rocce, per lo più carbonatiche, definibili
“tenere”, quali i marmi metamorfici e i calcari lucidabili Figura 7 - Casi A o B.
in genere;
 Caso B: rocce genericamente indicate come silicatiche e comunque “dure”, quali i graniti
e soprattutto gli gneiss alpini.
 contesto morfologico di piano, con diversa potenza utile di giacimento in rapporto
all’estensione, e di debole o nulla copertura sterile.
Diverso è però il caso di:
 Caso C: rocce calcaree sedimentarie, subaffioranti e con
limitato spessore utile, almeno nella qualità commerciale;
 Caso D: rocce calcaree, ad esempio di natura organogena o
chimica, con debole copertura di terreno d’alterazione,
presenti in giacimento di notevole spessore;
 Caso E: volumi rocciosi di materiali duri e quarzosi in forma Figura 8 - Casi C o D.
di “trovanti” di origine magmatica, oppure di “lenti” sedimentarie e metamorfosate (ad es.
quarziti o arenarie quarzitiche), affioranti con caratteristiche fortemente eterotrope,
oppure ancora affioramenti suborizzontali di banchi granitoidi massivi più o meno
potenti, o subverticali, di roccia stratificata o scistosa (ad esempio, porfiroidi o
serpentiniti), incassati tra rocce sedimentarie o metamorfiche in grado di mantenersi in
posto stabilmente.
Figura 9 - Le tre possibilità per il caso E.
 contesto territoriale “alpino”, con corpo utile di forma regolare e di discreta cubatura,
incassato nel versante, più o meno acclive, dove sono presenti materiali di diverse natura e
caratteristiche geomeccaniche.
Sono evidentemente differenti i casi di:
14
Politecnico di Torino


TESI DI LAUREA
Caso F: roccia incassante - a tetto ed eventualmente a lato del
corpo coltivabile - di buone caratteristiche geotecniche, in
grado quindi di garantire l’autoportanza generale degli scavi.
Caso G: materiale sterile, inglobante il corpo utile, con scadenti
proprietà fisiche e comportamento di materiale incoerente, tale
da richiedere una preventiva scopertura mineraria e
l’isolamento dell’ammasso lapideo.
Valerio Crivello
Figura 10 - Caso F.
Con riferimento alle situazioni appena descritte è quindi possibile un abbinamento con i relativi
metodi di coltivazione usualmente adottati.
 Caso A; per questo contesto è facilmente prevedibile una coltivazione per successivi
splateamenti o per fette orizzontali discendenti esaurite con trance affiancate, solitamente
montanti, che consentano di isolare direttamente bancate facilmente staccabili dal monte ed
infine suddivisibili in blocchi. Le tecnologie di stacco delle bancate sono solitamente la
tagliatrice a filo diamantato e la tagliatrice a catena, spesso combinate per una maggiore
produttività e resa migliore.
In altre situazioni viene anche operato, ma con più difficoltà, un distacco della bancata
procedendo verso il basso, secondo debole pendenza, ma limitandosi a gradini relativamente
bassi.
 Caso B; la tipica morfologia montana dei giacimenti alpini comporta invece, non di rado,
configurazioni di cave rese particolarmente difficili dalla giacitura piuttosto acclive, a falde
sovrapposte.
In questo contesto la presenza di sistematiche discontinuità strutturali, se in qualche caso, può
facilitare anche lo stacco dal monte, in molti altri è fonte di costante potenziale pericolo per le
maestranze.
Le coltivazioni sono tradizionalmente condotte in “rimonta”, ossia operando su “fette” poste
a franapoggio molto marcato; queste vengono spesso prese per trance con un ordine
montante, alzandosi dal piazzale originario, sino alla creazione di fronti al limite del
controllo. In certe situazioni la coltivazione può ancora procedere solo mettendo in sicurezza
il fronte stesso, dall’alto, operando perciò delle consistenti “varate” dell’ordine di diverse
migliaia di metri cubi .
Anche per ridurre l’esposizione degli addetti, la coltivazione avviene con uso di mine,
ricorrendo in prevalenza alla miccia detonante alla pentrite, con limitato uso di polvere nera
(per ottenere effetti di spinta controllata).
 Caso C; situazione di cava molto più semplice delle precedenti. Alla facilità di scopertura del
giacimento si unisce infatti la caratteristica fisica di una roccia tenera, comodamente
asportabile con tutte le tecniche correnti, oltre alla ampia disponibilità di spazi, il che
permette non solo la meccanizzazione più completa e con i mezzi più idonei delle operazioni
15
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
di distacco, ma anche l’effettuazione, se giudicata opportuna, della cernita sul posto dei
materiali estratti.
 Caso D; qui è evidente la tendenza ad una coltivazione a cielo aperto, per ribassi a partire dal
piano campagna (qualora non sia possibile, a mezza costa, entrare lateralmente, in direzione,
nel giacimento), con la necessità comunque di “scarpare” debitamente le pareti laterali della
fossa di estrazione del banco pregiato, incassato in rocce solitamente di nessun interesse
estrattivo e quindi da scavare e movimentare il meno possibile. Una complicazione a cui si è
già accennato, tipica delle coltivazioni a fossa, potrebbe essere rappresentata dalla necessità
di eduzione delle acque, anche solo di raccolta piovana; tuttavia si tratta in genere di unità
estrattive assai meccanizzate ed organizzabili razionalmente in pannelli di coltivazione per
elevate produzioni.
La situazione diventa però progressivamente più difficile nel caso che la fossa si
approfondisca notevolmente assumendo infine la configurazione “a pozzo”. Allora diviene
indispensabile un’estrazione con sollevamento verticale del materiale, quindi tipicamente
discontinua; ma soprattutto gli spazi operativi, non potendo lasciare alte pareti a fronte unico,
si vanno man mano riducendo sul fondo scavo.
In entrambi i casi le tecnologie di taglio principalmente utilizzate sono la tagliatrice a filo
diamantato e la tagliatrice a catena.
 Caso E; in questo caso, nella prima situazione descritta, si ha a che fare con un materiale
“duro” ed abrasivo e la coltivazione non presenta le difficoltà di uno stacco primario: i
monoliti possono essere infatti ridotti progressivamente di dimensione o con tagli a filo
diamantato o con mine opportunamente disposte.
Si parla in questo caso di metodo per squadratura di trovanti o “boulders”, ancora diffuso in
molti Paesi in via di sviluppo, soprattutto perché non richiede particolari attrezzature e
manodopera specializzata; in Italia, i trovanti sono più spesso considerati un intralcio da
eliminare, per poter impostare il disegno a gradoni sull’ammasso in posto. Più diffusa è la
situazione, di giacimenti massivi ed estesi, coltivabili produttivamente con progressivi
splateamenti, ricorrendo al taglio con mine controllate e/o con il filo diamantato.
 Caso F; ancora contesto alpino, in configurazione non più pianeggiante, bensì di versante.
L’orografia è, di regola, aspra ed il giacimento risulta di difficile accessibilità, la tradizionale
cava di pietra, marmo o granito, si presenta sempre ricavata a mezza costa, con scoperture
importanti di altra roccia non commerciale e, spesso, con ulteriori coltri moreniche, più o
meno boscate.
Un tempo, solitamente, la coltivazione procedeva per fette verticali montanti, verso quote via
via più alte, con fronti residui di difficile gestione, sia nel materiale utile sia in quello sterile.
L’abbattimento dovrebbe oggi essere condotto per bancate, passando ad una coltivazione per
splateamenti, riprendendo così la cava dall’alto, in modo da bonificare le tecchie divenute
altrimenti inaccessibili e sempre meno sicure.
16
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
 Caso G; caso di corpi lapidei sani e di discrete dimensioni posti entro ammassi di alterazione
profonda o addirittura entro materiale sciolto. Allora è evidente la necessità di una completa
scopertura preventiva della parte superiore del corpo roccioso utile, anche al fine di una sua
prospezione, ma soprattutto per cavare in condizioni di accertata stabilità globale del pendio a
monte. La coltivazione, anche in questo caso, può avvenire per fette orizzontali discendenti,
esaurite per trance, ed abbattendo le bancate, ricavabili dalle fette, con l’utilizzo di metodi
misti.
2.2.2. Cave in sotterraneo
La coltivazione delle pietre ornamentali in sotterraneo ha origini antichissime: l’impossibilità tecnica
di eseguire importanti scoperture consigliava ai cavatori antichi di seguire nel monte le porzioni
migliori di roccia.
Oggi sono molteplici le motivazioni che possono indurre a portare una coltivazione in sotterraneo,
nonostante le difficoltà tecniche ed i costi maggiori (almeno iniziali) che tale opzione può ancora
comportare.
In primo luogo, la situazione strutturale del giacimento può rendere problematico uno sfruttamento a
cielo aperto, a causa dell’eccessiva fratturazione superficiale o della copertura di materiali sterili
sopra le porzioni di roccia utile: una coltivazione selettiva per vuoti, se le condizioni generali
dell’ammasso lo consentono, offre la possibilità di escavare preferenzialmente le zone dove il
materiale è più sano, con una resa in blocchi complessivamente maggiore.
Inoltre, l’eliminazione dei costi di scopertura e la diminuzione degli sterili da porre a discarica, sono
aspetti certamente positivi, ai quali va sommato un intrinseco maggior rispetto per il paesaggio in
generale. In effetti, le uniche modificazioni che una cava in sotterraneo apporta al paesaggio sono
dovute all’accesso ed alle eventuali infrastrutture che si mantengono sul piazzale di ingresso.
Lavorare in sotterraneo significa poi poter operare con qualsiasi condizione metereologica, evitando
prolungate fermate improduttive a causa del clima esterno.
Infine, la creazione di ampi vuoti stabili può essere un fattore economicamente positivo in previsione
di un possibile loro riutilizzo al termine della coltivazione.
L’aspetto del riuso dei vuoti, scarsamente valutato in Italia, trova invece conforto da quanto già
sperimentato all’estero (Stati Uniti, Svizzera, Francia, Germania), con la creazione di magazzini di
stoccaggio sotterranei, industriali o civili, facilmente difendibili, climatizzabili ed al di fuori della
vista esterna.
La scelta sotterranea non può tuttavia prescindere dai diversi aspetti onerosi della realizzazione e del
controllo delle strutture stesse. Ovviamente dev’essere garantita la stabilità dei vuoti a lungo termine,
il che richiede adeguati studi e verifiche progettuali, con controlli ed interventi in corso d’opera, che
non possono essere affidati solo all’esperienza (o all’incoscienza) delle maestranze. Va inoltre
considerato il maggior costo delle fasi di creazione delle gallerie di apertura, tenendo poi in conto
che il recupero minerario può essere sensibilmente diminuito dall’esigenza di lasciare in posto
corposi pilastri o diaframmi, costituiti da materiale potenzialmente sfruttabile. Non si possono poi
trascurare le esigenze di illuminazione e ventilazione dei cantieri, oltre ai problemi di sicurezza e
salubrità che possono essere amplificati operando in spazi confinati.
17
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
L’economicità di una coltivazione a cielo aperto, indubbia fino a poco tempo fa, deve dunque essere
rivalutata alla luce dei vincoli che, in modo sempre più rigido, vengono posti alle attività di cava in
generale ed a giorno in particolare. Ad esempio, i costi per un soddisfacente recupero ambientale di
una cava a cielo aperto non sono sicuramente trascurabili nel bilancio dell’attività e soprattutto
devono essere computati fin dall’inizio. Inoltre, in una situazione in cui le aree disponibili sono
pochissime ed i siti di cava autorizzati sono rigidamente definiti, l’escavazione protratta a cielo
aperto può condurre a situazioni inaccettabili (ad esempio, configurazioni a pozzo con alti fronti
potenzialmente instabili), sia da un punto di vista tecnico sia per quanto riguarda la sicurezza.
Conseguenza di tali vincoli ambientali e tecnici può essere, da un lato, la progressiva riduzione
dell’attività di cava a cielo aperto e dall’altro proprio lo sviluppo dell’estrazione in sotterraneo.
Come accennato in precedenza, questa tendenza è già marcata per i lapidei teneri in genere - ad
esempio, nei bacini carraresi, su un centinaio di cave attive, circa il 30% opera, parzialmente o
completamente, in sotterraneo - mentre per le rocce dure sono tuttora pochissimi, in tutto il mondo, i
cantieri sotterranei. La ragione principale è legata alle tecnologie di taglio disponibili: infatti, mentre
tagliatrici a filo ed a catena sono direttamente impiegabili in spazi sotterranei, i metodi
tradizionalmente in uso nella coltivazione dei “graniti” (splitting dinamico e flame-jet) non sono
facilmente trasferibili in spazi chiusi e confinati, dove spesso occorre avanzare anche a fronte cieco.
Un ulteriore sviluppo della tecnologia water-jet, accoppiata al filo diamantato, potrà con tutta
probabilità garantire, in un futuro prossimo, produzioni economicamente sostenibili anche nel caso
delle pietre dure.
Si danno ora alcuni cenni ai metodi di coltivazione in sotterraneo più diffusi nelle cave italiane,
considerando le situazioni più generali e ricorrenti nell’estrazione del marmo, delle ardesie e dei tufi
calcarei.
Nel caso dei marmi, la coltivazione in sotterraneo si avvia con una galleria di accesso, partendo da
un piazzale di una preesistente cava a cielo aperto od opportunamente preparato. Nella generalità dei
casi, lo scavo procede dall’alto verso il basso, realizzando un sottoscavo (o “sopravuoto”)
corrispondente alla quota del tetto della futura escavazione e procedendo poi con allargamenti
laterali e ribassi. La realizzazione dei vuoti deve essere programmata in modo da creare i necessari
spazi per la circolazione dei mezzi per la movimentazione del materiale escavato e delle macchine di
taglio, delimitando inoltre idonei pilastri di sostegno che dovranno, nel tempo, garantire la stabilità
strutturale di camere e solette. Nell’apertura del primo vuoto, la scelta di creare una galleria di testa o
un canale laterale è legata alle condizioni geotettoniche e di fratturazione dell’ammasso roccioso: ad
esempio, la presenza di una zona fratturata può essere sfruttata per realizzare un canale laterale.
Altrimenti, la fase di apertura della galleria avviene utilizzando la tagliatrice a catena (nella versione
da galleria), realizzando una serie di tagli verticali e orizzontali (l’altezza è attualmente superiore a 3
m, la larghezza variabile da 6 a 12 m e la profondità, di 2-3 m, è limitata dalla lunghezza del braccio
della tagliatrice adottata) che delimitano volumi di roccia parallelepipedi, con cinque superfici libere.
La sesta superficie, di schiena, viene liberata forzando la mensola e rompendo il blocco a flessione
(Fig.11), solitamente mediante l’inserimento nel taglio di cuscini idraulici (tipo hydro-bag). Una
volta isolato, il blocco può essere imbragato con cavi metallici ed estratto. A questo punto, diviene
18
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
possibile eseguire con più precisione i restanti tagli di
schiena con la tagliatrice a filo, in configurazione a
cappio a 90°.
Con la stessa sequenza di operazioni, la galleria può poi
essere allargata lateralmente ed in profondità; quindi si
procede ribassando il vuoto iniziale, con un metodo
produttivo del tutto analogo alle coltivazioni a cielo Figura 11 - Schema di taglio a flessione della superficie
aperto, cioè con fette orizzontali discendenti. Anche in di schiena, mediante cuscini ad acqua.
questo caso infatti, a seconda delle condizioni
giacimentologiche e della fratturazione dell’ammasso, si può optare per la configurazione a “bancata
alta” oppure a “gradino basso”, abbinando perciò, quasi sempre, tagliatrici a catena ed a filo
diamantato.
Nello schema a gradino basso, i tagli verticali
vengono realizzati lungo due direzioni
ortogonali (operando cioè a “scacchiera”),
con la tagliatrice a catena da bancata su
binario. Il definivo isolamento al piede dei
blocchi prismatici così ottenuti è poi eseguito
per mezzo della macchina a filo diamantato,
con volano disposto orizzontalmente, sul
Figura 12 - Schema di sbasso in sotterraneo a gradino basso, con
tagliatrice a catena da bancata per i tagli verticali e tagliatrice a filo per piano di ribasso (Fig.12). La dimensione
il taglio orizzontale al piede dei blocchi.
media delle camere è di circa 20x30 m. Le
altezze sono variabili da 3 m (valore minimo e solo nella galleria di testa) a diverse decine di metri.
Talora le cave sono costituite da una camera unica, ma più spesso, in alternanza con i vuoti, vengono
lasciati dei pilastri, a base quadrata o rettangolare, di sostegno alla stabilità del tetto: in questo caso si
parla comunemente di configurazione a camere e pilastri. Quando invece i pilastri sono allungati ed
affiancati ai vuoti, la coltivazione è detta per camere e diaframmi.
Le cave di ardesia di più recente avvio sono impostate in sotterraneo mediante una coltivazione a
camere e pilastri (Fig.13).
Le caratteristiche geostrutturali del giacimento
impongono che la coltivazione inizi dall’alto, a
contatto con l’arenaria compatta di tetto,
proseguendo poi per fette orizzontali
discendenti, sino al contatto del letto.
L’apertura della bancata può avvenire in modi
diversi: in alcune cave è utilizzata una
tagliatrice pesante a catena dentata, che
permette il tracciamento, con pretaglio, del
sottoscavo (preferibilmente in ardesia non Figura 10 - Cantiere sotterraneo di estrazione dell’ardesia: A:
commerciale), consentendo così di creare uno apertura con mine; B: coltivazione a gradini, per “levate” successive,
con tagliatrice a catena leggera; R: risulta degli sfridi e degli sterili; T:
spazio di sufficiente ampiezza per procedere al tetto sterile; C: letto del banco; D: fissilità della pietra.
19
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
taglio dell’ardesia utile sottostante. L’abbattimento dello strato sterile può avvenire mediante
l’esplosivo o, quando possibile, con martelloni demolitori.
Generalmente, una volta creato il soprascavo, si utilizza una tagliatrice a catena di medio peso, assai
versatile e che non necessita di binari per gli spostamenti. Il taglio del blocco viene preventivamente
studiato, tenendo in dovuta considerazione le imperfezioni e i difetti della roccia, in modo da
ottenere dei blocchi da telaio (parallelepipedi di dimensioni ottimali di 1,20 x 2,40 x 0,60 m) utili per
ricavare lastre perfette, soprattutto per i tavoli da biliardo.
I pilastri abbandonati per il sostegno del tetto (di dimensioni di norma pari a 10 x 20 m ed interasse
di 10-20 m) sono disposti a scacchiera e risultano solitamente costituiti da ardesia compatta.
La tradizionale coltivazione in sotterraneo dei tufi calcarei, è caratterizzata dalla facilità di segagione
in piccoli blocchi di forma parallelepipeda, impiegati direttamente nell’edilizia locale, come
materiali da costruzione (Fig. 14). La tipologia di coltivazione più diffusa, data la morfologia
pianeggiante e la copertura variabile che interessa i giacimenti, è quella a fossa (con profondità che
in alcuni casi raggiungono i 30 m). Esistono tuttavia diversi esempi di cave sotterranee, realizzate
Figura 11 - A sinistra, sezione schematica di una coltivazione in sotterraneo - 1, 2, 3: piano di carico coperto e gru; 4, 5: pozzo e
rivestimento; 6: campana; 7: galleria di testa; 8: bancata utile; 9: gallerie (L. TONI et al., 1985). A destra, schema di funzionamento della
macchina di taglio a disco “sgrottatrice” – a) taglio orizzontale; b) verticale; c) parallelo.
quando la potenza della copertura sconsigliava di attuare una coltivazione a fossa; tale opzione
consentiva di risparmiare all’agricoltura estesi appezzamenti, che altrimenti non sarebbero stati più
sfruttabili.
Il taglio viene effettuato con un disco, con la corona in widia, orientabile su tre piani ortogonali, in
modo da poter praticare dei tagli orizzontali e verticali (rispettivamente perpendicolari e paralleli al
fronte di avanzamento).
2.3. Tecnologie di taglio
Se il metodo di coltivazione può essere visto come la “strategia” per consentire un buon recupero
minerario, con un’accettabile impatto nell’esercizio di cava ed un ottimale reinserimento ambientale
finale del sito, le tecnologie di estrazione costituiscono piuttosto la “tattica” da scegliere,
individuando i mezzi più idonei, per efficienza e sicurezza, tra quelli che la tecnica, l’inventiva ed il
progresso tecnologico mettono a disposizione delle imprese. Esse sono rappresentate dal complesso
di macchine, attrezzature ed impianti impiegati per lo stacco e il sezionamento dei volumi oggetto
della coltivazione.
20
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Lo scopo primario di una coltivazione di pietra ornamentale è quello di produrre blocchi
commerciali, cioè porzioni di roccia sana di forma parallelepipeda, di volume generalmente variabile
tra 2 e 15 m3, adatti alle successive lavorazioni (finalizzate principalmente alla realizzazione di lastre
o di altri elementi architettonici).
Necessità comune a questo vasto ed eterogeneo comparto è comunque quella di creare superfici di
distacco ad un costo ragionevole e senza danneggiare la roccia (né quella tagliata, né quella ancora in
posto).
Dopo le operazioni di scopertura del giacimento coltivabile, il ciclo di produzione di una cava di
pietra, può essere schematizzato generalmente in tre fasi operative:
 taglio primario o taglio al monte;
 ribaltamento della bancata;
 ritaglio e riquadratura in blocchi;
a cui va aggiunta la fase di movimentazione dei materiali.
In alcune cave, quando le caratteristiche del giacimento lo consentono, le tre fasi vengono ridotte in
pratica ad una sola, quindi i blocchi vengono estratti direttamente da monte con la geometria
desiderata.
Nella tabella seguente sono riportate le varie tipologie di coltivazione correlate alle possibili tecniche
utilizzabili e ai relativi prodotti finali ottenibili:
Tipologia di coltivazione
A) a giorno, di pendio:
A1) a fette orizzontali discendenti (1);
A2) a fette inclinate (1’);
A3) a fette verticali montanti (2);
B) a giorno, a fossa:
B1) per ribassi o splateamenti (3);
Modalità di distacco
I) per taglio (6);
I1) con getto d’acqua (WJ);
I2) con filo elicoidale (desueto);
I3) con filo diamantato;
I4) con tagliatrice a catena,
a nastro o a disco;
I5) con fiamma (FJ);
Prodotto principale
A partire dai volumi di distacco
primario regolare (bancate alte) o
massivo (varate) oppure direttamente
dal monte (gradino basso);
a) blocchi con dimensioni
commerciali (9);
b)lastre naturali (10);
c) pezzi lavorati (11): cordoli, cubetti,
II) per frattura (7);
pietre da muro, lose per tetti;
C) sotterranea, a camere e diaframmi II1) con mine direzionate (miccia
detonante, polvere nera);
o pilastri:
II2) con cunei, punciotti, spaccarocce, d) sfrido di cava e materiale di scarto,
C1) con attacco frontale e
malte espansive e simili;
gallerie (4);
riutilizzabile dopo comminuzione
C2) a fette discendenti e con
(pietrisco) o per vendita diretta in
ribassi (5);
III) abbattimento volumetrico
cava (ad es. massi da scogliera);
“delicato” con esplosivo (8);
21
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Legenda
(1) in rocce massive isotrope o con piani di debolezza sub orizzontali (le fette sono esaurite per trance affiancate
orizzontali);
(1’) in rocce con piani di potenziale separazione inclinati (la gravità è impiegata per facilitare la rimozione dei volumi
primari);
(2) in rocce con banchi di stratificazione o con piani di debolezza subverticali (le fette sono esaurite per trance
orizzontali sovrapposte)
(3) in terreno piano, con asportazione progressiva di fette, approfondendosi al di sotto del piano di campagna;
(4) i blocchi sono distaccati dalla parete frontale della camera;
(5) il cantiere sotterraneo è aperto con un taglio superiore e, successivamente, il giacimento è coltivato a fette
discendenti (spesso si tratta di un’evoluzione della tipologia C1);
(6) i blocchi sono separati mediante intagli;
(7) i blocchi sono separati da fratture indotte in piani predeterminati e/o naturali;
(8) abbattimento con minimo consumo specifico d’esplosivo e cernita successiva, dal cumulo, dei frammenti adatti;
(9) blocchi regolari, da 2 a 5 m3, da lavorare altrove;
(10) ottenuti con lavorazioni, anche immediata, sul piazzale di cava;
(11) ottenuti con lavorazioni, anche immediata, sul piazzale di cava.
In ogni fase del ciclo produttivo si ricorre a tecnologie specifiche, le quali si differenziano
ulteriormente a seconda del tipo di materiale in coltivazione.
Si può quindi affermare che l’applicabilità di una tecnologia risulta essenzialmente legata alla
abrasività della roccia e quindi alla presenza di silice in forma cristallina (quarzo).
Ai fini della scelta della tecnica di scavo da adottare, le pietre ornamentali sono generalmente
suddivise in:
 “marmi”: rocce, per lo più carbonatiche, definibili “tenere” (i marmi metamorfici, le
dolomie, i calcari lucidabili in genere, i travertini, ecc), con durezza dell’ordine di 3-4 della
scala di Mohs;
 “graniti”: rocce genericamente indicate come silicatiche e comunque “dure” (i graniti, gli
gneiss, ecc), con durezza dell’ordine di 6-7 della scala di Mohs.
Si tratta di una suddivisione empirica e non basata su criteri minero-petrografici, ma tecnicamente
rilevante per la scelta delle macchine di scavo più idonee a garantire la produttività necessaria in una
data roccia. La tagliatrice a catena, ad esempio, presenta tuttora limiti che non la rendono
competitiva in rocce dure e abrasive quali i “graniti”, ma garantisce ottime prestazioni nei “marmi”;
la possibilità di impiego di tale macchina fornisce quindi una discriminante di tipo tecnicoeconomico tra rocce dure e rocce tenere.
22
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Marmi
taglio al monte
ribaltamento della bancata
riquadratura in cava
movimentazione
macchinari accessori



























Valerio Crivello
Graniti
Tagliatrice a filo diamantato
Tagliatrice a catena
 Perforazione discontinua +
Tagliatrice a cinghia diamantata
esplosivo
Tagliatrice a disco
 Perforazione discontinua + cunei
Perforazione discontinua +
 Perforazione continua
esplosivo
 Tagliatrice a filo diamantato
Perforazione discontinua + cunei
 Waterjet
Perforazione continua
Cuscini divaricatori
Martinetti oleodinamici
Escavatore idraulico
Argani fissi
Tagliatrice a filo diamantato
Telaio a filo diamantato
 Perforazione + esplosivo
Telaio monolama
 Perforazione + cunei
Telaio a catena dentata
 Perforazione + miscele espansive
Perforazione + cunei
 Telaio a filo diamantato
Perforazione + miscele espansive
Pala idraulica gommata (anche attrezzata con forca)
Pala idraulica cingolata
Escavatore idraulico cingolato
Gru derrick
Compressori
Carri semoventi di perforazione
Aspiratori di polveri di perforazione
Pompe
Generatore elettrico
Gru mobili
Tabella 2 - Sintetico elenco delle principali tecnologie attualmente in uso (alcune sono in realtà in “via di estinzione”, altre sono tuttora in
fase di sviluppo) con una suddivisione relativa alle diverse fasi del ciclo produttivo di cava in cui vengono utilizzati.
Di seguito si illustrano le principali tecnologie ed attrezzature impiegate nelle diverse fasi di
coltivazione dei lapidei ornamentali, soffermandosi sulle prestazioni e sulle modalità di impiego di
quelle più diffuse e di quelle con prospettive di applicazione più promettenti. Si illustreranno inoltre i
vantaggi e gli svantaggi, sotto il profilo della produttività di cava e in considerazione di particolari
aspetti ambientali e di sicurezza, delle tecniche impiegabili.
2.3.1. Tagliatrice a catena dentata
La tagliatrice a catena per il taglio di rocce ornamentali
deriva dallo sviluppo di macchine concepite negli anni
’90, per operazioni di scavo in sotterraneo nelle miniere
di carbone.
La tagliatrice a catena è prodotta in due versioni
principali, che si differenziano per le soluzioni tecniche
specifiche adottate (Fig.15-16-17).
Nella versione da bancata, la macchina si compone di un
blocco motore montato su un telaio e collegato ad un
braccio mobile lungo il quale scorre una catena dentata.
La macchina ha la possibilità di scorrere su un binario
tramite cremagliera.
23
Figura 12 - Tagliatrice a catena da bancata.
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Il blocco motore, di potenza
solitamente variabile tra 45 e
65 kW, comprende tre sistemi
elettro-idraulici,
deputati
rispettivamente al movimento
della catena, al movimento del
braccio ed al movimento del
telaio sui binari.
L’utensile è costituito da placchette taglienti di carburo di tungsteno
14 - Tagliatrice a catena da
(detto comunemente widia) o di diamante policristallino, le quali Figura
intesto di galleria.
sono alloggiate su appositi supporti a loro volta fissati sulle maglie
della catena.
La catena scorre lungo il perimetro del braccio, continuamente lubrificata tramite canali di
distribuzione del grasso, posti all’interno del braccio stesso, e messa in movimento da una corona
dentata solidale con la testa porta braccio e collegata con il circuito del sistema elettro-idraulico. Il
braccio consiste in una pala d’acciaio di forma tabulare (“spadone”), la cui lunghezza solitamente
non supera i 9,5 m, larga circa 40-50 cm e spessa 34 mm.
Il braccio è in grado di ruotare di 360° sull’asse della testa che lo collega al motore e, data la
possibilità di quest’ultima di ribaltarsi di 90°, può eseguire tagli sia verticali che orizzontali.
Il meccanismo di taglio può essere schematizzato come l’asportazione di schegge di roccia per
mezzo di utensili striscianti montati su un supporto flessibile.
Il taglio stesso è creato dalla cooperazione di utensili, diversi per forma e
disposizione, ai quali compete l’asportazione di una parte minima di roccia
(0,45-1,5 mm ognuno): il continuo passaggio in sequenza degli utensili
determina il taglio.
Le placchette sono infatti montate sulla catena in serie di 6-8 elementi,
posizionate in modo da sporgere con un angolo (nel caso di placchette
Figura 15 - Placchette in
widia
quadrangolari, prismatiche a base quadrata) o con parte del diametro esterno (se a base
bullonate
sul
porta
circolare) (Fig.18-19).
utensile.
Figura 13 - Tagliatrice semovente: macchina da
galleria in grado di posizionarsi autonomamente
grazie ad un carrier cingolato.
Gli utensili in widia sono solitamente fissati al porta-inserto tramite un bullone
e, una volta consumato lo spigolo esposto, possono essere smontati e ruotati, in
modo da utilizzare tutti e quattro gli spigoli della placchetta (si dice “fare il
giro degli inserti”); prima di sostituirli definitivamente è ancora teoricamente
possibile ribaltarli ed utilizzare la parte posteriore. Anche gli utensili
diamantati - utilizzati per il taglio di rocce più abrasive, ma pur sempre
Figura 16 - Placchette
cilindriche di diamante “tenere” - una volta consumata la parte esposta, possono essere ruotati, ma in
policristallino, saldate sul
questo caso è necessario dissaldare e poi risaldare la placchetta nella nuova
porta utensile.
posizione.
Il taglio ha uno spessore totale pari a 38-42 mm, una lunghezza teoricamente infinita (in orizzontale),
ma una profondità limitata dalla lunghezza del braccio.
24
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Esso si realizza quindi facendo penetrare di punta il braccio nella roccia e poi, una volta raggiunta la
posizione corretta, si trasla la macchina lungo i binari, secondo il piano prescelto; la catena, con il
suo movimento, permette agli utensili di abradere e asportare la roccia.
È da notare che il senso di scorrimento della catena è quello che tenderebbe a richiamare il corpo
della tagliatrice verso la roccia in corso di taglio.
I parameri su cui si interviene per ottimizzare il rapporto velocità di taglio/durata degli utensili sono
la velocità di avanzamento della macchina (cm/min) e la velocità di rotazione della catena (m/s).
La tagliatrice può avanzare ad una velocità massima solitamente non superiore a 15 cm/min, mentre
la catena ha una velocità massima superiore a 1 m/s, anche se, operativamente, si preferisce
mantenere velocità inferiori in modo che il detrito prodotto sia asportabile da un solo addetto.
Il funzionamento integralmente idraulico dei movimenti consente di regolare la velocità di lavoro,
mentre il controllo degli sforzi avviene tramite valvole di massima pressione. Esistono anche modelli
elettrici, facilmente regolabili, ma con altri problemi nei cantieri di cava, solitamente assai umidi.
Il taglio può avvenire sia a secco che con acqua: nel caso di taglio a secco, si rileva una velocità di
taglio superiore, dovuta probabilmente ad una migliore lubrificazione, ma si riscontra un più elevato
consumo degli utensili; nel taglio con acqua, il raffreddamento degli utensili consente una loro
maggiore durata (si rilevano consumi di 15-20 l/min). Un getto d’acqua viene comunque usato per
evacuare il detrito di risulta.
Si ricorda ancora che la catena necessita di una continua lubrificazione per il suo funzionamento; il
consumo registrato nei bacini carraresi è mediamente di 0,6  2 kg/h di lubrificante.
Problemi legati al rilascio nell’ambiente di oli minerali hanno portato allo sviluppo di oli
biodegradabili (ad es. a base di colza) e di grassi naturali (ad es. margarina), in modo da evitare la
possibile contaminazione irreversibile di falde idriche superficiali e/o sotterranee. È comunque da
notare la progressiva tendenza nelle cave al riciclo delle acque reflue.
Nella versione da galleria, il braccio è montato su
un affusto tubolare, separato dal blocco motore. Il
braccio ha solitamente una lunghezza di 3,5 m ed
il telaio che lo sostiene ha larghezza di 5-6 m e
altezza di 3,2-4,5 m. Grazie al movimento sulle
colonne di sollevamento e su quelle di traslazione
è possibile realizzare sia tagli orizzontali che
verticali, ruotando la testa porta braccio.
Per ovviare ai problemi di posizionamento della
Figura 17 - Tagliatrice da galleria.
macchina da sotterraneo - superando molto
scetticismo iniziale - è stata di recente introdotta una versione semovente da galleria: il braccio ed il
gruppo motore sono montati su un carrier cingolato, il che garantisce una notevole maneggevolezza e
flessibilità d’uso e permette la gestione delle operazioni di posizionamento con un solo addetto.
All’atto del taglio la macchina risulta comunque contrastata tra cielo e suola della camera, così da
scaricare il veicolo, che ha quindi solo funzioni di manovra e di trasporto del telaio su cui opera la
tagliatrice.
25
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Figura 18 - “Squadrablocchi” a catena.
Figura 19 - Tagliatrice semovente.
Il principio di funzionamento della tagliatrice a catena è applicato anche alla fase di riquadratura dei
blocchi, montando il braccio in posizione verticale su un telaio con struttura a portale, anche
multiplo. Il braccio, avanzando lungo la trave superiore del portale, può così squadrare i blocchi
opportunamente posti sotto la struttura.
Si riportano, nella tabella seguente, le principali caratteristiche tecniche di alcuni modelli di
tagliatrici a catena comunemente utilizzati nelle cave italiane:
da bancata
da galleria
semovente
Potenza installata
49 kW
52 kW
45 kW
Peso
6500 kg
6000 kg
13000 kg
Rotazione braccio
360°
360°
360°
Velocità catena
0-0,7 m/s
0-0,7 m/s
0-0,7 m/s
Larghezza del taglio
38 mm
38 mm
38 mm
Profondità taglio utile
3,4 m (max)
2,4 m (max)
2 m (max)
Velocità di avanzamento
0-13 cm/min
0-7 cm/min
3-30 cm/min
I vantaggi più rilevanti di questa tecnologia consistono nella versatilità d’uso, nella salubrità generale
delle operazioni (assenza di polveri, vibrazioni e rumori contenuti), nella semplicità di
funzionamento e necessità di poca manodopera in fase di taglio (un addetto), nell’assenza di lesioni
indotte alla massa rocciosa e nella regolarità e planarità del taglio (buona ispezione dei fronti e
regolarità dei blocchi estratti). Tale tecnologia è inoltre essenziale nell’apertura e nella coltivazione
di cave in sotterraneo, data la possibilità di entrare di “coltello” nella roccia, senza bisogno di alcuna
operazione preliminare.
Il limite maggiore consiste, in primis, nell’attuale impossibilità di utilizzare tale macchina con
materiali duri e, secondariamente, nella ridotta profondità di taglio (limitata alla lunghezza del
braccio), anche se oggi sono disponibili macchine con braccio lungo 6 m, limitate però ai soli tagli
26
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
verticali. Inoltre, a parte il modello semovente, il posizionamento e la movimentazione della
macchina richiedono la disponibilità di pale o escavatori potenti e la presenza di almeno due addetti.
La tagliatrice a catena viene impiegata oggi correntemente nelle cave di marmo, travertino e pietre di
moderata abrasività, sia in fase di taglio primario, sia in fase di riquadratura, ricorrendo, in
quest’ultimo caso, alle configurazioni a portale. Dove possibile, si tende ad utilizzare la tagliatrice “a
correre”, cioè per tagli lunghi (decine di metri) in modo da ridurre l’incidenza dei tempi di
posizionamento.
Soprattutto nel caso di giacimenti stratificati, con spessori inferiori ai 4 m, la tagliatrice può essere
utilizzata come unica tecnologia di coltivazione, sia per i tagli verticali che orizzontali. Altrimenti,
l’utilizzo più conveniente ed efficace vede la tagliatrice a catena affiancata a quella a filo diamantato
(taglio misto).
2.3.2. Tagliatrice a cinghia diamantata
La tagliatrice a cinghia diamantata, introdotta in Italia a metà degli anni ’90, è nata come una
variante “ecologica” della tagliatrice a catena: si sviluppò infatti quando i grassi minerali, utilizzati
per lubrificare la catena dentata, vennero imputati dell’inquinamento di falde acquifere.
Con l’introduzione di grassi biodegradabili, a base vegetale, l’interesse per questa macchina è
momentaneamente diminuito, in quanto più sofisticata e quindi più cara dell’ormai affermata
tagliatrice a catena.
La differenza fondamentale tra le due macchine consiste nel fatto che sul perimetro del braccio non
scorre una catena bensì una cinghia con inserti diamantati, capace di tagliare materiali meno teneri e
di modesta durezza, ma comunque non i graniti.
Rispetto alla catena, le masse in movimento sono notevolmente ridotte, consentendo al diamante di
lavorare a velocità di scorrimento molto maggiori senza “centrifugazioni” e con meno attriti sugli
elementi di taglio.
La cinghia si compone di un’armatura metallica,
costituita da una serie di cavetti d’acciaio di 3 mm
di diametro e rivestita da una plastica molto dura.
Dalla cinghia emerge la superficie degli utensili,
segmenti d’acciaio di forma rettangolare, larghi
quanto la cinghia (di solito 32 mm) e spessi 15
mm, ricoperti sul lato esposto di uno strato (6
Figura 20 - Particolare della cinghia diamantata.
mm) di diamantate sinterizzato, e collegati ai
cavetti d’acciaio (Fig.23). Degli utensili si possono variare la composizione dell’amalgama metallica
(cobalto/bronzo) ed il tipo di diamante in funzione del materiale da tagliare.
Quando gli elementi di taglio sono consumati, si procede alla sostituzione dell’intera cinghia e
questo rappresenta un onere economico non da poco. Mediamente si dispongono 13 settori taglienti
per metro di cinghia.
Il funzionamento della macchina è completamente elettrico, ad eccezione del sistema di movimento
della testa porta-braccio, che è idraulico. A differenza della tagliatrice a catena, la refrigerazione e
“lubrificazione” della cinghia avvengono esclusivamente tramite acqua in pressione, distribuita da
27
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
canali interni al braccio, escludendo quindi il ricorso ad oli o grassi di sorta. La tagliatrice a cinghia
viene prodotta in tre versioni:
 una tagliatrice da bancata che consente di realizzare solo tagli verticali: che consiste in un
telaio (1,4 x 1,8 x 2,3 m) semovente su binario, con braccio laterale di lunghezza variabile tra
1,9 e 4,8 m. Tre diversi motori elettrici imprimono il movimento ai vari meccanismi: la
cinghia (45-55 kW), il braccio (1 kW) ed il telaio sul binario (1 kW). Il telaio può ruotare di
360°, consentendo di posizionare il braccio su entrambi i lati rispetto al binario, così da
realizzare, senza movimentare i binari, due tagli paralleli distanti da 1,3 a 1,7 m.
 Una tagliatrice per tagli verticali ed orizzontali che presenta, a differenza del modello
precedente, un sistema idraulico (con motore da 0,75 kW) per la movimentazione ed il
ribaltamento a 90° della testa porta braccio.
Il braccio può variare da 1,9 a 4,3 m di lunghezza, con larghezza di 40-50 cm e spessore di
circa 4 cm. Il peso della macchina, con il binario, è di 5500 kg. Per il resto la struttura è
analoga a quella del modello per soli tagli verticali.
 Una versione da galleria formata da un telaio scatolato entro il quale scorre il blocco motore
collegato al braccio. Il telaio è inserito su montanti tubolari, lungo i quali può scorrere in
senso verticale. I montanti sono inseriti in un carrello motorizzato che consente alla macchina
un posizionamento autonomo.
La macchina ha un’altezza di 2,7 m e larghezza di 6 m, mentre la potenza del motore elettrico
che aziona il movimento della cinghia è di 50 kW.
Per quanto riguarda le prestazioni di tali macchine, si registrano velocità di taglio di 4-5 m2/h (a
seconda della lunghezza del braccio), corrispondenti ad una velocità di avanzamento della macchina
di 2,5 cm/min. La velocità di avanzamento può essere variata automaticamente a seconda del carico.
La velocità di traslazione della cinghia è di 20 m/s, quindi ben più veloce della catena dentata.
I vantaggi dell’uso di questa tecnologia sono gli stessi elencati per la tagliatrice a catena, con in più il
pregio di escludere completamente l’uso di lubrificanti.
Anche i limiti sono analoghi, ai quali si aggiunge, dati i prezzi attuali d’acquisto, il maggiore costo di
investimento, soprattutto per ciò che riguarda una sostituzione prematura della cinghia completa,
quando per la catena è sufficiente cambiare qualche maglia portautensile.
2.3.3. Tagliatrice a filo diamantato
Il taglio con il filo diamantato è divenuto sicuramente, a partire dagli anni ’70, la tecnologia oggi più
diffusa nelle cave di lapidei “teneri”: attualmente, oltre il 90% delle cave italiane di “marmo” lo
utilizza sistematicamente nelle operazioni di taglio al monte.
Nelle cave di pietre “dure”, invece, problemi legati all’abrasività dei materiali da tagliare, hanno
ritardato l’affermazione di questa tecnologia, che solo all’inizio degli anni ’90 ha visto, grazie alla
28
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
sinterizzazione, i primi tentativi convinti, anche se non regolari, di applicazione. Oggi, nei bacini
estrattivi piemontesi, si può comunque stimare che almeno il 30% delle cave di “granito” utilizzi il
filo in alcune fasi del processo di estrazione.
Le tagliatrici a filo diamantato costituiscono una evoluzione degli impianti a filo elicoidale,
mutuandone il principio generale di funzionamento, cioè quello di incidere la roccia, secondo un
piano prefissato, per mezzo di un flessibile reso abrasivo.
Mentre il filo elicoidale fungeva da semplice “vettore” dell’abrasivo costituito, solitamente, dalla
torbida di acqua e sabbia silicea, nel caso del filo diamantato, gli utensili di taglio - le perline
diamantate - sono direttamente inseriti nella struttura del filo stesso.
L’applicazione “standard” del filo prevede ancora la creazione di un circuito chiuso, accostato in
qualche modo alla massa rocciosa da tagliare, entro il quale il filo scorre ad elevata velocità, sempre
irrorato di acqua per il suo raffreddamento, così da incidere progressivamente la pietra e creando un
solco sempre più profondo.
La realizzazione del circuito - nel caso più semplice di funzionamento “a cappio” del filo - consiste
nella perforazione preliminare di due fori intersecanti, virtualmente posizionati lungo quelli che
saranno gli spigoli reali della porzione di roccia da isolare. All’interno di tale percorso viene fatto
passare il filo che poi è chiuso ad anello attorno al bordo esterno della puleggia-volano mossa dal
motore della tagliatrice. Durante il taglio
la macchina retrocede, scorrendo
solitamente su binari, mantenendo
quindi in continua tensione il filo a
contatto con la roccia, e producendo così
un taglio planare tramite progressiva
abrasione del corpo roccioso (Fig.24).
Una tagliatrice può, nella maggior parte
dei modelli in uso, operare tagli secondo Figura 21 - Schema di taglio a cappio discendente con filo diamantato.
diverse angolazioni, semplicemente
inclinando il volano traente, del diametro di 1 m circa.
Le principali componenti della macchina sono
(Fig.25):
 il gruppo volano-motore costituito da un
motore elettrico collegato ad un volano
in lega di alluminio (diametro da 550 a
1020 mm). Il gruppo è montato su un
telaio che ha la possibilità di ruotare su
se stesso di 360°, di traslare sul proprio
asse orizzontale fino a circa 2000 mm,
per eseguire tagli paralleli, e di scorrere
su un binario apposito. Il volano
presenta una scanalatura periferica,
Figura 22 - Tagliatrice a filo diamantato con indicazione delle
componenti e delle principali caratteristiche tecniche.
29
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
rivestita in gomma antiabrasiva, nella quale viene alloggiato il filo diamantato. Per motivi di
sicurezza, il gruppo volano-motore è dotato di un carter di protezione contro la possibile
proiezione di perline e colpi di frusta del filo nel caso di rotture accidentali. Allo stesso
scopo, spesso, l’intero percorso del filo è coperto da un nastro di gomma (largo circa 40 cm e
lungo fino a 20 m) posizionato parallelamente al filo ad una distanza di circa 50 cm ed
avvolgibile a rullo sopra il volano traente. Per aumentare la forza trasmettibile dal volano al
filo, talvolta vengono montate, anteriormente al volano stesso, due pulegge “folli” di
alluminio del diametro di 300 mm, così da maggiorare l’aderenza;
 il quadro comandi è tenuto separato dalla macchina ed è collegato al quadro elettrico
mediante un cavo lungo 10-15 m, in modo da permettere all’operatore alla consolle di
disporsi in posizione defilata e sicura durante il taglio;
 il binario, tubolare o profilato, munito di cremagliera, su cui la macchina può traslare. Per
consentire il posizionamento dei binari nelle diverse situazioni di spazio imposte dal cantiere,
questi sono forniti in spezzoni di 2-3 m.
Il filo diamantato è il vero e proprio organo di taglio: esso è composto da un cavo d’acciaio zincato,
del diametro di 5 mm, formato da 7 trefoli (ogni trefolo è costituito da 7 a 19 fili elementari), avvolti
ad elica, di filo d’acciaio ultraflessibile, con il compito di sostenere le perline diamantate e di
assorbire le sollecitazioni statiche e dinamiche.
Esso è costituito da una serie di elementi, che nella configurazione classica sono:
 le perline diamantate, che sono l’utensile vero e proprio, sono distribuite uniformemente
lungo il cavo, in numero variabile a seconda dei diversi tipi di filo (28-34 per metro nei fili da
“marmo” e 32-40 nei fili da “granito”);
 le molle distanziatici: elementi spiraliformi, elastici, ultraflessibili ed in acciaio, con diametro
esterno di 8 mm, interposti alle perline; il loro compito, oltre che di proteggere il cavo negli
strisciamenti, è di attuare una certa ammortizzazione degli urti e delle brusche variazioni di
attrito che subiscono le perline in fase di lavoro;
 i distanziali: segmenti di tubicini metallici in acciaio, di lunghezza 4-5 mm e diametro
esterno di 8 mm, che consentono il mantenimento di una corretta disposizione delle perline
lungo il cavo;
 i fermi: anelli metallici resi solidali con il cavo mediante pressione. La loro funzione è di
impedire lo sfilamento generalizzato delle perline che, in caso di rottura del cavo, verrebbero
proiettate in gran numero e con evidente pericolo per gli operatori anche lontani. Solitamente
si pone un fermo ogni 4-5 perline;
 i morsetti di giunzione: utilizzati per consentire la chiusura ad anello del filo oppure l’unione
di più spezzoni di cavo per formare una stesa della lunghezza necessaria per abbracciare il
30
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
masso o la bancata. I più diffusi, per sicurezza e praticità, sono i giunti a pressione (o
deformati a schiacciamento) in rame/acciaio, ma esistono anche a vite maschio/femmina, a
manicotto e saldatura, ecc…, con diverse risposte, in esercizio, a seguito di fenomeni
localizzati di fatica flessionale.
Il filo con questa configurazione è stato ideato e viene
tuttora utilizzato nel taglio di materiali relativamente
“teneri”, quali marmi, calcari e travertini; nel caso di pietre
composte da minerali di durezza più elevata (con alte
percentuali di silice), quali alcune arenarie metamorfiche ed
i “graniti”, l’usura del cavo ordinario risulta eccessivamente
veloce, a causa dell’abrasività dei fanghi reflui del taglio e
preclude di fatto l’utilizzo di tali fili. Per risolvere questi
problemi sono stati introdotti fili “plastificati” e, più
recentemente, “gommati”.
La copertura del filo con guaine continue costituisce, infatti,
un buon metodo per evitare una eccessiva usura del cavo ed
inoltre garantisce migliori ancoraggio e ritenuta delle perline
in caso di rottura.
Plastificatura o gommatura rappresentano la configurazione
standard per rocce “dure”.
Figura 23 - Alcune tipologie di filo diamantato.
Partendo dall’alto: filo standard per marmo con Nei fili plastificati, le molle e gli spaziatori sono sostituiti da
molle e distanziali; filo plastificato; filo gommato
una copertura in resina termoplastica iniettata ad alta
per graniti; filo standard plastificato.
pressione e particolarmente resistente all’usura. Le perline si
possono considerare, in questo modo, solidali al cavo.
Nei fili gommati, si inietta a caldo una guaina protettiva di materiale gommoso su un filo tradizionale
(con molle e distanziali), in modo da occludere tutti gli spazi tra le diverse componenti del filo.
Talvolta, per il taglio di alcuni marmi più abrasivi (ad es. arabescati), si preferisce rivestire un filo
tradizionale con plastica, anziché con gomma.
In ogni caso, un ruolo fondamentale nel taglio con il filo diamantato è svolto dall’acqua di
raffreddamento. Una carenza di irrorazione in fase di taglio provoca infatti un notevole aumento di
calore, a causa dell’attrito tra la superficie della roccia e le perline, con conseguente ossidazione e
grafitizzazione dei diamantini e quindi rapida riduzione della capacità di taglio.
I
costruttori
di
fili
diamantati
consigliano
di
utilizzare
da
15
a
50 l/min d’acqua, a seconda del tipo di perlina (minore per quelle elettrodeposte) e della superficie
dell’area da tagliare e, verosimilmente, della velocità di scorrimento del filo stesso.
Ritornando alla perlina diamantata, essa è formata da una boccola metallica di forma cilindrica lunga
8-11 mm, di diametro interno di 5 mm ed esterno di 8 mm. Sulla superficie esterna si trova uno strato
di 2-3 mm di spessore contenente i diamanti. Il diametro complessivo risulta quindi di solito di 10-11
mm. Attualmente le perline sono prodotte in due versioni:
31
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
 le perline elettrodeposte (Fig.27), che sono state le prime ad essere introdotte. La boccola è
rivestita di uno strato di diamanti riportati sulla superficie con un
processo elettrochimico e fatti aderire tramite un legante al nichel. I
diamanti sono, solitamente, sintetici, con una granulometria compresa
tra 40 e 60 Mesh. La concentrazione dei diamanti può subire variazioni
cui corrispondono differenze di qualità dell’utensile e di prestazioni
(nelle perline per marmi si registra, ad esempio, una concentrazione
media di 0,4 carato/perlina, ove un carato = 0,2 g). Data la loro
Figura
24
elettrodeposta.
Perlina
struttura, le perle elettrodeposte consentono elevate velocità di taglio a
utensile nuovo, ma con una riduzione progressiva delle prestazioni con
l’usura dello strato superficiale di diamanti.
 Le perline sinterizzate (Fig.28), che sono state introdotte successivamente, con lo scopo di
ottenere un utensile di maggiore durata.
I diamanti sintetici (granulometria 40-50 Mesh) sono immersi in una
amalgama composta da cobalto, con l’aggiunta di bronzo per
calibrarne la durezza, in funzione del materiale da tagliare. La
distribuzione dei diamanti è omogenea in tutto lo spessore
dell’amalgama (concentrazione media di 0,36 carato/perlina) e solo
una parte di questi affiora sulla superficie. Il consumo dei diamanti
Figura
25
sinterizzata.
-
Perlina
procede parallelamente a quello dell’amalgama che li ingloba,
consentendo così alla perlina di mantenere costante la capacità di taglio
fino al suo consumo totale.
Il meccanismo di taglio si può schematizzare, in entrambi i casi, come disgregazione della roccia per
mezzo di microutensili striscianti, montati su portautensile flessibile, che applicano localmente alla
superficie di contatto delle pressioni elevate, idonee alla asportazione di un piccolo spessore di roccia
(la passata dell’utensile). Il principio è, più o meno, analogo a quello su cui si basano le macchine
utensili ad “asportazione di truciolo”.
I costruttori di perline, ed anche i cavatori, si stanno orientando sempre più verso le perline
sinterizzate, in quanto, a fronte di un maggior costo, garantiscono una maggiore versatilità, potendo
agire sulla scelta dell’amalgama metallica, dei diamanti, in modo da arrivare a perline
“personalizzate” a seconda del materiale da tagliare.
I fili con perle elettrodeposte e struttura “tradizionale” sono ancora ampiamente diffusi nel taglio dei
lapidei calcarei, soprattutto nelle fasi di riquadratura, mentre, come detto, nelle pietre dure e per tagli
più impegnativi si ricorre in modo quasi esclusivo ai fili ricoperti con perle sinterizzate.
Le modalità di esecuzione dei tagli primari sono diverse (Fig.29):

taglio orizzontale, con chiusura del filo a cappio;

taglio verticale, con chiusura del filo a cappio (discendente o ascendente);

taglio cieco a catenaria rovescia.
32
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Figura 26 - Configurazione di taglio con il filo diamantato: A – taglio orizzontale (in pianta); B – taglio verticale con cappio discendente;
C – taglio verticale con cappio ascendente; D – taglio a “catenaria rovescia”.
Ruotando il gruppo volano/motore è poi possibile realizzare tagli obliqui, mentre, utilizzando in
modo opportuno coppie di pulegge di rinvio, è possibile posizionare la macchina anche in modo non
complanare al taglio da realizzare, a seconda degli spazi operativi a disposizione (fig. 81).
Indicativamente, la configurazione “ideale”, per prestazioni e comodità operativa, è comunque quella
a cappio verticale discendente.
Nel caso di taglio a cappio ascendente, a causa della difficile circolazione d’acqua nella parte
inferiore del taglio e del fatto che non si sfrutta il peso proprio del filo, si rileva un decadimento delle
velocità di taglio di circa il 35%. Nel caso di tagli “pari”, si rilevano mediamente velocità di taglio
inferiori del 50%, in quanto sussistono difficoltà nell’irrorazione di tutto il circuito di taglio e nel
mantenimento di un perfetto piano orizzontale. Nel caso non sia possibile realizzare due fori
convergenti, ad esempio perché si ha a disposizione solo una superficie libera, si può ricorrere alla
disposizione a “catenaria rovescia”, che permette la creazione di tagli “ciechi”, ma richiede una
preventiva perforazione di diametro elevato (fino a 250 mm) per l’alloggiamento delle speciali
pulegge di rinvio, senza poter peraltro del tutto eliminare un certo “cavallo” di roccia non tagliata.
I parametri principali per valutare l’efficacia del taglio con il filo diamantato sono:
 la velocità di taglio, espressa solitamente dalla superficie di taglio realizzabile in un’ora
(m2/h);
 la vita utile, (o durata, o produttività o resa del filo), espressa come superficie di taglio
realizzabile con un metro di filo prima che lo sia consumato completamente (m2/m).
Nella tabella seguente sono riportati alcuni dati sull’impiego del filo diamantato in cava, con
indicazione delle procedure correnti e delle prestazioni medie, in funzione del tipo di roccia da
tagliare.
Marmi
Tipo di filo e perline
Numero perline per metro
Velocità filo
Velocità di taglio
Resa del filo
Estensione dei tagli
Applicazioni
filo tradizionale con molle;
filo plastificato
perline elettrodeposte e sinterizzate
28-34 perline/m
30-45 m/s
6-12 m2/h fino a 20 m2/h
15-40 m2/m fino a 120 m2/m
20 m2 fino a 400 m2
eccezionalmente 1000 m2
tagli primari e secondari;
tagli di riquadratura
33
Graniti
solo fili ricoperti (plastificati o
gommati)
perline sinterizzate
32-40 perline/m
15-30 m/s
1-5 m2/h fino a 10 m2/h
2,5-7 m2/m fino a 12 m2/m
20-150 m2
tagli primari e secondari;
tagli secondari (in subordine)
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
I vantaggi derivanti dall’impiego della tagliatrice a filo consistono, nella versatilità d’uso, nel ridotto
impatto ambientale (vibrazioni, rumori mediamente inferiori a 70 dB, polveri), nella riduzione degli
scarti, grazie al ridotto spessore del taglio, all’assenza di lesioni indotte ed alla regolarità delle
superfici ottenute.
I limiti principali consistono nella necessità di una perforazione preliminare molto precisa, nella
necessità di una manodopera qualificata e nella necessità di disporre di un continuo
approvvigionamento d’acqua (problema da non trascurare in alcune regioni secche o con clima
particolarmente rigido). Il taglio a filo diamantato non può poi essere produttivamente sfruttato nel
caso di rocce altamente fratturate, laddove altre tecnologie si rivelano senz’altro più idonee ed
economiche.
Infine, nel caso di coltivazioni dove la roccia può essere sottoposta a forti carichi litostatici, la
relativa “lentezza” del taglio con il filo può permettere il rilascio di tensioni che causano movimenti
nella massa rocciosa stessa, vanificando così la planarità del taglio ed i vantaggi conseguenti.
2.3.4. Utilizzo di tagliatrici a catena, a filo e a cinghia nella coltivazione di rocce
tenere
Per completare il discorso sulle tecniche appena descritte, che sono quelle più diffuse in Italia nella
coltivazione dei “marmi”, si ritiene utile soffermarsi sulle principali modalità di impiego della
tagliatrice a filo diamantato e della tagliatrice a catena o a cinghia diamantata.
L’operazione preliminare per una coltivazione razionale, con configurazione a gradoni a cielo aperto,
è l’apertura di un “canale”, cioè la realizzazione di una terza superficie libera, oltre al fronte verticale
ed al piano superiore orizzontale, necessaria per facilitare le successive fasi di coltivazione.
Operando con le sole tagliatrici a filo è possibile seguire due diverse modalità e geometrie:
 l’apertura di un canale a “V” (Fig.30) che necessita di 3
perforazioni convergenti di diametro ridotto (da 36 – 40
mm con martello pneumatico manuale, 85-110 mm di
diametro con perforatrice idraulica o martello a fondo
foro, a seconda della profondità della perforazione). Si
realizza il taglio orizzontale di base a cappio e quindi,
dopo averlo rincalzato, i due tagli laterali con
configurazione ancora a cappio. Tale tipo di apertura,
oltre a sollecitare notevolmente il fio per l’avvio del
taglio sullo spigolo vivo (vertice), ha lo svantaggio di Figura 30 - Apertura del canale a “V”.
creare una superficie non in quadro con le altre,
determinando conseguenti perdite di volume in fase di riquadratura dei blocchi. Per contro
riduce al minimo il numero delle perforazioni e dei tagli necessari, con conseguente risparmio
di tempo, manodopera e quindi denaro. Tale operazione potrebbe risultare conveniente in
parti del giacimento più “difettose” - dal punto di vista estetico più che strutturale - quando
cioè una bassa resa in lastre di roccia è giudicata più tollerabile.
34
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
 L’apertura di un canale ad “U” (Fig.31) richiede invece 4
perforazioni preliminari, di cui le due verticali con grande
diametro (205-255 mm di diametro, con perforatrice oleopneumatica) per l’esecuzione preliminare del taglio cieco
di schiena, con configurazione a catenaria rovescia.
A fronte di un maggior impegno in termini di
perforazione e superfici da tagliare, si ottiene così una
geometria idonea al massimo recupero di volume
commerciale, con piani tra loro ortogonali. Nel caso
quindi di bancate sane o di materiale particolarmente Figura 27 - Apertura del canale a "U".
pregiato, i maggiori costi operativi possono essere senz’altro bilanciati da un recupero di
volume elevato. Si ricorda comunque che, al fine di evitare l’incastro della bancata tagliata, i
tagli laterali vengono comunque realizzati con una certa apertura “a coda di rondine inversa”
(svasatura).
Disponendo anche di tagliatrici a catena, l’apertura del canale può invece essere eseguita molto più
comodamente (Fig.32).
Si realizza infatti prima il taglio orizzontale di base con la tagliatrice a catena, che non necessita di
alcuna operazione preliminare di perforazione. Quindi si possono perforare i due fori verticali
posteriori (di diametro solitamente pari a 110 mm), evidentemente complanari ed intersecanti la
superficie orizzontale appena realizzata.
Il piano già libero alla base ed i fori eseguiti consentono di tagliare con il filo (con configurazione a
cappio) le superfici laterali ed anche quella di schiena (con cappio ascendente).
In questo modo si riducono al minimo le operazioni di perforazione (solo 2 fori) e si evita la difficile
operazione di far coincidere due fori in profondità, in quanto disponendo di una superficie già
tagliata alla base - e con un’apertura di circa 4 cm - si può comunque chiudere senza difficoltà il
circuito del filo intorno alla massa rocciosa. Inoltre, se gli spazi di cantiere lo consentono, il taglio
orizzontale di base può essere lungo a piacere (basta spostare progressivamente i binari su cui corre
la tagliatrice), risparmiando così ulteriori tempi morti di riposizionamento della macchina.
Figura 28 - Schema di apertura con tagliatrice a filo ed a catena.
Una volta creato un canale, è possibile eseguire l’intera operazione di distacco delle bancate con
l’impiego esclusivo del filo diamantato, anche se, per le stesse considerazioni appena fatte, la
35
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
configurazione di taglio più “efficiente” vede l’utilizzo affiancato di tagliatrici a filo e tagliatrici a
catena.
Ovviamente, in questo caso, la profondità della bancata è limitata alla lunghezza del braccio.
Quando le condizioni strutturali del giacimento consigliano di mantenere gradoni bassi, con altezza
massima di circa 3 m, è possibile invertire i ruoli delle due macchine, realizzando i tagli verticali con
la tagliatrice a catena ed il taglio di base con la tagliatrice a filo.
2.3.5. Tagliatrice a disco
Tale tecnologia è considerata “minore” ma localmente abbastanza utilizzata,
ad esempio nelle cave di tufo e calcari teneri stratificati.
La tagliatrice, a seconda del diametro del disco, consente infatti l’estrazione
diretta di blocchi da taglio o di conci di dimensioni più ridotte, per l’immediato
impiego nelle costruzioni edilizie.
Le macchine più comuni sono l’intestatrice e la scalzatrice: la prima consente
la realizzazione di tagli verticali, la seconda di tagli orizzontali. Entrambe
consistono in un piccolo affusto, con motore di 7,5 kW, collocato su binari e
quindi in grado di compiere tagli su lunghezze più estese. Una versione di
macchina tagliatrice è dotata sia di disco verticale che orizzontale, sfalsati tra
loro in modo da consentire la contemporanea esecuzione in cava dei tagli
verticale e orizzontale. Il tracciamento della fetta viene effettuato per strisce e
l’intera operazione è composta da un ciclo di attività elementari organizzate in
modo da ridurre al minimo i tempi morti complessivi (Fig.33). Una tecnologia
congenere è stata applicata anche nella coltivazione in sotterraneo delle
calcareniti (“tufo”) leccesi.
Figura 29 - Tecnica di
apertura di una fetta.
2.3.6. Water-jet
Questa tecnologia si basa sull’azione di taglio generata da un getto d’acqua ad elevata velocità ed
alta pressione (fino a 400 MPa) del diametro dell’ordine del millimetro.
Il meccanismo di taglio non si può schematizzare come un’asportazione di scaglia, ma come una
vera e propria disgregazione e distacco dei componenti della roccia.
Il water-jet risulta attualmente ancora ad uno stadio intermedio tra quello puramente sperimentale e
quello di applicazione di cantiere nelle cave, mentre è di corrente impiego nelle fasi di lavorazione
delle lastre in laboratorio e nel campo dei lavori di demolizione o modificazione di strutture in
calcestruzzo.
La macchina water-jet si può schematicamente ridurre a due componenti:
 Il generatore di pressione ha lo scopo di fornire una certa portata d’acqua ad una determinata
pressione. Normalmente, le pressioni in gioco sono dell’ordine di 100-400 MPa, e le portate
d’acqua sono dell’ordine di 5-80 l/min.
I metodi per fornire tali pressioni e portate sono essenzialmente due.
36
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Per pressioni fino a 200 MPa e portate elevate (nell’ambito del campo di variazione indicato
in precedenza) si utilizzano normalmente pompe volumetriche ad un solo stadio.
Per pressioni superiori e portate più basse si utilizza invece un sistema a due componenti: una
pompa volumetrica monostadio, capace di fornire pressioni di 10-20 MPa, ed un
amplificatore di pressione, costituito da due cilindri di differente diametro uniti tra loro: sul
cilindro a diametro maggiore agisce la pressione del liquido in arrivo dalla pompa, mentre il
cilindro di diametro minore agisce sulla mandata, elevando la pressione dell’acqua da 10-20
ad oltre 200 MPa.
La pompa monostadio senza amplificatore è più affidabile del secondo metodo, in quanto più
semplice e soggetta a sforzi minori; inoltre, gli studi sperimentali fino ad oggi condotti hanno
dimostrato che le condizioni migliori per il taglio si hanno per portate più elevate e pressioni
non eccessivamente alte. In seguito a tutto ciò, la tendenza attuale è quella di utilizzare il
sistema a pompa monostadio senza amplificatore.
Le potenze installate variano nel campo 20-300 kW nominali; l’azionamento del generatore
di pressione avviene indifferentemente con motore elettrico o con motore Diesel.
 L’utilizzatore è l’ugello, in cui il carico idraulico dell’acqua viene trasformato in energia
cinetica. Il gruppo ugello – supporto è definito ugelliera.
L’ugello è normalmente montato su di un’asta, che può spostarsi ed avanzare nel taglio in
modo da mantenere una distanza di taglio circa costante. L’asta può anche traslare lungo il
suo asse maggiore, in modo da spostare l’ugello lungo tutta l’estensione longitudinale del
taglio.
Esistono diversi sistemi di utilizzatore, che si differenziano per il numero di ugelli e per le
modalità di esecuzione del taglio. Quello che si è imposto nelle macchine oggi costruite
consiste in 1-2 ugelli montati su una testina oscillante su un piano perpendicolare alla
dimensione maggiore del taglio.
Tale soluzione è quella di più recente introduzione, e permette di utilizzare tenute fisse, con
una tecnologia più semplice, economica e robusta rispetto, ad esempio, a quella a testina
rotante. Come accennato in precedenza, la testina di taglio è sorretta da un’asta, la quale deve
avere dimensioni rilevanti per poter sopportare il rinculo di un getto che esce dall’ugello a
velocità supersoniche (fino a 800 ÷ 900 m/s). Per permettere il passaggio dell’asta nel taglio,
quest’ultimo deve avere una larghezza di alcuni centimetri. Normalmente, la larghezza del
taglio è compresa fra 4 e 8 cm. Chiaramente, è auspicabile che la larghezza di taglio sia la
minore possibile, in modo da minimizzare il lavoro e la quantità di materiale che viene
disgregato.
Le macchine water-jet si possono ancora distinguere in:
 macchine a generatore fisso, in cui il generatore di pressione e l’utilizzatore sono due entità
distinte, collegate tra loro solo dai tubi di trasporto dell’acqua in pressione. Il generatore può
essere comodamente posizionato in un punto fisso, e viene spostato lungo il taglio solo il
gruppo asta - testina. Questo metodo permette di avere minori potenze installate per i sistemi
ausiliari; si ha inoltre una migliore maneggevolezza della macchina, con maggiore facilità di
37
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
esecuzione di tagli orizzontali o comunque orientati. Per contro, si hanno una certa
complicazione costruttiva ed una maggiore lunghezza dei condotti idraulici, il che comporta
maggiori perdite di carico.
 Macchine a generatore semovente, in cui generatore ed utilizzatore sono uniti in un unico
blocco, che trasla lungo il taglio man mano che questo procede; la traslazione può avvenire su
gomma o su rotaia. Questa soluzione presenta pregi e difetti opposti rispetto alla precedente.
Dal punto di vista operativo, il taglio viene creato facendo traslare e penetrare l’asta con ugello, per
passate successive lungo la direzione prescelta (Fig.34).
L’avanzamento della macchina è automatizzato e consente operazioni non-stop e senza presidio
continuo di un operatore.
La profondità dei tagli realizzabili è di 2,5 - 3,5 m, arrivando fino a 8 m con una prolunga dell’asta.
Segue lo schema delle modalità di esecuzione del taglio con water-jet:
Figura 30 - Schema delle modalità di esecuzione del taglio con
water-jet (alzata del piano di taglio). 1) Taglio in discesa; 2) Taglio
in salita; 3) Avanzamento asta; 4) Taglio in discesa (secondo
ciclo).
Vantaggi:
 esegue un taglio molto preciso (anche se lascia una superficie molto “ruvida”), consentendo
una migliore resa in blocchi rispetto ad altri sistemi di taglio, particolarmente in rocce dure
(graniti, gneiss ecc);
 è facilmente automatizzabile, permettendo all’operatore di stare a distanza;
 ha un basso impatto ambientale: vibrazioni scarse o nulle (soprattutto in confronto ai metodi
che prevedono l’uso di esplosivo), nessuna immissione di sostanze inquinanti nell’ambiente
(salvo i gas di scarico di un eventuale motore Diesel e la nebulizzazione del detrito);
 accoppiato al filo diamantato, permette di realizzare in rocce dure ed abrasive schemi di
coltivazione analoghi a quelli utilizzati per il marmo (apertura del canale con idrogetto e
successivo taglio dei blocchi con filo diamantato).
38
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Problemi e limiti:
 bassa velocità areale di taglio;
 alta energia specifica di taglio;
 elevata rumorosità, soprattutto nelle fasi iniziali del taglio;
 difficoltà di commercializzare una macchina che abbia validità universale per ogni tipo di
roccia (o quasi);
 elevati costi di investimento iniziale;
 necessità di manutenzione costante, con una elevata professionalità richiesta agli operatori;
 necessità di disporre di acqua (e comunque di recuperarla).
2.3.7. Perforazione
Questa tecnica può essere utilizzata sia singolarmente che accoppiata ad altre tecniche quali ad
esempio il filo diamantato; in questo caso infatti è una tecnica preparatoria che permetterà poi di
utilizzare il filo. Se invece è impiegata come tecnologia autonoma, la perforazione può essere:
continua, se i fori sono interferenti e quindi si genera direttamente la superficie di distacco; oppure
discontinua se i fori sono eseguiti ad una certa distanza tra loro e quindi è necessario un successivo
dispositivo di distacco (elementi separatori meccanici, idraulici o chimici).
Le macchine perforatrici si possono differenziare in base al meccanismo di disgregazione della
roccia:
 a rotazione, con utensili striscianti o rotolanti: l’utensile viene premuto contro la roccia e
fatto ruotare, sgretolando localmente la roccia; questo metodo è idoneo ad attaccare rocce
tenere e non abrasive;
 a percussione: l’urto trasmesso all’utensile polverizza e/o plasticizza la roccia sotto l’area di
contatto, fino al distacco di scaglie per cedimento a taglio; la rotazione intermittente porta
l’utensile ad agire, nel colpo successivo, su un’altra area del fondo foro; il sistema è
particolarmente adatto per rocce dure, abrasive ed a comportamento fragile;

a rotopercussione: unisce le caratteristiche dei due metodi precedenti; normalmente tali
sistemi sono regolabili e si può passare dalla rotazione pura alla percussione semplice
attraverso una serie di situazioni intermedie.
Tali macchine possono avere un azionamento pneumatico o idraulico. Quelle a rotopercussione
hanno spesso due motori, uno dei quali comanda la rotazione, l’altro la percussione. Nelle macchine
a percussione semplice, invece, la rotazione dell’utensile dopo ogni colpo è di norma ottenuta con
artifizi meccanici che non comportano l’uso di un motore aggiuntivo.
I motori pneumatici (ad aria compressa) sono utilizzati nell’attività estrattiva da sempre: sono motori
alternativi, con pressione di alimentazione di 0,7 MPa, collegati ad un circuito di alimentazione, fisso
o volante, facente capo ad uno o più compressori, ad azionamento elettrico o Diesel.
39
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Il sistema pneumatico è economico, semplice e robusto; per contro hanno un rendimento molto basso
(quello complessivo del sistema compressore-circuito-utilizzatore è dell’ordine del 10-15%), e sono
molto rumorosi, in quanto l’aria in uscita dal motore, soggetto ancora ad una pressione superiore a
quella atmosferica, si espande all’aria aperta.
Di norma lo spurgo è effettuato con un getto d’aria compressa nel foro, essendo questa già
disponibile per la natura del sistema: ciò causa un problema di diffusione di polveri nell’atmosfera,
sempre fastidiose e, nel caso di rocce silicatiche, addirittura nocive. Un sistema per risolvere il
problema è quello di eseguire lo spurgo con una nebulizzazione aria-acqua, in modo da evitare il
diffondersi delle particelle più fini; un altro, più usato e con buoni risultati, è quello di posizionare
una cappa aspirante a bocca foro, per intercettare ed abbattere le polveri; alternativamente si può
utilizzare lo spurgo ad acqua, come avviene per le perforatrici di maggior diametro.
Ulteriore difetto è legato alla sicurezza: in caso di rottura di un tubo del circuito, l’aria a 0,7 MPa si
espande direttamente nell’atmosfera, talora con produzione di un’onda d’urto; in particolare, se il
tubo è flessibile (come spesso accade) può avere un effetto “frusta” pericoloso per uomini e mezzi.
Infine hanno una potenza abbastanza limitata.
Esistono macchine ad azionamento pneumatico di dimensioni molto diverse: si va infatti dai martelli
picconatori e martelli demolitori leggeri, utilizzabili a mano, ai carri di perforazione del peso di
parecchie tonnellate e con diametri di perforazione di oltre 100 mm. Un carro particolare è il wagon
drill: si tratta di una perforatrice pneumatica montata sul braccio di un carro semovente, sul quale, o
al traino del quale, è montato anche il compressore. Si tratta dunque di una macchina indipendente,
ma piuttosto pesante, dunque non adatta ad un uso in condizioni morfologiche disagevoli.
Le macchine ad azionamento idraulico hanno, di norma, motori alternativi (più raramente rotativi)
azionati dall’olio proveniente da una pompa installata sulla macchina stessa, o in un’apposita
centralina separata. Le pressioni operative di queste macchine sono di 10-15 MPa, fino a 20; in caso
di rottura dei tubi non si hanno problemi di espansione all’aria aperta, poiché l’olio, in quanto
liquido, è quasi incompressibile. Il rendimento di un sistema idraulico è abbastanza elevato, intorno
al 70%; è più facile effettuare lo spurgo ad acqua e non essendovi espansione di gas all’aria aperta,
queste macchine sono più silenziose di quelle pneumatiche; inoltre, grazie al circuito di
alimentazione completamente chiuso, è più facile silenziarle ulteriormente. La potenza trasmissibile
è molto maggiore e non esistono, da questo punto di vista, grosse limitazioni per il diametro di
perforazione, che può arrivare anche a 200-250 mm. La velocità di perforazione è molto superiore a
quella delle corrispondenti macchine pneumatiche, a parità di diametro (anche 4-5 volte superiore).
Per contro, rispetto alle analoghe macchine pneumatiche, quelle idrauliche sono di norma più pesanti
e, soprattutto, molto più costose.
Gli utensili a rotazione del tipo strisciante hanno delle sporgenze a lama, mentre quelli a percussione
ed a rotopercussione sono diversi a seconda del diametro. Per piccoli diametri (fino a 51 mm) si
usano di norma utensili con il tagliente a scalpello oppure a croce (due scalpelli incrociati a 90°
oppure a croce di S. Andrea). Per grandi diametri (oltre 80 mm) si usano taglienti a bottoni. Per i
diametri intermedi sono di norma disponibili entrambe le soluzioni.
La batteria di aste collega il motore all’utensile. Sono disponibili due diverse soluzioni.
40
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Per piccoli diametri (fino a 41 mm) si usano spesso i fioretti: si tratta di aste di lunghezza fissa,
normalmente a multipli di 80 cm, con l’utensile non separabile dall’asta stessa. In genere, ogni
fioretto ha un diametro dell’utensile inferiore a quello del fioretto immediatamente più corto, per
evitare che il nuovo fioretto si incastrarsi nel foro.
Risulta difficile raggiungere profondità superiori agli 8 m: oltre tali lunghezze, infatti, l’eccessiva
snellezza dell’asta non assicura più la rigidità necessaria ad impedire la deviazione del foro. Si può
anche eseguire il foro con un solo fioretto di lunghezza adeguata; questa opzione è però limitata dalle
dimensioni della macchina perforatrice e risulta difficile forare con questo sistema già oltre i 3-4 m; è
comunque una pratica abbastanza diffusa nel campo delle rocce ornamentali.
L’altro sistema, come accennato, è quello delle aste giuntabili: si tratta di segmenti di aste cave, con
le estremità giuntabili. Pure l’utensile è separabile dalle aste, così che, con una sola batteria di aste, si
possono anche eseguire fori di diametro diverso. Quest’opzione è però limitata ad un ristretto
intervallo di diametri: infatti, maggiore è il diametro di perforazione, maggiore è la spinta che grava
sulla batteria, la quale deve essere abbastanza rigida da non flettersi; comunque, si può ad esempio
utilizzare una sola batteria di aste per forare con diametri da 51 a 64 mm; chiaramente, il diametro
delle aste (più i manicotti) è alquanto inferiore a quello dell’utensile.
La perforazione avviene con una serie di passaggi analoga a quella vista per i fioretti, con una
differenza: una volta esaurita nel foro la lunghezza dell’asta, se ne aggiunge un nuovo segmento:
questo si può evidentemente fare anche senza estrarre tutta la batteria, ma semplicemente svitando la
prima asta dalla seconda ed aggiungendo un elemento tra le due.
Le aste giuntabili sono disponibili per diametri da 51 mm in su. Un loro difetto è quello che ogni
giunto rappresenta un punto di dispersione dell’energia, soprattutto per i sistemi a percussione ed a
rotopercussione. Infatti, l’onda d’urto generata a bocca foro, che si trasmette lungo tutta la batteria,
incontrando ad ogni giunzione una discontinuità, viene parzialmente riflessa e causa dunque una
dissipazione di energia, segnalata da un sensibile riscaldamento dei manicotti. Ciò induce problemi
su lunghezze di perforazione elevate (le macchine da cava arrivano fino a 20-25 m di profondità). Su
tali lunghezze, inoltre, si possono presentare notevoli problemi di deviazione dalla rettilineità.
Per rimediare a questi difetti, sono state introdotte le perforatrici con martello a fondo foro, spesso
indicate col nome inglese down-hole, o con la sigla DTH (down the hole). Si tratta di macchine a
rotopercussione, aventi il motore di rotazione esterno ed il motore a percussione posizionato al
termine della batteria di aste, subito prima dell’utensile di taglio: il motore è pneumatico e viene
alimentato da un condotto che passa nelle aste stesse (come richiesto per lo spurgo pneumatico). In
questo modo il guidaggio del foro è molto migliore, e la deviazione è notevolmente ridotta.
È però possibile solo lo spurgo pneumatico, con tutti i problemi che ne derivano.
Il telaio di sostegno e guida di un martello ordinario può assumere diverse conformazioni, ma può
anche essere assente, come nel caso delle perforatrici leggere a mano; normalmente è costituito da
un’incastellatura che sorregge le aste, il motore ed il sistema di avanzamento delle aste;
l’azionamento può essere meccanico, idraulico o pneumatico e spesso è realizzato, con opportune
riduzioni e/o meccanismi, dallo stesso motore di perforazione.
Il telaio di regola è installato su una struttura che gli permetta di muoversi, in modo da eseguire fori
in punti diversi. Nelle perforatrici più piccole, tipiche di molte cave di rocce ornamentali, il telaio è
41
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
reso semovente grazie ad installazione su rotaie, con scartamento di 1 m o meno e con un sistema a
cremagliera che permette al telaio di muoversi sul binario: l’azionamento del meccanismo di
movimento è pneumatico od idraulico, a seconda del tipo di perforatrice installata. Per diametri
maggiori si usano invece veri e propri carri di perforazione: il telaio è installato su un carro,
normalmente a 4 ruote gommate, o su un piccolo trattore, gommato o più spesso cingolato. Nel
wagon drill, come già detto, il carro porta anche il compressore.
Macchine particolari sono le tagliablocchi: si tratta di perforatrici di piccolo diametro, storicamente
pneumatiche, ma oggi anche idrauliche, utilizzate per la sezionatura e la riquadratura dei blocchi già
distaccati dal monte. In queste macchine il telaio (o ritto) supporta due o più perforatrici parallele,
che lavorano contemporaneamente, in modo da accelerare le operazioni.
Si torna ora a parlare del problema della deviazione del foro. Quando si progetta un abbattimento a
gradino diritto con esplosivo, si ipotizza che i fori siano tutti rettilinei, paralleli tra loro ed
equidistanti dalla superficie libera parallela al piano in cui essi giacciono (superficie libera
principale). Ciò è, nella pratica, difficilmente realizzabile, in quanto, a causa della snellezza della
batterai di aste, della disomogeneità della roccia o di errori di esecuzione dei fori, essi possono
deviare dalla direzione di progetto: la deviazione può essere dovuta al solo imperfetto
posizionamento all’origine, nel qual caso il foro, pur essendo rettilineo, perde il parallelismo rispetto
agli altri e/o alla superficie libera; più spesso, però, il foro perde la rettilineità, assumendo curvature
indesiderate.
Questo fatto è molto grave, in quanto la perdita delle condizioni ideali di progetto può causare effetti
deleteri: in un taglio di roccia ornamentale, un errato allineamento dei fori può impedire che il taglio
avvenga, oppure può causare la rottura del blocco, spesso con proiezioni.
Per diminuire la deviazione senza cambiare attrezzatura, si opera riducendo la spinta sulle aste
(maggiore è la spinta, maggiore risulta l’inflessione delle aste per carico di punta), riducendo però
proporzionalmente la velocità di avanzamento.
I problemi di deviazione sono poi via via più gravi man mano che ci si allontana dalla verticalità, per
l’effetto della gravità: i fori orizzontali di piccolo diametro presentano spesso problemi di sensibile
deviazione, particolarmente se sono di una certa lunghezza (oltre 4-5 m).
2.3.8. Perforazione continua (line drilling)
Con la perforazione continua si realizzano superfici di taglio,
senza il ricorso ad elementi ausiliari di distacco. Con questo
metodo (noto anche come line-drilling, slot-drilling o multidrill)
si realizzano fori affiancati l’uno all’altro, con le generatrici
intersecantesi (Fig.35). In pratica si realizza, con la sola
perforazione, una fenditura continua. Tale tecnica può essere
utilizzata con efficacia in rocce compatte o particolarmente
vulnerabili all’azione dell’esplosivo.
Figura 31 - Taglio con line-drilling.
42
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
2.3.9. Perforazione e cunei o spaccarocce
Queste tecniche di taglio possono essere impiegate in tutti i tipi di roccia,
ma trovano applicazione soprattutto nella coltivazione di pietre dure e
comunque poco deformabili.
È un sistema molto antico, ma applicato in numerose situazioni ancora
oggi, soprattutto in fase di sezionamento delle bancate; prevede la
creazione di una superficie di distacco inserendo e conficcando nei fori
Figura 32 - Sezionamento di una dei cunei guidati da alette (Fig.36). L’infissione dei cunei in profondità,
bancata con tagli verticale
per mezzo di mazze impiegate a mano, causa una frattura lungo il piano
eseguiti con cunei.
individuato dalla perforazione. Il cuneo, di metallo speciale, forgiato in
modo da essere il più possibile indeformabile, ha dimensioni che variano da 135 a 800 mm di
lunghezza e da 12 a 40 mm di diametro.
Una versione “meccanizzata” dei cunei è costituita dagli spaccarocce,
“cilindri” metallici che, inseriti nei fori esercitano, grazie ad un sistema
oleodinamico, una pressione sulle pareti, inducendo una frattura lungo il
piano predeterminato dalla perforazione (“ago infernale”).
Lo spaccaroccia è formato da un cilindro, al cui interno un pistone fa
penetrare un cuneo (acciaio legato con inserti in carburo di tungsteno)
che, allargando le alette laterali (sempre in acciaio, riporti di materiale
antifrizione), provoca la spaccatura della roccia (Fig.37). La spinta è
fornita da una centralina oleodinamica, funzionante ad una pressione di
50-60 MPa, azionata da un motore elettrico e collegata a più cilindri
spaccaroccia.
Figura 33 spaccaroccia.
Schema
dello
2.3.10. Perforazione ed impiego di “agenti demolitori chimico-fisici”
Vi sono malte espansive che vengono impiegate se in cantiere è impossibile utilizzare gli esplosivi e
i metodi appena descritti per spaccare la roccia meccanicamente. Esse sono miscele a base di calce e
vengono versate all’interno dei fori, dove producono pressioni fino a 80 MPa, e causano la rottura
dei ponti di roccia tra i fori, superando di gran lunga la resistenza alla trazione di qualsiasi materiale
roccioso.
A seconda del tipo di miscela e della temperatura ambiente, i tempi d’azione variano da un minimo
di 6 ad oltre 24 ore, con evidenti limiti di produttività.
Inoltre, tale tecnica perde di efficacia nel caso di materiali fratturati ed è anche causa di pericolose
incertezze d’effetto.
Per contro si evita qualunque problema legato a vibrazioni, rumori, proiezioni e polveri.
Altra tecnologia che permette la creazione di superfici di distacco senza ricorrere all’esplosivo è
costituita da i tubi a CO2 (metodo Cardox).
Si tratta di un metodo utilizzato soprattutto in alcune operazioni di demolizione in roccia. Si sfrutta il
fenomeno dell’espansione dell’anidride carbonica dallo stato liquido a quello gassoso: tale
43
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
espansione provoca una forte e quasi istantanea pressione sulle pareti del foro, rompendo a trazione
la roccia lungo il piano di frattura predeterminato.
Infine, merita un cenno anche una nuova tecnologia che, pur nota da diverse decine di anni per altre
applicazioni, è in fase di sperimentazione per il taglio di rocce ornamentali. Si tratta di cilindri di
piccolo diametro, realizzati con “leghe a memoria di forma” (shape memory alloy – SMA). Tali
materiali metallici sono caratterizzati da una trasformazione martensitica termoelastica reversibile,
che può causare una variazione di forma macroscopica, ed è alla base dell'effetto memoria di forma e
della pseudoelasticità. I cilindri di SMA, “innescati” col riscaldamento fornito da batterie elettriche,
si espandono esercitando notevoli pressioni sulla roccia e quindi riassumono la loro forma originale.
Anche questa tecnologia è in fase di sviluppo per sostituire eventualmente l’esplosivo nella
coltivazione di pietre ornamentali.
2.4. Tecniche per il ribaltamento delle bancate
Nel caso non si lavori a gradino basso, una volta
separata completamente la bancata dalla massa
rocciosa circostante, si procede al suo ribaltamento
sul piazzale di cava.
Questa operazione, a causa delle disomogeneità
strutturali della roccia, può presentare notevoli
difficoltà e seri rischi per i cavatori.
Per limitare le rotture della bancata al momento del
ribaltamento, innanzitutto, si prepara il letto di
caduta, costituito da un cumulo di detriti di pietra e
terreno.
Figura 34 - Ribaltamento per mezzo di escavatore idraulico.
Si procede quindi al ribaltamento vero e proprio, la
cui esecuzione può avere una durata estremamente
variabile, da alcune decine di minuti fino a qualche ora, nel caso di particolari difficoltà. Vediamo le
tecniche più usate.
2.4.1. Cuscini divaricatori
Generalmente si ricorre, per il ribaltamento sul piazzale, a “cuscini
divaricatori” in lamiera d’acciaio, di forma quadrata o rettangolare,
inseribili direttamente nello spessore minimo lasciato dal taglio (Fig.39).
Una volta posizionati, i cuscini vengono “gonfiati”, così da esercitare la
spinta laterale necessaria per allargare il taglio (20  50 cm) di una
larghezza sufficiente da permettere il ribaltamento definitivo del solido, ad
esempio facendo leva con la benna di un escavatore.
Il modello più diffuso funziona ad acqua (hydro-bag): l’attrezzatura è
costituita da una centralina, con motore elettrico, che invia ai cuscini
l’acqua, ad una pressione di 30 bar, determinandone l’allargamento con la
44
Figura 35 - Allargamento del
taglio con cuscini divaricatori
ad acqua.
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
conseguente movimentazione della bancata, grazie ad una spinta unitaria di 300 t.
Ogni cuscino pesa 7-15 kg ed ha uno spessore millimetrico (2-4 mm), tale da consentire
l’inserimento anche nel sottile taglio creato dal filo diamantato. Una volta gonfiati, essendo il metallo
deformato permanentemente, i cuscini non possono essere riutilizzati. Si tratta di una tecnologia
semplice, economica ed efficace.
Un altro tipo di impianto divaricatore è costituito da cuscini in PVC e poliestere: i cuscini, collegati
ad una centralina di distribuzione dell’aria compressa, sono inseriti in tagli di larghezza centimetrica
e gonfiati con una pressione di 2-3 bar. In questo caso, possono essere riutilizzati più volte, anche se
sono più “delicati” dei cuscini metallici, in quanto, in presenza di scaglie taglienti, potrebbero
lacerarsi.
2.4.2. Martinetti oleodinamici
Quando non c’è abbastanza spazio per la manovra dell’escavatore, si ricorre a martinetti
oleodinamici per indurre il ribaltamento della bancata; essi consistono in pistoni, scorrevoli dentro
cilindri d’acciaio, con corsa massima di oltre 2 m e peso di 80-95 kg. Azionati da centraline a motore
(2-4 kW), sono capaci di esercitare spinte di alcune centinaia di tonnellate (fino a 300 t).
La pressione di esercizio della centralina è di 70 MPa.
Per l’alloggiamento iniziale dello strumento occorre sfruttare l’allargamento creato con i cuscini
oppure creare delle piccole nicchie con il martello pneumatico. Dopo i primi movimenti della
bancata, i martinetti vengono gradualmente ed alternativamente calati nello spazio creatosi tra la
bancata e il monte, in modo da esercitare la spinta necessaria al completo ribaltamento (Fig.40).
Figura 36 - Schema di sistema a martinetti oleodinamici.
In condizioni particolarmente difficili, il ribaltamento può essere anche effettuato tramite la trazione
diretta della bancata con un cavo di acciaio od altri artifici (ad esempio, aste uncinate, ecc), collegati
ad una pala meccanica.
L’operazione può tuttavia risultare pericolosa in quanto, pur escludendo che il mezzo si possa trovare
al di sotto della bancata da ribaltare (e quindi, nel caso di distacchi imprevisti, anche solo di parte
45
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
della bancata, con il rischio concreto di urti e schiacciamenti) improvvisi strappi del cavo possono
avere conseguenze imprevedibili sugli operatori presenti.
2.5. Tecniche di movimentazione
Sono tutte le manovre di carico, scarico, sollevamento, spostamento, sia dei materiali estratti sia delle
macchine operatrici stesse.
Le macchine più utilizzate per svolgere tali operazioni sono le pale caricatrici e gli escavatori
idraulici, gommati o cingolati.
Le pale cingolate (Fig.41) sono più lente e hanno un raggio
d’azione più limitato rispetto alle pale gommate ma sono
preferite nel caso sia richiesta un’ottima trazione e la
necessità di agire in spazi ristretti o particolarmente
impervi.
Viceversa,
le
pale
gommate (Fig.42) hanno
un
capacità
di
Figura 37 - Pale cingolate.
trasferimento e quindi un
raggio d’azione molto ampio,
mostrando una notevole flessibilità
d’uso, anche come LHD.
Insieme alle pale gommate, gli
escavatori idraulici (generalmente a Figura 39 - Pale gommate.
benna rovescia) (Fig.43) sono macchine assai flessibili ed oggi
indispensabili per attività di cava di una certa dimensione e con un
livello produttivo elevato, essendo utilmente impiegate in ogni fase del
ciclo di cava.
Figura 38 - Escavatori idraulici.
Segue una tabella con le operazioni che possono essere svolte con le macchine appena viste:
OPERAZIONE
scopertura/sterri
preparazione/manutenzione piste e
piazzali
creazione letto di ribaltamento delle
bancate
ribaltamento bancate
movimentazione blocchi
movimentazione attrezzature
movimentazione detriti
abbattimento porzioni
fratturate/disgaggi
riduzione pezzatura informi e scaglie
installazione macchine perforatrici
PALE GOMMATE
efficace
PALE CINGOLATE
efficace
ESCAVATORI
efficace
efficace
efficace
sufficiente
efficace
sufficiente
efficace
efficace (con cavi)
efficace
efficace
efficace
efficace (con cavi)
sufficiente
sufficiente
sufficiente
efficace
sufficiente
non indicato
sufficiente
non impiegabile
non impiegabile
efficace
non impiegabile
non impiegabile
non impiegabile
non impiegabile
efficace (martellone)
efficace
46
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Infine, un impianto tuttora diffuso ed impiegato in
molte cave di pietra, sia di monte che di pianura a fossa
è la gru derrick (Fig.44).
Nelle cave, dove la morfologia non consente un
accesso tradizionale tramite rampe, è un mezzo
insostituibile.
I modelli più grandi, con braccio da 70 m di lunghezza
e portate sino a 50 t, arrivano a servire un’area di oltre
6˙500 m2. Il limite principale del derrick consiste nella
sua installazione fissa: la collocazione deve quindi
essere scelta attentamente sulla base dello sviluppo
previsto delle aree in coltivazione. Inoltre, in contesti
ambientali particolarmente pregiati, la presenza di un Figura 40 - Gru derrick.
derrick può causare un certo impatto visivo temporaneo, comunque ovviabile in parte con
verniciature “mimetiche”.
2.6. Lavorazioni successive dei blocchi estratti
Il prodotto finale ottenuto in cava è il blocco di
dimensioni standard, il quale viene usato senza ulteriori
lavorazioni solo per un limitato numero di opere quali:
la costruzione di massicci muri per terrazzamenti,
argini dei fiumi, soglie, briglie, ed altre attività
sporadiche.
In alcuni casi i blocchi sani e privi di difetti possono
essere impiegati per la realizzazione di sculture da parte
di marmisti.
I blocchi irregolari, che non si prestano alle lavorazioni
successive, possono essere impiegati come blocchi da
scogliera.
Nella maggior parte dei casi comunque il blocco viene trasportato in uno stabilimento in cui subirà
lavorazioni successive che avranno come risultato finale dei semilavorati: lastre con diversi
trattamenti superficiali.
Generalmente poi, il passo successivo, non è l’utilizzatore ma un laboratorio di marmisti che dalla
lastra (e da altre forme derivanti dal blocco) ricaverà il prodotto finale vero e proprio, direttamente
utilizzabile dal cliente privato.
2.6.1. La segagione
La prima lavorazione a cui è sottoposto il blocco che arriva in stabilimento dalla cava è la segagione,
ovvero la sua suddivisione in lastre tramite taglio.
Questo può essere effettuato in vari modi: spacco naturale, tagliatrice a disco gigante con utensili
diamantati, telaio multifilo o multilama.
47
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Uno dei metodi più comuni è proprio il telaio multilama (Fig.45): esso presenta tante lame di acciaio
temprato (spesse circa 6 mm) poste ciascuna ad una distanza regolabile per ottenere lastre dello
spessore voluto ; il loro compito è quello di trascinare sul blocco la torbida abrasiva che viene
continuamente versata a “pioggia” dall’alto.
Questo procedimento determina l’abrasione e quindi il taglio (spessore di un centimetro circa).
La torbida è costituita da graniglia abrasiva di
acciaio (vero e proprio agente tagliente), acqua e
calce (che funge da antiossidante e previene la
formazione di ruggine nell’acciaio, evitando così di
danneggiare le lastre e/o di ridurne drasticamente il
valore).
Le lame sono dotate di scanalature atte a lasciar
passare la torbida abrasiva e, poiché si consumano
velocemente, consentono di effettuare al più 3-4
tagli.
Le lastre così ottenute presentano però superfici
esteticamente inadeguate al loro utilizzo come pietre
Figura 41 - Taglio con telaio multilama.
ornamentali;
risulta
quindi
praticamente
indispensabile lavorarle con il trattamento superficiale più adeguato allo scopo finale di utilizzo. A
volte essi possono essere abbinati in uno stesso pezzo per ottenere delle decorazioni particolari.
I principali trattamenti sono:
 Fiammatura;
 Bocciardatura;
 Spazzolatura;
 Lucidatura;
 Idroscolpitura.
2.6.2. Fiammatura
Questa lavorazione prevede la realizzazione di un forte shock termico localizzato e superficiale
tramite una fiamma alimentata ad ossigeno e propano e il successivo raffreddamento con acqua; ciò
fa sgretolare un sottilissimo strato superficiale che si distacca dalla lastra e al di sotto lascia una
superficie dall’aspetto molto più naturale.
Figura 42 - Fiammatura.
48
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
2.6.3. Bocciardatura
Questa è una delle più antiche forme di trattamento e
inizialmente veniva eseguita a mano: si esegue tramite la
percussione di un utensile (oggi azionato ad aria compressa)
chiamato “bocciarda” (Fig.47), o punzone, avente diverse punte
piramidali che producono sulla lastra delle scalfiture di
dimensioni diverse a seconda della forma e della dimensioni del
punzone, oltre che della forza di martellamento. Ciò conferisce
alla superficie una certa scabrezza.
Figura 43 - Bocciarda.
2.6.4. Spazzolatura
Con questa tecnica, la superficie della lastra viene percorsa e
sfregata vigorosamente da delle vere e proprie spazzole (Fig.48)
premute contro la lastra e dotate di setole di varia durezza e
flessibilità (acciaio, ottone, sintetiche) che conferiscono alla
superficie una certa lisciatura addolcendo le asperità.
Il materiale diventa così gradevole al tatto e facilmente pulibile,
quindi adatto per interni.
Figura 44 - Spazzola.
2.6.5. Lucidatura
È la lavorazione che esalta maggiormente la bellezza della pietra e che mette in risalto al meglio i
suoi colori rendendola lucida e riflettente.
La lastra entra nella lucidatrice trasportata da un nastro continuo e qui viene dapprima levigata (le
asperità sono livellate) e poi lucidata in un processo continuo che prevede l’utilizzo di una serie di
mole (le cui teste ruotano, traslano e sono premute contro la lastra) con granulometria dell’abrasivo
via via decrescente.
Questa lavorazione è la più costosa ed è quindi usata poco e solo per interni (ricordando inoltre che,
vista la sua scivolosità, è illegale in alcuni paesi il suo utilizzo per la pavimentazione di edifici
pubblici).
2.6.6. Idroscolpitura
In questo caso la lastra viene colpita con getti d’acqua ad altissima pressione che rendono scabra la
superficie; i fattori che influenzano la rugosità ottenuta sono la pressione di esercizio, l’altezza degli
ugelli e la loro velocità di traslazione (oltre ovviamente al materiale lavorato).
49
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
3. Splitting dinamico
Finora sono state analizzate tutte le possibili tecnologie di coltivazione delle pietre ornamentali che
possono essere prese in considerazione in una cava, di qualunque tipologia essa sia.
Sono poi stati affrontati i vari campi di applicazione, i vantaggi e gli svantaggi, e i problemi per
quanto riguarda la sicurezza, delle più comuni tecniche di taglio della bancata, con particolare
attenzione a quelle più frequenti in Italia.
Insieme a queste si è anche fatto un cenno ai metodi e ai dispositivi più comunemente usati per il
ribaltamento delle bancate, la movimentazione di blocchi e macchinari, e infine le lavorazioni fatte
sulla roccia estratta per fornirle le caratteristiche ottimali richieste dall’utilizzatore finale.
A questo punto però è stato tralasciato uno dei metodi più comuni nelle cave italiane di pietre dure:
lo splitting dinamico. In questo capitolo ne verranno analizzate le caratteristiche e i campi di
applicazione.
3.1. Descrizione del metodo
Lo splitting dinamico rappresenta la tecnica più tradizionale, consolidata ed economica nella
coltivazione delle pietre “dure”.
Per quanto riguarda la coltivazione dei “marmi” è invece oggi applicata marginalmente, a causa della
scarsa resa e delle ripercussioni negative sulla fratturazione dell’ammasso, in confronto soprattutto
all’impiego delle tagliatrici a filo ed a catena.
La tecnica in esame può essere considerata come un’applicazione estrema dei concetti di
abbattimento controllato e di perforazione di precisione.
Cariche esplosive, solitamente cordoni di miccia detonante alla pentrite da 6-15 g/m, sono collocate
in fori di piccolo diametro (circa 32-34 mm), ravvicinati (15-40 cm di interasse), paralleli e
complanari, e fatte detonare simultaneamente tramite una miccia “maestra” di collegamento.
La frattura si genera grazie agli sforzi di trazione indotti nei ponti di roccia tra i fori mentre l’eccesso
di energia d’esplosione garantisce un piccolo spostamento nella massa isolata. Se tutte le operazioni
sono condotte in modo corretto, si possono osservare sulle superfici tagliate le “mezze canne” dei
fori e non si verificano fratturazioni incontrollate.
3.2. Criteri di dimensionamento delle volate
Nella coltivazione di pietre ornamentali, si mira a staccare dal monte una porzione di roccia, di forma
il più possibile regolare, danneggiando il meno possibile sia il materiale isolato sia quello destinato a
restare in posto. La filosofia operativa è quindi completamente diversa da quella delle volate per
materiali industriali: gli effetti ricercati sono solo quelli di distacco ed eventualmente di
movimentazione del blocco. Infatti, si parla tipicamente di stacco e non di abbattimento.
I consumi specifici che si riscontrano nella coltivazione di pietre ornamentali sono molto più bassi di
quelli ottenuti per i materiali industriali: solo raramente si superano i 50 g/m3.
50
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Il concetto stesso di consumo specifico infatti, espresso in termini di quantità di esplosivo necessario
per movimentare un volume unitario di roccia, perde un po’ di significato: spesso si utilizza, come
parametro di progettazione o di controllo, un consumo specifico riferito alla superficie, definito come
la quantità di esplosivo necessaria ad ottenere un taglio di superficie unitaria.
Per quanto riguarda le superfici, esse si possono distinguere in:
 Superficie attiva: diametro foro per lunghezza caricata;
 Superficie resistente: interasse tra i fori per lunghezza forata.
Sarà indispensabile rispettare i rapporti adeguati tra queste aree e far si che la forza di trazione
generata dai gas sia maggiore della resistenza a trazione della roccia.
I principali parametri da considerare nel dimensionamento delle volate
sono: diametro di perforazione, interasse, parallelismo e complanarità dei
fori; tipo di esplosivo (solitamente detonante e con alto
disaccoppiamento, oppure polvere nera); intasamento dei fori.
Figura 45 - Schema di foro
caricato con miccia detonante
alla pentrite e borraggio con
acqua.
Un metodo di dimensionamento immediato è
il seguente: si ipotizza che la spinta generata
dai gas dell’esplosione debba vincere la
resistenza a trazione della roccia compresa tra
due fori adiacenti (Fig.50).
La pressione PS interna al foro è funzione
della pressione specifica dell’esplosivo, ps.
I parametri d’ingresso sono:
 tipo di esplosivo;
 diametro di perforazione Øf e della
carica Øc;
 lunghezza del foro Lf;
 lunghezza caricata Lc;
 resistenza a trazione della roccia T.
Figura 46 - Meccanismo di azione dell’esplosivo nel taglio di pietre
ornamentali secondo un’approssimazione quasi-statica.
Imponendo l’equilibrio statico del sistema, si ottiene la seguente formula per il calcolo dell’interasse
tra i fori (M. Fornaro, R. Mancini):
∅f
𝐿c
∅c 2
𝑖 = ∅f +
∙ 𝑝s ∙ e ∙
∙
𝑘∙𝑇
𝐿f
∅f
Dove:
 e è la densità dell’esplosivo, espressa in t/m3, dato che la pressione specifica dell’esplosivo è
riferita ad 1 t (di esplosivo) che si decompone in 1 m3 (di volume);
51
Politecnico di Torino



TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
k è un fattore che tiene conto dell’effetto di allineamento dei fori ed è normalmente posto pari
a 0,5 (per sicurezza lo si può anche considerare pari a 1, soprattutto se risultano interassi
piuttosto elevati);
ps sono le pressioni specifiche degli esplosivi e sono fornite dai fabbricanti;
T è la resistenza a trazione della roccia e può essere nota a seguito di una caratterizzazione
completa del materiale a fini commerciali (determinata di solito con prove per lo più
“indirette”: a flessione su barrette o brasiliana), oppure essere stimata dalla resistenza a
compressione semplice (la resistenza a trazione è mediamente 1/10 di quella a compressione).
Tale metodo però entra in crisi per il taglio con miccia detonante, soprattutto nel caso di borraggio
con acqua. In questo caso, infatti, si hanno due grossi problemi di applicazione: è difficile definire
con precisione Øc, ed un errore anche piccolo su questo valore si riflette sensibilmente sul risultato
finale; la presenza dell’acqua nel foro, con un meccanismo di propagazione dell’onda d’urto diverso
da quello in aria, cambia le condizioni al contorno dell’analisi quasi-statica.
Per evitare questi problemi sono stati sviluppati altri metodi di dimensionamento, generalmente
basati sull’interpolazione di dati registrati in diverse cave dello stesso tipo. La metodologia di taglio
con miccia detonante è infatti abbastanza “standardizzata”, almeno nei graniti: normalmente il
diametro di perforazione è di 32 mm, l’interasse tra i fori è tra 4 e 7 volte il diametro di perforazione.
Si prenda in considerazione, ad esempio, un metodo basato sull’interpolazione di diversi dati
sperimentali relativi a cave di granito della Sardegna, coltivate con la tecnica dello splitting
dinamico, e quasi tutte con l’uso del borraggio ad acqua (M. Cardu).
Il metodo prende in considerazione gli effetti desiderati ed indesiderati della volata: quelli desiderati
sono essenzialmente il distacco di una certa superficie di roccia e lo spostamento ad una certa
distanza del volume di roccia liberato dal taglio; quelli indesiderati (ad esempio, vibrazioni,
frammentazione eccessiva, rumori, ecc) si possono conglobare in una costante.
Attraverso l’interpolazione dei dati sperimentali si è ottenuta la seguente formula, che permette di
calcolare il consumo specifico in g/m3:
𝐴
𝑃. 𝐹. = 𝑎 + 𝑏 ∙ + 𝑐 ∙ 𝑠
𝑉
Dove:
 s è lo spostamento desiderato [m];
 A è la superficie di distacco da ottenere[m2];
 V è il volume da distaccare [m3];
 a è una costante empirica che vale 10,5 g/m3;
 b è una costante empirica che vale 26,5 g/m2;
 c è una costante empirica che vale 28,7 g/m4;
Determinato il consumo specifico, e conoscendo il volume del blocco da tagliare, si può calcolare la
quantità totale di esplosivo da usare:
52
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
𝑄PETN = 𝑃. 𝐹 ∙ 𝑉 espressa in [g]
Quindi il conseguente metraggio da utilizzare:
𝑚. 𝑚. 𝑑. =
𝑄PETN
𝑞
espressa in [m]
Dove q è la carica lineare della miccia detonante espressa in [g/m] che in genere varia tra i 10 e i 12
g/m.
Una volta noti i metri di miccia occorrenti, è possibile stabilire il numero di tratti n di miccia con cui
caricare i fori da mina e successivamente ricavare la lunghezza totale dei fori da eseguire:
𝐿f TOT =
𝑚 .𝑚 .𝑑.
𝑛
espressa in [m]
valore per mezzo del quale è finalmente possibile ricavare l’interasse tra i fori:
𝐸=𝐿
𝑆
f TOT
indicato in [m].
3.3. Esplosivi impiegati
La carica esplosiva utilizzata in questo campo è la miccia detonante alla Pentrite che consente,
grazie al piccolo diametro, il disaccoppiamento della carica, permettendo la formazione di un gap tra
carica e pareti del foro da mina, e una ridotta densità di caricamento. Essa, infatti, funge da innesco
per la detonazione di una carica detonante collegata ad una delle sue estremità e di altre cariche a cui
è a contatto, con velocità di detonazione variabili tra 6 e 7 km/s. La sua carica allungata, il piccolo
diametro e la detonazione sicura rendono la carica più adeguata per le operazioni di abbattimento
controllato.
Secondo la classificazione tecnica degli esplosivi T.U.L.P.S. (Testo Unico delle Leggi di Pubblica
Sicurezza) la miccia detonante fa parte della Categoria II, in cui sono comprese le dinamiti ed i
prodotti affini negli effetti esplodenti ed è costituita da un involucro in materiale plastico
impermeabilizzato contenente, in diverse densità, un esplosivo detonante chiamato Pentrite (PETN).
La PETN (tetranitrato di pentaeritrite) appartiene alla famiglia degli esplosivi secondari di tipo
industriale: essa infatti si ottiene mediante diverse fasi di nitrazione, con miscela di HNO3 e H2SO4,
della pentaeritrite con la seguente reazione chimica:
C(CH2OH)4 + 4HNO3 → C(CH2ONO2)4 + 4H2O
dalla quale si ricava la sua formula chimica C5H8N4O12.
Dalla reazione chimica si può osservare il difetto di O2 nel processo, peculiarità che determinerà la
produzione di CO a seguito dell’esplosione, e la necessità che l’acido nitrico utilizzato sia di estrema
purezza per evitare sottoprodotti spuri altamente instabili che altererebbero la qualità dell’esplosivo.
53
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Nei casi in cui la resistenza a trazione della roccia sia particolarmente elevata, si tende a combinare
alla miccia detonante della Polvere Nera a fondo foro, per agevolare il distacco al piede della
bancata.
La Polvere Nera è un miscuglio deflagrante solitamente confezionato o allo stato granulare o in
cilindretti pressati, utilizzato prevalentemente come esplosivo da mina per il distacco di blocchi di
pietra ornamentale. Essa produce un onda di deflagrazione subsonica ma spesso è fatta esplodere
mediante la detonazione di una miccia detonante, pur non essendo un esplosivo detonante.
La sua composizione è molto varia, a seconda delle applicazioni per cui viene adottata:
 KNO3 + polvere C + S per usi militari;
 NaNO3 + polvere C + S nell’industria;
 KNO3 + polvere C + S +KClO4 + dicianodiammine + destrina + Na benzoato;
a cui talvolta vengono aggiunte sabbia silicea, resine ed altri additivi per limitarne la velocità di
deflagrazione.
3.4. Applicazione del metodo
Lo splitting dinamico trova la migliore applicazione in cave con geometrie a gradoni regolari, con
taglio di bancate parallelepipede (che è la configurazione sicuramente più frequente nelle cave di
pietre dure), ma esistono altre situazioni, dove l’esplosivo viene utilizzato in modo diverso per
tipologia, dosaggio e geometria della volata.
Lo splitting con esplosivo può essere impiegato sia nell’isolamento
di grandi bancate sia nella riquadratura dei blocchi e rappresenta
una tecnica adattabile a rocce compatte di qualsiasi durezza
(Fig.51-52).
Figura 47 - L’angolo perfettamente integro della
bancata, grazie all’interasse ridotto mantenuto per gli
ultimi fori (non caricati).
Figura 48 - Fori caricati.
Risultati convincenti si ottengono anche, in diverse situazioni di cava, con l’abbinamento dello
splitting e del taglio con il filo diamantato (che forniscono più regolarità alle superfici tagliate):
solitamente si ricorre all’esplosivo per gli stacchi verticali di schiena ed orizzontali al piede, mentre
con il filo si eseguono preventivamente i tagli laterali.
54
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
ELEMENTI DI CONFRONTO
Precisione di taglio
Velocità di taglio (indicativa)
Versatilità di impiego
Consumi energetici
Incidenza dell’ammortamento macchinari
Costi di usura utensili
Impatto ambientale specifico
Resa massima di bancate (%)
Possibilità di automatizzazione
Grado di ottimizzazione del sistema attuale
Compatibilità con la vicinanza di centri abitati
Sicurezza operativa generale
Consumi di acqua
Influenza della conformazione del giacimento sulle
scelte operative
Valerio Crivello
SPLITTING
DINAMICO
medio bassa
alta 7-10 (m2/h)
alta
bassi
bassa
bassi
alto
92
medio bassa
alto
bassa
medio bassa
bassi
FILO
DIAMANTATO
alta
media 1-4 (m2/h)
media
medio-bassi
media
alti
basso
98
medio alta
medio
alta
medio bassa
medio alti
bassa
alta
TECNICA MISTA
medio alta
alta 10 (m2/h)
media
medio-bassi
media
alti
medio
95
media
medio-basso
bassa
media
medi
media
Tabella 3 - Confronto qualitativo tra il taglio con esplosivo e con filo diamantato in pietre dure.
L’impiego misto dell’esplosivo con il filo diamantato sembra essere, la tecnica che può garantire un
miglioramento qualitativo della produzione ed un aumento della resa nelle successive lavorazioni, a
fronte di un contenuto aumento dei costi produttivi.
Non è comunque ancora possibile un equo ed esaustivo confronto economico tra le diverse tecniche;
è però utile compararli, sulla base di alcuni parametri oggettivi che hanno sicuramente influenza sul
costo e sull’applicabilità.
A tale scopo si possono scegliere:
a. volume di roccia da distruggere meccanicamente per superficie unitaria di taglio (m3/m2);
b. produttività media oraria di superficie di taglio per ogni kW impegnato dalla macchina
(m2/kWh);
c. abituale campo di variazione della potenza della singola macchina (kW);
d. limiti dell’altezza (o profondità) h e della lunghezza l del taglio ottenibile (m).
Valori orientativi per una roccia tenera (calcare) e, separatamente, per una roccia dura (granito) sono
riportati in tabella:
TECNOLOGIA
PARAMETRO
Splitting dinamico
Filo diamantato
Rocce tenere
Rocce dure
Rocce tenere
Rocce dure
0,005
0,005
0,005
0,005
b, m /kWh
0,3
0,15
0,2
0,05
c, kW
100
100
50
50
d, m
8
8
1020
1020
30
15
10
2,5
3
2
a, m /m
2
2
bc, m /h
Tabella 4 - Confronto fra possibili metodi di distacco della roccia, in funzione di alcuni parametri oggettivi selezionati.
(Col simbolo  si è indicato il caso in cui non esiste limite teorico; ovviamente esiste, anche in
questi casi, la necessità di riposizionare la macchina al procedere del taglio; il prodotto bc è la
produttività netta di una singola macchina media (potenza installata)).
55
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
3.5. Vantaggi del metodo
La tecnologia è versatile e flessibile, e consente un accettabile recupero in blocchi con costi operativi
unitari contenuti.
3.6. Svantaggi del metodo
I maggiori svantaggi del metodo sono connessi con l’impiego dell’esplosivo (rumori, vibrazioni,
proiezioni, fratturazioni indotte nell’ammasso, ecc, oltre alle discontinuità operative di cantiere) e
nell’irregolarità delle superfici tagliate (presenza di mezze canne e non perfetta planarità delle
superfici).
Quest’ultimo aspetto può avere una ripercussione negativa sulle successive lavorazioni dei blocchi,
quando superfici regolari garantiscono una migliore resa in lastre. Si stima infatti che il taglio con
esplosivo comporti una perdita di materiale sul blocco di circa il 7–10%, mentre ricorrendo al filo lo
scarto si riduce al 2–2,5%. Nel caso di materiali con elevato valore commerciale unitario, questa
considerazione può diventare molto significativa.
Nelle prossime pagine saranno analizzati alcuni esempi di cave piemontesi che impiegano lo splitting
dinamico nella loro coltivazione di pietra ornamentale.
56
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
4. Cava “Argentera”
Nella primavera 2005 la ditta Argentera Graniti S.n.c. ottenne l’autorizzazione per la prosecuzione e
l’ampliamento dell’attività estrattiva nella cava di gneiss in località Argentera, Comune di Settimo
Vittone (TO).
L’autorizzazione venne accordata con scadenza nella primavera 2010 e, successivamente, si è
proceduto alla richiesta di rinnovo per la durata di un ulteriore anno.
In vista della scadenza dell’autorizzazione e dell’esaurimento del relativo settore di giacimento, si è
reso necessario progettare la prosecuzione nonché un ampliamento dell’attività che, confermando le
previsioni di esaurimento e recupero ambientale della zona inizialmente autorizzata, potesse
sviluppare la coltivazione anche su un settore adiacente, consentendo il proseguimento dell’attività
per un ulteriore decennio.
È stata fatta quindi un’analisi del progetto geologico – tecnico redatto per il rinnovo e l’ampliamento
della coltivazione mineraria ed il recupero ambientale della cava di pietra ornamentale denominata
“Argentera” sita in località Argentera, nel Comune di Settimo Vittone (TO).
Il progetto conferma sostanzialmente le modalità d’intervento ed i criteri di coltivazione adottati nei
primi anni, prevedendone lo sviluppo per un primo quinquennio e poi per quello successivo.
4.1. Inquadramento generale dell’area
L'attività estrattiva, interessa un'area sita in sponda orografica sinistra del fiume Dora Baltea, nel
Comune di Settimo Vittone, località Argentera.
Tale località, sede della coltivazione, è individuabile nella tavoletta I SE "Borgofranco di Ivrea" del
Foglio 42 “Ivrea” della Carta Geografica d'Italia.
L’area interessata dall’attività estrattiva è indicativamente compresa tra quota 415 e 470 m s.l.m.,
agevolmente raggiungibile per mezzo di una diramazione che si diparte dalla strada comunale di
collegamento tra l’abitato di Settimo Vittone e il comune di Nomaglio.
I fronti di coltivazione iniziali erano compresi nelle particelle catastali n. 36, 71, 4, 41 e 84 del F° II
delle Mappe Catastali del Comune di Settimo Vittone; all’interno dell’area di cava si inseriscono,
inoltre, le particelle 37 e 38 del medesimo Foglio, ospitanti piazzali e piste di servizio per l’attività
estrattiva.
L’ampliamento oggetto del presente progetto ricadrà su parte delle particelle catastali 36, 6 e 85 del
F° II.
4.2. Morfologia dell’area
La zona nella quale si imposta l’attività estrattiva è caratterizzata dalla presenza di grandi rocce
affioranti in un’alternanza di scarpate talvolta verticali ed aree sub-pianeggianti.
In particolare, l’area interessata dal progetto di prosecuzione dell’attività estrattiva è situata a nordest della zona già autorizzata, ove si prevede l’asportazione dell’ammasso roccioso che sovrasta la
pista di accesso posta in sommità dei più antichi gradoni e fronti di scavo, ossia quelli nella porzione
est dell’area di cava.
57
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
In corrispondenza di tali aree, la presenza di modesti spessori di copertura eluvio-colluviale ha
consentito lo sviluppo di gruppi isolati arbustivi.
La conformazione finale prevista dal progetto al termine della coltivazione, pertanto, ricerca il
miglior inserimento possibile in tale contesto, lasciando piazzali sfalsati e cenge oblique, ricavate
sfruttando la giacitura naturale delle bancate ed, opportunamente rivegetate, che si alternano alla
verticalità dei fronti di scavo, cercando di evitare gradonature eccessivamente regolari e geometriche,
maggiormente impattanti dal punto di vista paesaggistico.
4.3. Caratteristiche petrografiche ed usi commerciali del materiale
coltivato
Il materiale estratto dalla Cava Argentera è uno gneiss di colore verde chiaro, a grana fine, nel quale
la componente micacea evidenzia una direzione prevalente di scistosità, la cui presenza, tuttavia, non
costituisce un problema per la coltivazione, poiché risulta marcata soltanto in corrispondenza del
sistema principale di discontinuità.
I principali componenti del materiale cavato, rappresentati da feldspati (ortoclasio e microclino),
quarzo e miche (biotite e muscovite), annoverano lo gneiss estratto nella classe delle rocce
metamorfiche.
La denominazione petrografica “Granito Verde Argento”, in particolare, identifica un ortogneiss
foliato, a grana fine, a fengite e pirosseno sodico, che si colloca, nel panorama commerciale, tra i
graniti più prestigiosi ed apprezzati grazie alle sue caratteristiche tecniche ed alle sue proprietà
decorative.
La buona resistenza alle atmosfere aggressive ed alla prova di usura per attrito radente certificano,
infatti, l’elevata qualità del materiale e l’idoneità all’impiego per opere di prestigio.
4.4. Progetto di coltivazione
4.4.1. Sviluppo della coltivazione mineraria
Generalità
La coltivazione in progetto non differisce sostanzialmente dalle linee guida individuate dalla
proposta prospettata nel progetto precedentemente autorizzato per l’esaurimento del giacimento
minerario della cava, del quale si riprendono gli andamenti morfologici generali.
Le geometrie di coltivazione sono state tracciate cercando di mantenere lo schema adottato sinora, e
di evitare una gradonatura eccessivamente regolare, prevedendo invece alternanze irregolari di
pareti rocciose e di pendii rivegetati. I fronti di scavo, inoltre, sono stati impostati tenendo conto
delle discontinuità presenti all’interno dell’ammasso roccioso, infatti, è stata valutata la
configurazione più consona sia ai fini dell’ottimizzazione della produttività e sia della salvaguardia
da eventuali instabilità del versante (privilegiando quest’ultima).
Si è quindi provveduto ad elaborare il progetto su base quinquennale, esponendo però le previsioni di
uno sviluppo futuro della coltivazione per un ulteriore successivo quinquennio, onde consentire
anche una previsione a lungo termine sull’evoluzione morfologica dell’area indagata.
58
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
All’avvio dei lavori di scavo nella nuova porzione, l’area precedentemente autorizzata sarà quasi
completamente risagomata e recuperata, fatta eccezione per la parte meridionale del piazzale e di una
parte delle scarpate situate nella zona nord-est.
I lavori di scavo in progetto riguarderanno la porzione di giacimento nel settore a nord-est dell’area
attualmente in esaurimento e interesseranno la parete rocciosa che si erge dalla strada che
attualmente corre a monte dei più antichi gradoni di cava presenti nella porzione sud-est.
Dopo l’asportazione del materiale di copertura, si procederà alla coltivazione procedendo da ovest
verso est, con successivi ribassi che porteranno al termine dei cinque anni, due piazzali sfalsati, zone
in riporto, e gradonature, opportunamente rivegetati, che si alternano alla verticalità dei fronti di
scavo.
Stato di avvio dell’ampliamento della coltivazione
Come evidenziato in Tav.6 (allegata), l’area in oggetto è caratterizzata dalle operazioni di
risagomatura e recupero dei versanti di cava derivanti dagli scavi condotti nell’ambito
dell’autorizzazione precedentemente concessa per l’attività estrattiva.
Il settore Sud-Ovest è attualmente interessato dai lavori di rimodellamento del versante, più in
particolare nell’estremità occidentale della cava; in quest’area, infatti, la coltivazione ha portato alla
formazione di un fronte gradonato che si sviluppa in direzione SO–NE e quindi in direzione NO–SE,
che in parte è già stato oggetto di ripristino ambientale mediante idrosemina e applicazione di
litoinvecchianti.
Il settore Nord-Est della cava autorizzata è in buona parte caratterizzato dalla presenza di blocchi
informi, materiale da scogliera e di scarto derivanti dai lavori di scavo, accumulati
momentaneamente sulle scarpate e destinati al completamento della risagomatura del settore stesso.
Occorre sottolineare che la parte a Sud-Est, al contrario, è già stata interessata da interventi di
recupero ambientale e rimarrà pertanto inalterata.
Il settore meridionale ospita un ampio piazzale che fungerà da supporto alle attività di lavorazione
del materiale finché non verrà completato il nuovo piazzale della zona di ampliamento. Esso sarà
occupato dai mezzi di scavo per la coltivazione, nonché dal materiale da commercializzare o da
utilizzare per la risagomatura, a quota 423 m circa. Tuttavia, la parte settentrionale del piazzale,
corrispondente alla parete rocciosa verticale che si osservava in precedenza procedendo da ovest
verso est, risulta già soggetto a lavori di recupero ambientale.
L’ampliamento previsto riguarda la zona nord-est della cava, in particolare la porzione rocciosa
presente ad est del tornante della pista, in prossimità dell’accesso in cava.
Prima fase di coltivazione
Si provvederà in questa prima fase alla realizzazione di una rampa in riporto che si dipartirà dal
tornante della pista di cava, nel settore altimetricamente più elevato, per raggiungere la porzione
rocciosa che si vuole coltivare.
La realizzazione della suddetta pista consentirà la rimozione del materiale di copertura e del
cappellaccio e permetterà di realizzare un “canale” di apertura per il procedere dell’attività estrattiva,
con formazione, a quota 467,9 m, di un piccolo piazzale che, raccordandosi alla quota della strada
sottostante, potrà ospitare i mezzi di scavo. La rampa, che disegna il limite settentrionale della nuova
59
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
area coltivata, è caratterizzata da una pendenza di circa 12° e sarà agevolmente percorribile
dall’escavatore e volendo anche dai mezzi di cava.
Con l’apertura del “canale” inizierà a delinearsi il futuro andamento della coltivazione mineraria,
come meglio illustrato nei paragrafi che seguono.
A partire da tale canale, che procederà circa ortogonalmente alla direzione di immersione della
“pioda”, avanzando da nord-est a sud-ovest, la coltivazione potrà procedere da nord-ovest verso sudest, risalendo la giacitura della pioda stessa con tagli e ribaltamenti di “bancate”, andando a
configurare la situazione illustrata appunto in Tav.7 (allegata), al termine della prima fase di
coltivazione.
La tavola 7 evidenzia il contatto tra il micascisto rosso di scarto in copertura ed il sottostante
materiale buono verde argento. Si osserva che il fronte F4, fin da questa prima fase sarà realizzato
seguendo un piano di discontinuità naturale della roccia (N217°/48°), onde evitare problemi di
stabilità.
Analogamente, nel granito verde argento, i fronti di coltivazione saranno organizzati in modo tale da
garantirne la stabilità.
Lo scavo sarà configurato da subito in previsione della configurazione finale e ricavata su
discontinuità appartenenti alla famiglia V1 (N346°/21°) che rappresenta il cosiddetto piano di pioda
del giacimento. In tal modo sarà possibile garantire una conformazione finale del versante stabile e
sicura.
Il fronti di coltivazione F1 ed F2 che si configureranno al termine della prima fase saranno invece
impostati rispettivamente su immersioni ed inclinazioni di N145°/62° e di N205°/73°.
Ricapitolando, terminata la coltivazione della “fetta” superficiale di materiale roccioso, occorrerà
provvedere all’approfondimento del canale così da permettere l’inizio della coltivazione che
determinerà, la formazione di un piccolo piazzale a quota 467,9 m che si collegherà alla pista
immediatamente a sud, e di un gradone, che si sviluppa in direzione SSO-NNE, di separazione tra la
zona ovest e la zona est del settore in ampliamento, e che raggiunge un’altezza massima di circa 10
metri e che dista circa 19 m dal fronte F1. Il canale di apertura avrà una larghezza di circa 8,5 m e
una lunghezza di 18 m circa. La parte di roccia compresa tra il canale ed il gradone che separa in due
la zona coltivata, sarà modellata seguendo il piano di pioda.
Il settore est seguirà anch’esso l’inclinazione del piano di pioda e sarà impostato tra quota 481 m
nella zona nord-ovest e quota 498,2 m nel piazzale che si delineerà nella porzione più orientale. In
questa zona inizierà così a configurarsi anche il fronte F3 (N235°/76°), che segnerà il limite est della
nuova area cavata.
L’insieme delle operazioni descritte comporterà l’abbattimento di circa 11.200 m3 di materiale, di cui
circa 1.840 m3, derivanti dall’asportazione dei micascisti con livelli di gneiss che costituiscono lo
strato di copertura della roccia sana; la volumetria restante, 9.360 m3, interesserà il granito verde
argento.
Si prevede che la prima fase durerà circa 1,5 anni. Durante questa prima fase si continuerà ad
usufruire del precedente piazzale di cava in cui verranno svolte le attività che non sono ancora
praticabili presso il nuovo piazzale a causa delle sue ristrette dimensioni. Inoltre, il procedere della
coltivazione nell’area di ampliamento e la creazione di nuovi spazi, per il deposito del materiale
estratto e dei macchinari, verrà accompagnato dal progressivo recupero ambientale delle aree
interessate dalla precedente autorizzazione.
60
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Seconda fase di coltivazione
La seconda fase procederà secondo le medesime modalità della prima fase di coltivazione,
effettuando successivi approfondimenti del canale che consentano la coltivazione per fette
discendenti, con il mantenimento, in corrispondenza del fronte F1, della quota assoluta 467,9 m
s.l.m. ma con formazione di un piazzale più ampio di quello della fase precedente, e ancora
raggiungibile dalla pista esistente che corre a sud.
La configurazione della cava è in questa fase illustrata nella Tav.8 (allegata).
Nella zona immediatamente adiacente al piazzale, il terreno sarà in parte modellato ancora seguendo
il piano di pioda. Il fronte F2 raggiungerà in questa zona altezze variabili tra 6 m e 16 m.
Il gradone che separa le zone ovest ed est dell’ampliamento, in questa fase è stato traslato verso est e
dista circa 37 m dal fronte F1. Ad est del gradone, si realizzerà un ribasso di una decina di metri,
impostata sempre seguendo la giacitura naturale delle bancate in roccia. Pertanto, il fronte F2 qui
raggiungerà un’altezza massima di 12 m.
Le volumetrie cavate in questa fase, della durata di circa 2 anni, si attestano sui 17.300 m3 di granito
verde argento.
Nel corso di questa seconda fase il vecchio piazzale di cava cesserà la sua funzione di supporto
all’avvio della nuova coltivazione, quindi si procederà al suo inerbimento e recupero ambientale.
Terza fase di coltivazione
Al termine dei 5 anni, come si osserva dalla Tav.9 (allegata), i successivi ribassi effettuati negli anni,
porteranno ad un ampliamento del piazzale posto a quota 467,9 m, ed al ribasso del settore est di
ulteriori 6 metri, con l’asportazione di 10.500 m3 di materiale costituiti da roccia buona, ovvero
granito verde argento.
La terza fase interesserà l’ultimo anno e mezzo di lavori del quinquennio e comprenderà, oltre ai
lavori di scavo, risagomatura e recupero ambientale nella zona di ampliamento, anche le operazioni
di risagomatura e rinverdimento della porzione occidentale della cava. In quest’ultimo settore tali
operazioni saranno condotte solo a partire della terza fase di scavo dell’ampliamento in quanto si
prevede che tale settore, benché non più cavato, sarà comunque interessato sia dalla movimentazione
dei mezzi di cava che dalla costituzione di zone di stoccaggio del nuovo materiale estratto da
commercializzare, nonché dell’abbondante materiale che sarà in futuro utilizzato per il recupero
ambientale della nuova area scavata.
A questo proposito, con l’abbondante materiale di riporto utilizzato negli anni per la realizzazione
delle rampe, e con il materiale di copertura della porzione nuova di giacimento, sarà realizzata una
conoide che coprirà per buona parte i più vecchi gradoni presenti nel settore sud-est della cava, come
illustrato in Tav.9 (allegata). Il volume utilizzato in questa zona si attesta sui 1.230 m3; il settore sudest dell’area, di raccordo tra la parte coltivata e la zona di ampliamento, sarà anch’esso risagomato su
pendenze idonee per la stabilità e per la realizzazione del recupero ambientale. Per tali interventi si
prevede di utilizzare 12.000 m3 di materiale.
Terminata dunque la terza fase di coltivazione si procederà anche alla risagomatura dell’area di
ampliamento illustrata nella Tavola 13 (allegata), che consisterà sostanzialmente nella sistemazione
di materiale di riporto a coprire in parte le pareti rocciose risultanti dai lavori di scavo, per una
volumetria complessiva di ulteriori 2.670 m3.
61
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
In definitiva la volumetria di riporto complessiva prevista per le opere di rimodellamento dell’intera
cava al termine del quinquennio è piuttosto ingente e pari a 15.900 m3 di materiale sterile, di cui
circa 7.500 m3 derivanti da smantellamento di opere accessorie e da materiale accantonato negli
ultimi anni della precedente autorizzazione. La restante volumetria prevista per la risagomatura
finale (circa 8.400 m3) deriverà dalla frazione di scarto del materiale cavato nel primo quinquennio di
ampliamento, quantificabile con buona approssimazione in almeno il 22-23% del materiale cavato,
che si traduce in una volumetria media di 8.800 m3 circa.
4.4.2. Intendimenti futuri
Sviluppo della coltivazione per il secondo quinquennio
Benché la richiesta autorizzativa per l’ampliamento in progetto sia impostata su base quinquennale,
si è provveduto alla realizzazione di elaborati grafici che definiscono un possibile futuro
approfondimento dei lavori di scavo, a 7,5 anni ed a 10 anni. Tali configurazioni sono rappresentate
in Tavola 10 e Tavola 11 (allegate).
I lavori previsti nella quarta fase comporteranno sostanzialmente l’eliminazione del gradone che
separa il settore est ed il settore ovest della zona in ampliamento. Ciò avverrà ribassando
ulteriormente il settore est, seguendo sempre il piano di pioda della bancate, e raccordandolo così
con il settore ovest, con conseguente ampliamento del piazzale di quota 467,9 m s.l.m. rispetto alla
precedente fase. La situazione ora descritta sarà raggiunta in 2,5 anni e comporterà l’asportazione di
15.500 m3 di roccia.
In questa progressiva temporale, la pista che attualmente separa il nuovo settore da quello relativo
all’autorizzazione in scadenza, sarà ancora visibile, mentre l’evoluzione per i successivi 2,5 anni
prevede la traslazione di tale pista più a monte, ossia a ridosso della parete rocciosa settentrionale
che risulterà dallo scavo. Al piede della rampa, la restante parte di piazzale sarà invece ancora
ribassata da quota 467,9 m a quota 450,2 m s.l.m., raccordando spazialmente i vari settori coltivati
nei diversi decenni.
In questa fase, ovvero al termine dei 10 anni saranno stati cavati ulteriori 15.500 m3 di materiale, per
un totale volumetrico per il secondo quinquennio di 31.000 m3.
Anche per questi 5 anni è stata prevista la risagomatura dell’area che utilizza l’abbondante materiale
di riporto per la totale ricopertura del piazzale di quota 450,2 m s.l.m. e per il parziale
mascheramento delle pareti rocciose risultanti. Lo stato finale risagomato al termine dei 10 anni è
illustrato nella Tavola 14 (allegata).
La zona di ampliamento richiederà nel suo complesso un volume di materiale di riporto pari a 3.770
m3/anno.
4.4.3. Produzioni previste dei lavori di estrazione
Primo quinquennio
In definitiva, il totale abbattuto in 5 anni di coltivazione è pari a circa 39.000 m3, suddivisi come
segue:
62
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Granito verde argento
Materiali di prima scelta
(m3)
Fase di coltivazione
(durata)
Materiali di scarto (m3)
Per
sagomature
9360
Fase I
1,5 anni
2800
Fase II
2 anni
5200
Fase III
1,5 anni
3150
Materiale estratto
totale
11150
Per massi da
scogliera
6560
2230
17300
1840
4330
12100
4100
10500
8000
7350
2500
37160
4850
26010
8850
Micascisti a
quarzo
Materiali di
scarto (m3)
Per massi da
scogliera
1840
17160
Come illustrato dalla precedente tabella, si prevede che circa il 30% del granito verde argento cavato
costituirà blocchi di prima scelta, mentre la volumetria rimanente, insieme ai micascisti, troverà
posto come materiale di seconda scelta nel commercio di blocchi da scogliera, tranne la frazione
“sterile”, che per caratteristiche scadenti e per dimensioni e forma irregolari, potrà essere destinata a
materiale per muretti, cordoli, informi per scogliere ecc. Tale frazione costituisce all’incirca il 4550% del materiale estratto presso la cava in oggetto.
Inoltre, con il restante detrito roccioso, pari al 20-25% del materiale abbattuto, e il materiale di
riporto derivante dai lavori che interesseranno il piazzale già rinverdito, sarà eseguita la risagomatura
dei versanti e gli altri interventi di ripristino inerenti alla fase di recupero ambientale dell’area di
cava.
Occorre, tuttavia, porre in evidenza la possibile variazione delle percentuali concernenti i quantitativi
di materiale destinato a blocco da scogliera e quello utile ai fini della risagomatura dei versanti.
Difatti essi possono mutare a seconda delle esigenze di mercato, relativamente ad una maggiore o
minore richiesta di blocchi commerciali, o a necessità interne all’attività estrattiva.
Nella seguente tabella è riportato il dettaglio del materiale cavato complessivamente per ciascuna
fase di coltivazione:
Volumi estratti (m3)
11200
17300
10500
39000
Anni
2010-2011
2011-2013
2013-2014
Totale
63
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Secondo quinquennio
Analogamente a quanto fatto per il primo quinquennio, si riporta di seguito il riepilogo dei volumi
abbattuti in un ipotetico secondo quinquennio di prosecuzione dell’attività estrattiva.
Il totale abbattuto in 5 anni di coltivazione è pari a circa 31.000 m3, suddivisi come segue:
Granito verde argento
Materiali di prima scelta
(m3)
Fase di coltivazione
(durata)
Materiali di scarto (m3)
Per
sagomature
15500
Fase IV
2,5 anni
4600
Fase V
2,5 anni
4600
Materiale estratto
totale
9200
Per massi da
scogliera
10900
3700
15500
7200
10900
3700
31000
7200
21800
7400
Micascisti a
quarzo
Materiali di
scarto (m3)
Per massi da
scogliera
1840
14400
Nella seguente tabella è riportato il dettaglio del materiale cavato complessivamente per ciascuna
fase di coltivazione:
Volumi estratti (m3)
15500
15500
31000
Anni
2015-2017
2017-2019
Totale
4.5. Tecnica di abbattimento impiegata
4.5.1. Premessa
In questo studio, vengono definite le modalità di abbattimento, primario e secondario, della roccia
ornamentale e sono fornite indicazioni in merito il piano di tiro adottato, individuando le tecniche
maggiormente idonee al caso in esame, finalizzate al raggiungimento del risultato qualitativamente e
quantitativamente desiderato. In particolare, tale trattazione si soffermerà sul dimensionamento delle
volate eseguite presso la cava Argentera, chiarendo gli aspetti legati all’utilizzo di esplosivo.
Il piano di coltivazione della cava oggetto di studio prevede operazioni di abbattimento che
schematicamente possono essere costituite da:
 Operazioni di scopertura;
 Taglio primario delle bancate dal monte;
 Taglio secondario di riquadratura delle bancate in blocchi da telaio.
64
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
4.5.2. Modalità di distacco e taglio dei blocchi
Il metodo di scavo adoperato presso la cava Argentera consiste, negli ultimi anni, nell’applicazione
della tecnica mista filo diamantato + esplosivo. La coltivazione nell’area di ampliamento procederà,
quindi, conservando tale metodo, che verrà applicato una volta raggiunto il filone di granito verde
argento per l’apertura dei canali previsti per l’ampliamento della coltivazione illustrata dal presente
progetto, così come per il distacco e la riquadratura dei blocchi.
Tale tecnica, infatti, consente di coltivare le bancate sfruttando al meglio le discontinuità naturali e il
piano di pioda del giacimento, al fine di ottimizzare la successiva resa in blocchi commerciali e
garantire una conformazione del versante stabile e sicura. Pertanto, l’impostazione del piano di
coltivazione e la scelta della tecnica più adeguata (esplosivo e/o filo diamantato) verranno adattate a
discrezione dell’addetto, la cui esperienza consente di applicare, caso per caso, il metodo di distacco
più idoneo. Talvolta, la separazione di una bancata sarà operata ricorrendo ad entrambi i metodi,
preferendo l’impiego del filo per i tagli laterali e ricorrendo all’uso dell’esplosivo per i distacchi da
monte o per i distacchi basali dove la scistosità naturale risulta poco marcata. Difatti, per
l’esecuzione del taglio al piede, quando possibile, si prediligerà l’impostazione del taglio secondo la
giacitura del piano di pioda, al fine di assegnare una morfologia più naturale al fronte di scavo.
Il taglio mediante esplosivo, applicato presso la cava di pietra ornamentale in oggetto, prevede il suo
uso "controllato", per cui la precisione di perforazione, assai fitta, il posizionamento delle cariche e,
soprattutto, il loro calibrato dimensionamento e brillamento, garantiscono tagli regolari, senza rotture
indesiderate o sfrido di blocchi.
Il relativo isolamento della cava dal contesto abitativo favorisce l'esecuzione di volate senza vincoli
ambientali, legati all'inevitabile disturbo (vibrazioni, rumore, proiezioni di schegge ecc.) prodotto
dalle mine. Comunque, come dettagliatamente analizzato in seguito, si tratta di volate piuttosto
ridotte rispetto alla quantità di esplosivo brillato simultaneamente.
La tecnica di abbattimento può essere analizzata in due fasi diverse della coltivazione,
concettualmente distinte anche se spesso contemporanee:
1. Il distacco dal monte e al piede della roccia, ossia la formazione di superfici di separazione
fra il volume che si intende prelevare e la roccia che resta in posto sino al ciclo produttivo
successivo.
2. La suddivisione in blocchi ed il caricamento di questi ultimi sui mezzi meccanici.
Per la prima fase di distacco si prevede l’abbinamento di miccia detonante e polvere nera per volate
controllate di esplosivo a fori paralleli, con il quale si effettuano i tagli laterali e il distacco da tergo.
Nel caso oggetto di studio, per il distacco al piede si sfruttano solitamente le discontinuità naturali di
"pioda" e pertanto non è necessario ricorrere a tagli artificiali; tuttavia, nei casi in cui la superficie di
pioda non sia continua o sia irregolare, può rendersi necessaria la realizzazione di mine di rilevaggio
al piede, su interassi di 30 ÷ 50 cm, aventi la stessa inclinazione della pioda.
La perforazione delle mine è effettuata con la classica perforatrice "tagliablocchi" a più martelli,
posizionata in corrispondenza dei tagli da eseguire; il diametro dei fioretti è generalmente di 34 mm
mentre la lunghezza dei fori corrisponde all'altezza delle bancate da distaccare, valutata fra i 3 e i 6
metri, in relazione alla resa ottenibile in blocchi da telaio in funzione delle caratteristiche
petrografiche e strutturali del giacimento in esame.
65
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Le perforazioni, complanari e rigorosamente parallele, sono mediamente effettuate a distanza di 20 ÷
30 cm, secondo una regola pratica che vuole l'interasse fra i fori pari a 6 ÷ 8 volte il diametro
adottato per le mine. Queste ultime sono caricate con miccia detonante ordinaria (da 12 g/m di
pentrite) al fine di tagliare istantaneamente la roccia (tecnica del "dynamic splitting"); la spinta del
blocco, di regola secondo la pendenza dei banchi, è ottenuta, invece, con la successiva azione dei gas
della polvere nera, caricata al piede in ragione di qualche decina di grammi per ogni m3 da
movimentare.
La sezionatura delle bancate, dopo lo stacco al monte ed il ribaltamento, è poi ottenuta con tagli
secondari effettuati perlopiù con miccia detonante ed acqua (con funzione di borraggio), in fori
ravvicinati.
Si ricorda che le due fasi ora descritte possono essere precedute da operazioni di scopertura, come
mostrato di seguito, o intervallate con abbattimento, mediante esplosivo di II categoria, che
interessano sostanzialmente i micascisti rossastri con livelli di gneiss a tetto del granito verde
argento.
4.5.3. Taglio con il filo diamantato
Attualmente, come conseguenza dei suoi rapidi progressi, la tecnologia del filo diamantato risulta
applicabile anche per rocce come quella in esame.
In particolare, presso la cava Argentera, gli elementi abrasivi del filo diamantato sono costituiti da
circa 40 perline diamantate sinterizzate del diametro di 11 mm, la velocità media di taglio può
raggiungere i 6 m2/ora con una resa massima pari a 20 m2/m. Inoltre, per garantire il suo
raffreddamento e l’evacuazione dei residui di roccia, il filo diamantato viene costantemente irrorato
con acqua, la cui portata media prevista è circa pari a 10 l/min.
I sedimenti residui derivanti dal taglio con filo diamantato sono costituiti da terriccio fine privo di
elementi estranei fatta eccezione per il mercurio e il cobalto, quindi saranno inviati alla discarica sita
ad Ivrea.
In genere, presso la cava in oggetto, il taglio col filo diamantato verrà applicato per la realizzazione
dei tagli laterali della bancata e, talvolta, per effettuare i tagli laterali di “apertura” del banco, con una
media complessiva di circa 17 ore mensili di utilizzo. L’intento della ditta, infatti, è di applicare tale
tecnologia nei limiti consentiti dalla configurazione locale del fronte di scavo.
Nonostante gli indubbi vantaggi in relazione alla migliore resa del materiale, il cui distacco avviene
senza rotture indesiderate, e la silenziosità delle operazioni (che nel caso in esame non rappresenta
un elemento decisivo dato che la cava non è vicina ad abitati), occorre tenere presente l'elevato costo
del filo, necessariamente assai carico di diamanti dato il tipo di roccia da tagliare, ed il pericolo insito
nel suo uso, in ambiti relativamente ristretti di cava, qualora questi si spezzi durante le operazioni di
taglio. Pertanto si ritiene che la tecnica mista esplosivo + filo diamantato risulti la più appropriata
contestualmente alla cava in oggetto.
4.5.4. Operazioni di scopertura
Come dedotto dalle tabelle riassuntive viste in precedenza, si prevede che circa il 48,8% del
materiale estratto verrà utilizzato per blocchi da scogliera, cordoli, cubetti per pavimentazione e
66
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
simili. Questa percentuale deriva, in particolar modo, da operazioni di scopertura ed estrazione
mineraria di porzioni di roccia scadenti, che saranno effettuate mediante utilizzo di un esplosivo
detonante di II categoria.
Calcolando la cubatura media da abbattere con esplosivo di II categoria, si perviene ad una media
pari a 1.226 m3/anno; tuttavia, poiché la prima fase di coltivazione è quella che richiede le più
ingenti operazioni di scopertura, il dimensionamento verrà effettuato sulla base della volumetria che
compete al primo anno e mezzo di lavori di scavo, ossia circa 1.840 m3 di materiale.
Impostando un consumo specifico di esplosivo di 0,31 kg/m3, si ottiene un quantitativo di esplosivo
di II categoria (tipo Gelatina 1) pari a: Qs = 1.840 m3 ∙ 0,31 kg⁄m3 ≅ 580 kg.
Dato il relativo isolamento della cava dal contesto abitativo, si ritiene che un consumo specifico di
0,31 kg/m3, abbastanza elevato, sia idoneo alla coltivazione oggetto di studio.
L’esplosivo di II categoria richiesto (Gelatina 1: Φ25 mm, peso di 1m di carica pari a 0,75 kg) si
attesta dunque sui 390 kg/anno, ma è plausibile che tale quantitativo possa diminuire negli anni a
seguito di un ridimensionamento del materiale di copertura, asportato quasi esclusivamente nel corso
del primo anno e mezzo.
Nell’ipotesi di effettuare volate di scopertura di circa 78 m3, si calcola l’utilizzo di 20 detonatori,
valore approssimativo poiché si ritiene che le volate vengano ridimensionate a seconda delle
condizioni di scavo che si presenteranno in fase di esecuzione della scopertura.
La volata tipo, tuttavia, presenterà le seguenti caratteristiche:
 Lunghezza della mina: 3 m;
 Lunghezza della carica: 1,8 m;
 Peso della carica: 0,75 kg/m x 1,8 m = 1,35 kg;
 Quantità di carica per volata: Q = 25 kg;
 Interasse tra i fori: E = 1,2 m;
 Distanza dei fori dal fronte (Spalla) : V = E = 1,2 m;
 Lunghezza del borraggio: B = V = 1,2 m;
 Numero di fori da mina: 18;
 Numero di detonatori: 20;
 Consumo specifico per foro: P.F. = (1,35 kg/foro)/(4,4 m3 ) ≅ 0,31 kg⁄m3 ;
 Innesco con miccia detonante lungo foro;
 Detonatore microritardato a bocca foro.
È stato scelto di effettuare volate con un numero di mine indicativo pari a 18, tuttavia, si riserva
all’operatore la facoltà di adeguare il numero di fori da mina di volta in volta, adattandolo alla
specifica bancata. Il quantitativo di esplosivo da utilizzare in ciascuna volata è quindi: 1,35 kg x 18
fori da mina ≅ 25 kg.
Dal momento che una confezione originale di esplosivo corrisponde ad un peso netto di 25 kg di
Gelatina 1 Φ25 mm (II categoria), si ritiene opportuno l’acquisto di tale quantitativo.
Inoltre, per l’effettuazione di ciascuna volata si renderanno necessari:
 Miccia detonante (II categoria): (3 m + 0,2 m) x 18 = 58 m;
 Miccia a lenta combustione (V categoria): 1 m;
 Gelatina 1 Φ25 mm (II categoria): 25 kg (1 confezione);
67
Politecnico di Torino

TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Detonatori: 20.
L’indicazione del numero di volate necessarie alla frantumazione della roccia superficiale e la loro
frequenza non sono facilmente quantificabili preliminarmente, in quanto dipendono da dati
difficilmente stimabili preventivamente alle operazioni di scavo, quali la quantità di roccia alterata da
asportare e la sua distribuzione all’interno del sito di cava. Tuttavia, da una prima stima sono previste
all’incirca 24 volate, per un totale di quasi 1.840 m3 di materiale abbattuto durante la prima fase di
coltivazione.
4.5.5. Splateamento di una bancata con miccia detonante
Uno dei metodi di coltivazione adottati nelle cave di pietra ornamentale prende il nome di
“splateamento” e consiste nella suddivisione della roccia in bancate da coltivare in sequenza o
contemporaneamente, mantenendo un piazzale di dimensioni adeguate tra i fronti delle diverse platee
in coltivazione. Lo splateamento può essere eseguito “per grandi bancate” o “a gradino basso” a
seconda, evidentemente, delle volumetrie a disposizione.
Nella cava di Settimo Vittone, date le volumetrie piuttosto ridotte delle bancate da staccare (circa
300 m3), si dovrebbe parlare di splateamento a gradino basso; tuttavia il caso sarà trattato come uno
splateamento di grande bancata poiché è previsto il taglio secondario della bancata per la successiva
riquadratura in blocchi di dimensioni commerciali.
Il taglio con miccia detonante può essere considerato una particolare applicazione della tecnica del
“presplitting”, pretaglio con funzione di profilatura, da cui si differenzia per l’elevato grado di
disaccoppiamento tra diametro del foro Фf e diametro della carica Фc (Фf / Фc ≅ 9 ÷ 10).
Utilizzare un elevato grado di disaccoppiamento permette di eliminare le fratture radiali prodotte
dall’esplosivo e casualmente disposte intorno al foro e di utilizzare la miccia detonante che presenta
alcuni importanti vantaggi rispetto ad altri esplosivi:
 economicità;
 semplicità di utilizzo;
 non crea problemi di innesco;
 consente di eseguire il caricamento con estrema facilità e rapidità.
Inoltre la miccia detonante presenta il difetto di non essere centrata nel foro, motivo per cui si
possono utilizzare due o tre spezzoni per foro o si ricorre alla combinazione con un altro esplosivo,
quale la polvere nera.
Il limite del diametro del foro, sotto il quale non è più possibile realizzare perforazioni adatte allo
scopo, implica la necessità di utilizzare basse grammature, ovvero una carica con diametro “piccolo”
(una miccia detonante da 12 g/m ha Фc ∼ 3mm). Queste condizioni potrebbero causare una
diminuzione della pressione “quasi-statica” se l’intercapedine foro-carica viene lasciata vuota,
motivo per cui è consigliabile provvedere al riempimento con acqua.
68
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
4.5.6. Dimensionamento della volata per il taglio primario di una bancata di
granito verde argento con miccia detonante
È questa l’operazione più importante e delicata della coltivazione. Per il dimensionamento del taglio
primario si è scelto di adottare una bancata di volumetria di circa 300 m 3, valore che riflette piuttosto
bene le esigenze di organizzazione dei lavori della cava in questione.
Prima di procedere al dimensionamento del taglio primario, occorre premettere che, analogamente a
quanto fatto per il calcolo dell’esplosivo di II categoria, si farà riferimento ad una cubatura annua
media di roccia da cavare pari a 7.400 m3.
La bancata da separare dal monte è un parallelepipedo di roccia avente dimensioni:
H = 3,5 m; L = 9 m; W = 9 m; si tratta dunque di un volume pari a V = 283,5 m3 per un totale di 26
bancate/anno da splateare.
Lo schema della bancata è riportato in allegato.
Poiché il distacco al piede non sempre si rende necessario, potendo sfruttare le discontinuità naturali
di “pioda”, si considerano quali superfici da distaccare quelle laterali e quella a tergo; resta peraltro
inteso che qualora le condizioni del caso lo richiedano, ovvero in mancanza di una demarcazione
netta del piano di pioda, si ricorrerà a mine di rilevaggio, effettuate con interasse variabile fra i 30 cm
e i 50 cm, che comporteranno, in fase di definizione dei quantitativi di esplosivo, un certo
sovradimensionamento.
L’area di distacco S è l’insieme dalle due superfici laterali e dalla superficie posteriore, ovvero S =
94,5 m2, e si ipotizza uno spostamento s della bancata pari a 25 cm.
Utilizzando la formula vista per il calcolo del P.F., si ottiene:
P.F. = 10,2 g⁄m3 + 26,74 g⁄m2 ∙(94,6 m2)⁄(283,5m3 )+28,74 ∙ 0,25m =
26,618 g⁄m3 = 0,0266 kg⁄m3 .
Per ottenere il taglio, si usa caricare ogni foro con un cordone di miccia detonante (12 g PETN/m)
per tutta la sua lunghezza, quindi si considera una carica lineare q = 12 g/m.
Dunque si ricava la lunghezza di miccia detonante richiesta per il distacco a monte come:
Lmd = (P.F. ∙ V)/q = (0,026 kg⁄m3 ∙ 283,5 m3)⁄(0,012 kg⁄m) = 629 m.
Supponendo di inserire 1 spezzone di miccia detonate per ciascun foro da mina, si deduce che
l’interasse E varrà: E = S⁄Lp = (94,5 m2)⁄(629 m) = 0,15 m.
Poiché i fioretti utilizzati in cava sono di 32-34 mm, si ritiene che la maglia di perforazione che si
otterrebbe con un interasse di 15 cm risulti troppo fitta; pertanto i calcoli saranno rifatti imponendo
in partenza un interasse tra i fori pari a 0,2 m, secondo la regola pratica che vuole l'interasse fra i fori
pari a 6 ÷ 8 volte il diametro adottato per le mine.
In tal modo sarà possibile ottenere il numero di spezzoni di miccia detonante da inserire in ciascun
foro da mina. Tale scelta influisce sensibilmente sullo spostamento della bancata, che rimane entro
margini accettabili. Si avrà allora:
n = (P.F. ∙ V)⁄(q ∙ Lp) = (26,6 g⁄m3 ∙ 283,5 m3)⁄(12 g⁄m ∙ 469 m) = 1,3.
Il numero di fori, quindi, si ottiene come:
nf = Lp/H = 469 m/3,5 m = 134.
I fori da mina sono realizzati verticali, all’incirca 44-45 per ogni superficie di distacco, con
lunghezza pari a 3,5 m, e non è prevista la sottoperforazione.
69
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
La lunghezza totale di miccia detonante richiesta per una volata è data da Lmd più 20 cm di miccia
per l’allacciamento di ogni foro alla linea di collegamento LC, più la linea di collegamento stessa:
Ltot = Lmd + (0,2 n fori) + LC ≅ 682m.
Nel caso in esame la lunghezza di miccia detonante richiesta per una volata di splateamento è di
circa 682 m.
Si ricorda che per l’innesco di detonatori comuni, spesso è possibile ricorrere all’uso di miccia lenta,
in questo caso di lunghezza pari a 1 m (più un ulteriore metro di riserva).
Infine, per garantire e agevolare lo spostamento della bancata al piede, spesso si ricorre alla
combinazione della miccia detonante con un altro esplosivo a fondo foro, come la polvere nera,
metodo, quest’ultimo, adottato nella cava oggetto di interesse.
Il capitolo successivo tratterà dunque il taglio di una bancata con miccia detonante e polvere nera.
4.5.7. Dimensionamento della volata per il taglio primario di una bancata di
granito verde argento con miccia detonante e polvere nera
La spinta di distacco dal monte è generalmente data dall’associazione della miccia detonante con un
quantitativo di polvere nera, che viene impiegata in quantità variabili a seconda del tipo di roccia e
della geometria di distacco.
Per questo tipo di roccia, relativamente dura, si usano solitamente densità di caricamento
corrispondenti a consumi specifici fino a 50 g di polvere nera per m3 di roccia.
Qualora la situazione giaciturale sia favorevole, tale quantitativo può essere ridotto, non essendo
necessaria un’azione di spinta particolarmente energica. Ciò rappresenta senza dubbio un vantaggio,
tenendo presente la caratteristica “infida” della polvere nera: quella di ricercare le fessure preesistenti
nella roccia e di penetrarvi in modo non sempre controllato e prevedibile. Ancora una volta l’“arte”
del cavatore dovrà sopperire all’impossibilità pratica di definire a tavolino tutte le situazioni di
cantiere.
La lunghezza di miccia detonante necessaria per il distacco della bancata a monte è pari a:
Lmd = 629 m + (0,2 m ∙ 134) + LC ≅ 682 m.
E che tale metratura corrisponde ad un quantitativo di PETN pari a :
Qmd = 0,012 kg/m ∙ 682 m = 8,2 kg.
Ipotizzando un consumo specifico di polvere nera pari a 30 g/m3, si ottiene un consumo specifico
complessivo di:
P.F.= (8,2 kg/283,5 m3) + 0,03 kg/m3 = 0,059 kg/m3.
Essendo nota la geometria della volata, come illustrato sulla pianta e nella sezione allegate, in
particolare il numero dei fori, si ricava il quantitativo di polvere nera che compete ad una volata
come:
Qpn = P.F. ∙ V = 0,059 kg/m3 ∙ 283,5 m3 = 16,7 kg.
Ne consegue che ogni foro è caricato con:
qf = Qpn/nf = 16,7 kg/134 = 0,12 kg.
Il volume di ogni bancata tipo distaccata risulta, dunque, di circa 283,5 m3. Il progetto di coltivazione
della cava in località “Argentera” prevede, infatti, l’abbattimento complessivo di 7.400 m 3 di roccia
in circa 1 anno. Pertanto, dovranno essere effettuate circa 26 volate, che necessiteranno quantitativi
totali di miccia detonante e di polvere nera indicati nella seguente tabella. Inoltre, considerando un
70
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
numero di circa 40 settimane lavorative nell’arco di 1 anno, si prevede l’effettuazione di circa 1
volata di distacco ogni due settimane. Per il taglio primario di una bancata, quindi, occorrono:
Superficie totale di distacco
Numero totale di fori da mina
Lunghezza del singolo foro
Lunghezza complessiva di perforazione
Interasse tra i fori
Lunghezza complessiva di miccia detonante
Spezzoni per foro
Carica complessiva di polvere nera
Carica per foro di polvere nera
Lunghezza miccia a lenta combustione
Numero di detonatori
9 m x 3,5 m x 3 sup = 94,5 m2
134
3,5 m
469 m
0,2
682 m
1,3
17 kg
0,12 kg
1m
1
4.5.8. Dimensionamento della volata per il taglio secondario di una bancata di
granito verde argento
Come visto nei paragrafi precedenti, una bancata tipo ha dimensioni 9 m x 9 m x 3,5 m (3,5 m
rappresenta l’altezza della bancata), per un volume di 283,5 m3.
Una volta distaccata dal monte, tale bancata deve essere suddivisa in blocchi di dimensioni tali da
consentirne il trasporto allo stabilimento di lavorazione.
L’abbattimento secondario, ovvero la suddivisione delle bancate in blocchi commerciali, è effettuata
per la maggior parte con la miccia detonante. La tecnica di riquadratura mediante un taglio
secondario viene effettuata principalmente in due fasi: una prima fase in cui viene praticata una
suddivisione della bancata in porzioni più piccole, mediante tagli perpendicolari al fronte di monte,
aventi dimensioni 9 m x 3,5 m x 1,8 m, ottenendo in questo modo 5 “fette” dalla bancata tipo, mentre
nella seconda fase si provvede a ricavare da ciascuna porzione ulteriori 5 blocchi da telaio di
dimensioni commerciali medie 1,8 m x 1,8 m x 3,5 m.
Tale procedimento è illustrato nella figura allegata.
Fase 1
Si procede dunque al dimensionamento della volata per il distacco di una fetta, interessata,
evidentemente, da una sola superficie di taglio.
La superficie di distacco di ciascuna fetta è data da: Sf1 = 9 ∙ 3,5 m2 = 31,5 m2;
per la bancata si ottiene una superficie totale di distacco pari a: St1 = 31,5 m2 ∙ 4 = 126 m2.
Poiché la lunghezza Lf1 di miccia detonante necessaria per il distacco di una fetta, così come definita,
con un interasse tra i fori di E = 0,2 m, è data da: Lmd1 = P.F. ∙ V/q = 154 m la lunghezza di miccia
detonante per unità di superficie risulta: l1 = Lf1/Sf1 = 154 m/31,5m2 = 5 m/m2.
Ne consegue una lunghezza per l’intera bancata di: L1 = 5 m/m2 ∙ 126 m2 = 630 m.
La metratura di miccia detonante così ottenuta va incrementata per tenere conto dello spezzone di
miccia (20 cm) che fuoriesce da ciascun foro per l’allacciamento alla miccia maestra e della
lunghezza della miccia maestra stessa.
71
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
La metratura aggiuntiva è data da: LA1 = (0,2 nfori) + LM = 80,2 m. La lunghezza complessiva di
miccia detonante richiesta per la fase 1 è quindi: LF1 = 630 m + 80,2 m = 710 m.
Si sottolinea, però, che nel 20% circa dei casi si utilizza della polvere nera anche nella suddivisione
della bancata in blocchi commerciali; questo perché a volte la roccia si presenta particolarmente dura
e compatta e la sola miccia detonante potrebbe portare a risultati insoddisfacenti; viceversa, non si
ricorre alla polvere nera qualora la bancata presenti zone densamente fratturate e si ritenga di
ricavarne, almeno in parte, blocchi da scogliera: in tal caso, non è indispensabile effettuare tagli
particolarmente precisi.
Mediamente, su 5 “fette”, una è suddivisa in blocchi con la tecnica mista miccia detonante - polvere
nera.
Nell’ipotesi di utilizzare, in questa fase, 30 g/m3 di polvere nera, a una fetta compete un quantitativo
complessivo qb pari a: qb = 283,5 m3/5 ∙ 0,03 kg/m3 = 1,7 kg.
Poiché la suddivisione in blocchi di una fetta necessita di circa 154 m di miccia detonante, il
consumo specifico complessivo di miccia detonante e polvere nera sarà:
P.F. = (qb + q)/Vf = (1,7 kg + (0,012 kg/m ∙ 154 m))/(9 m ∙ 1,8 m ∙ 3,5 m) = 0,06 kg/m3.
Per la prima fase del taglio secondario della bancata tipo occorrono:
Superficie totale di distacco
Numero totale di fori da mina
Lunghezza del singolo foro
Lunghezza complessiva di perforazione
Interasse tra i fori
Lunghezza complessiva di miccia detonante
Spezzoni per foro
Carica complessiva di polvere nera
Carica per foro di polvere nera
Lunghezza miccia a lenta combustione
Numero di detonatori
9 m x 3,5 m x 4 sup = 126 m2
176
3,5 m
616 m
0,2 m
710 m
1
6,8 kg
0,038 kg
4m
4
Fase 2
Si calcola adesso la lunghezza di miccia detonante necessaria a dividere ciascuna porzione in 5
blocchi di dimensioni 1,8 m x 1,8 m x 3,5 m.
Per l’intera porzione si avrà: Lmd2 = P.F. ∙ V/q = 31 m.
Addizionando la metratura relativa agli spezzoni a bocca foro e alla miccia maestra, si ottiene:
LA2 = 5 ((0,2 m ∙ nfori) + LM) = 72 m.
La lunghezza complessiva di miccia detonante richiesta per la fase 2 è ancora data da:
LF2 = Lmd2 + LA2 = 692 m.
72
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Per la seconda fase del taglio secondario della bancata tipo occorrono:
Superficie totale di distacco
Numero totale di fori da mina
Lunghezza del singolo foro
Lunghezza complessiva di perforazione
Interasse tra i fori
Lunghezza complessiva di miccia detonante
Spezzoni per foro
Carica complessiva di polvere nera
Carica per foro di polvere nera
Lunghezza miccia a lenta combustione
Numero di detonatori
1,8 m x 3,5 m x 20 sup = 126 m2
180
3,5 m
620 m
0,2 m
692 m
1
4m
4
In definitiva, per il taglio secondario della bancata sono richiesti complessivamente:
LBtot = LF1 + LF2 = 1402 m.
Quindi, per la realizzazione del taglio secondario di una bancata occorrono:
Numero totale di fori da mina
Lunghezza del singolo foro
Lunghezza complessiva di perforazione
Interasse tra i fori
Lunghezza complessiva di miccia detonante
Spezzoni per foro
Carica complessiva di polvere nera
Carica per foro di polvere nera
Lunghezza miccia a lenta combustione
Numero di detonatori
356
3,5 m
1236 m
0,2 m
1402 m
1
6,8 kg
0,038 kg
8m
8
4.5.9. Dimensionamento di una mina
Taglio primario
Sapendo che la densità della polvere nera è di 0,8 kg/dm3, e che le cartucce sono preparate
direttamente in cava, si calcola il quantitativo di esplosivo necessario per confezionare una cartuccia
di 20 cm di lunghezza lc e 2 cm di diametro.
Il volume di una cartuccia è: Vcart = (Ф2/2) ∙ π ∙ h = (0,02 m 2/2) ∙ π ∙ 0,2 m = 0,0628 dm3.
Poiché è nota la densità dell’esplosivo, si ricava il quantitativo di polvere nera qc che compete a una
cartuccia: qc = ρc ∙ V cart = 0,8 kg/dm3 ∙ 0,0628 dm3 = 0,05 kg = 50 g.
Il numero di cartucce da inserire in ciascun foro si calcola come:
ncf = 0,12 kg/0,05 kg = 2,4.
La lunghezza dei fori lf è 3,5 metri. La lunghezza di foro lpn caricata con polvere nera è data da:
lpn = ncf ∙ lc = 2,4 ∙ 0,2 m = 0,48 m. I restanti metri di foro sono riempiti con borraggio.
73
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Taglio secondario
Per quanto riguarda l’abbattimento secondario, adottando il medesimo procedimento di calcolo si
evince che, in riferimento al blocco di dimensioni standard, sono necessari solo i 3/4 di una
cartuccia per foro da mina: poiché i 44 fori vengono caricati con 6,8 kg di polvere nera, a ciascun
foro competono circa 0,038 kg; il numero di cartucce da inserire in ciascun foro è ancora dato da:
ncf = 0,038 kg/0,05 kg = 0,76.
La lunghezza dei fori lf è 3,5 metri. La lunghezza di foro lpn caricata con polvere nera è, quindi, data
da: lpn = nf ∙ lc = 0,76 ∙ 0,2 = 0,17 m.
I restanti metri di foro sono riempiti con borraggio. Gli schemi dei fori caricati sono riportati in
allegato.
4.5.10. Sistema di innesco
Come raffigurato nello schema in allegato, l’innesco viene effettuato mediante detonatori ordinari
per micce lente; la miccia lenta è destinata a trasmettere la fiamma per la detonazione del detonatore
ordinario al quale è assemblato. I detonatori hanno lo scopo di generare l’onda esplosiva iniziale cui
è dovuto l’innesco e quindi la detonazione degli esplosivi coi quali sono a contatto; sono costituiti da
tubicini metallici cilindrici in alluminio chiusi ad una estremità e contenenti una carica esplosiva
primaria e una secondaria. La carica primaria è protetta da un elemento metallico forato che ha lo
scopo di evitare la fuoriuscita dell’esplosivo e di proteggerlo da sfregamenti o sollecitazioni di altro
genere. I detonatori comuni sono confezionati in scatolette di materiale plastico contenenti ciascuna
10 pezzi.
Le diverse mine, ciascuna con la miccia detonante sporgente il necessario da bocca foro per
realizzare i collegamenti, sono collegate con la miccia maestra e quindi sono brillate pressoché
simultaneamente.
Per quanto concerne il numero di detonatori, questo è direttamente correlato al numero di volate in
programma, di cui si tratterà nel paragrafo successivo.
4.5.11. Quantitativi di esplosivo previsti
Quantitativi annui
Come chiarito precedentemente, le produzioni annue si attestano mediamente sui 7.400 m 3 di
materiale; si richiede dunque l’isolamento e la suddivisione in blocchi commerciali di 26 bancate.
Per quanto concerne la frequenza delle volate, si sottolinea che questa è proporzionale alla
produzione ed è strettamente correlata all’organizzazione dei lavori in cava. Tuttavia, in linea
generale, si può ipotizzare che ciascuna delle bancate sia suddivisa in 5 “fette” e che tale
suddivisione avvenga realizzando 4 volate. Con altre 4 volate ciascuna fetta è suddivisa in 5 blocchi
di dimensioni commerciali. Si hanno allora 624 volate in un anno; considerando
approssimativamente 200 giorni lavorativi all’anno, che tengono conto dei periodi di fermo
dell’attività di cava e di eventuali soste nel periodo invernale, si stimano 40 settimane di produzione,
per una media di 16 volate settimanali. Tale valore, che non tiene conto delle volate per operazioni di
scopertura, è indicativo ed è soggetto a variazioni dipendenti dall’organizzazione dei lavori di cava,
74
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
motivo per cui il numero di giorni dedicati al taglio secondario è diretta conseguenza dei lavori di
preparazione e del numero di bancate già distaccate da monte presenti in cantiere.
Il quantitativo complessivo (taglio primario + taglio secondario) di polvere nera calcolato per una
bancata è di circa 25 kg. Per una produzione annua di 7.400 m3, diventa: Qa = 26 ∙ 25 kg = 650 kg.
Tale valore viene arrotondato a 700 kg per tenere conto di eventuali mine di rilevaggio al piede.
La metratura di miccia detonante si calcola come somma dei quantitativi richiesti dal taglio primario
e secondario di 26 bancate, ovvero: lmd/a = 26 (682 + 1402)m = 54.184 m.
Anche la metratura di miccia detonante viene leggermente incrementata a 56.000 m/anno qualora si
richieda il distacco al piede della bancata.
Nella tabella sono riportati i dati riassuntivi sui quantitativi annui richiesti per l’abbattimento con
esplosivo:
Quantitativi annui
Esplosivo II categoria 700 kg
Miccia detonante
56000 m
Polvere nera
700 kg
Detonatori
700
Poiché spesso i blocchi di dimensioni commerciali vengono ricavati singolarmente dalla bancata, il
calcolo dei detonatori/anno è stato fatto nell’ipotesi che ciascuna suddivisione della bancata richieda
un detonatore: n°det = 26 ∙ (1 + 4 + 20) = 650.
Considerando anche un certo numero di volate richieste per le ingenti operazioni di scopertura
(indicativamente 26), si ritiene che 700 detonatori/anno siano sufficienti a garantire la produttività
richiesta.
Quantitativi giornalieri
Per il calcolo del massimo quantitativo giornaliero di esplosivo richiesto si considera l’attività
giornaliera che necessita di maggiori risorse, dunque una giornata in cui le operazioni di scopertura
sono intervallate a volate di distacco dal monte.
Valutando di eseguire una volata di scopertura e una di taglio primario, si ottiene:
Lmd/g = 64 + 682 = 746 m, pertanto, tenendo conto delle confezioni di miccia detonante in
commercio, saranno necessari 750 m.
Per quanto riguarda la miccia a lenta combustione sarà utilizzato 1m (più uno di riserva) per ciascuna
volata, quindi sarà sufficiente un’unica confezione (dal momento che generalmente è
commercializzata in formati di 10 m).
La realizzazione della volata di scopertura prevede l’impiego di 25 kg di esplosivo di II categoria e
circa 18-20 detonatori, mentre il taglio primario richiede all’incirca 17 kg di polvere nera (circa 7
confezioni) e 1 detonatore (più uno di riserva).
Quantitativi giornalieri
Esplosivo II categoria 25 kg
Miccia detonante
750 m
Polvere nera
17 kg
Detonatori
22
75
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
4.6. Allegati
Vengono allegate di seguito alcune tavole che permettono di visualizzare meglio le varie fasi della
coltivazione della cava. Successivamente vi sono gli schemi delle volate e del caricamento dei fori
della coltivazione in esame.
76
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Cava “Ambrasse”
La presente relazione e gli annessi allegati sono stati redatti su incarico della ditta Cava Ambrasse
S.n.c., al fine di ottenere l’autorizzazione all’ampliamento della cava denominata Ambrasse del Polo
estrattivo Sea lotto IX, in località Sea, nel Comune di Luserna San Giovanni (TO), scaduta nel 2010.
Il progetto ha come obiettivo la prosecuzione dell’attività di cava per un ulteriore decennio.
4.7. Inquadramento generale dell’area
Il presente progetto di coltivazione si riferisce al polo estrattivo collocato cartograficamente sul
Foglio 67 II N.O. Torre Pellice, della Carta d’Italia edita dall’Istituto Geografico Militare in scala
1:25.000.
Le coordinate del baricentro dell’area di cava, approssimate al decametro, sono: 32TLQ588 – 590.
Sulla Carta Tecnica Regionale, l’area è compresa nella sezione N.190030. Le aree in oggetto si
estendono tra le quote assolute 1130 s.l.m. e 1250 s.l.m..
I terreni su cui insisterà l’attività estrattiva si trovano sul Foglio n.24 della mappa catastale del
Comune di Luserna San Giovanni (TO) ed in modo particolare sulle particelle n. 269, 285 parte, 107,
103, 105, 110 parte, 283 parte e 104 parte.
Nella tavola n.2 (allegata) è riportato uno stralcio della planimetria catastale con l’indicazione delle
particelle interessate dalla coltivazione. La superficie totale in disponibilità è di circa 56.478 m2.
4.8. Morfologia dell’area e uso del suolo
Geomorfologicamente siamo in presenza di rilievi montuosi a basse quote. La classificazione dei
suoli in questa unità prevede la presenza di Suoli bruni acidi, suoli bruni calcarei, suoli bruni
lisciviati, rankers, rendzina (Francia).
Le utilizzazioni prevalenti sono rappresentate da cedui di faggio (di rado castagno), fustaie di abete
(talvolta pino silvestre) e di larice (a bassa quota) di media produttività.
Le attitudini agricole sono rappresentate da colture foraggere pascolive e prative; quelle forestali da
cedui di faggio (di rado castagno) in parte da convertire a fustaia, fustaie di abete, talvolta pino
silvestre e di larice di media produttività a bassa quota.
Per quanto riguarda la vegetazione, secondo la “Carta della vegetazione naturale potenziale della
Regione Piemonte”, l’area in esame ricade nel climax del Faggio, in formazioni mesofile di faggio,
con potenzialità varie per l’abete.
4.9. Caratteristiche petrografiche e usi commerciali
Il litotipo oggetto della coltivazione è costituito da uno gneiss di età paleozoica, a chimismo acido,
variamente scistoso.
La roccia si presenta in bancate con spaziatura della scistosità (piano di pioda) decimetrica, che
rende il materiale facilmente lavorabile a spacco e in bancate più compatte dalle quali si ricavano
blocchi adatti alla segagione.
77
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Nel primo caso si ottengono le cosiddette “lose”: lastre grezze con spessori variabili da 2 a 16 cm e
dimensioni anche superiori ai 2 m2, usate per molteplici applicazioni: rivestimenti murari esterni,
pavimentazioni di marciapiedi e strade, realizzazioni di tetti soprattutto in zone montane.
Nel secondo caso, dopo la segagione e l’eventuale lucidatura si ottengono lastre levigate che possono
essere utilizzate per pavimentazioni e rivestimenti di interni ed esterni.
Il materiale che non viene utilizzato per gli scopi precedentemente menzionati può essere impiegato
come materiale da costruzione utilizzando, per la sua lavorazione, delle trance idrauliche per la sua
riduzione secondo la pezzatura voluta (liste, cubetti) o come blocco da scogliera.
Il materiale, a tendenza occhiadina, è di un gradevole colore grigio-azzurro e trova largo mercato non
solo in Italia ma anche all’estero (specie in Francia).
4.10. Progetto di coltivazione
4.10.1.
Stato di avvio dell’ampliamento della coltivazione
L’area interessata dall’ampliamento proposto è stata oggetto in passato di numerose coltivazioni,
essendo il polo estrattivo della Sea uno dei più sfruttati insieme a quello di Seccarezze, nel comune
di Luserna San Giovanni.
Tutta l’area di cava è scarsamente vegetata e solo a valle dell’attuale piazzale, nella zona dove verrà
realizzato il deposito permanente degli sfridi di cava, si trova una vegetazione arborea costituita da
una faggeta.
Nell’area di cava non sono presenti corsi d’acqua o impluvi significativi. La cava si configura come
una tipica cava di versante.
Rispetto alla configurazione del progetto iniziale, la coltivazione non ha interessato tutta l’area
autorizzata in quanto l’eccessiva copertura del banco produttivo ha consigliato di non raggiungere le
quote di progetto verso monte, soprattutto per evitare la formazione di una scarpata in materiale non
lapideo eccessivamente acclive e di potenza pluridecametrica.
Al momento della realizzazione di questo progetto la cava presenta un primo gradone di sicurezza
superiore posto a quote differenti a seconda dell’esposizione. In particolare di 1.223 m s.l.m. verso il
lato Nord, seguendo la pendenza naturale della pietra, di circa 1.231 m s.l.m. nella zona centrale del
fronte e di circa 1.220 m s.l.m. nella zona Sud del gradone.
A partire dalla quota del gradone superiore la coltivazione si è sviluppata operando una seria di
ribassi fino alla quota di imposta del secondo gradone a quote variabili da 1.211 m s.l.m. a Nord e
1.199 m s.l.m. a Sud in corrispondenza dell’estremità opposta. Nella parte centrale tra i due gradoni
si trova una zona di cerniera, non riscontrabile in fase di progetto, con caratteristiche geomeccaniche
e petrografiche differenti rispetto alle zone limitrofe, la cui presenza ha consigliato di non procedere
con l’arretramento del fronte fino alla posizione di progetto. Il materiale affiorante in questa zona
non presenta un piano di scistosità costante e ben definito ma, per contro, il piano di distacco
naturale risulta spesso ondulato o, in certi casi, totalmente assente. Alla quota di imposta del secondo
gradone, l’anomalia costituita dalla zona di cerniera sembra esaurirsi anche se la presenza di due
specifiche fratture impone di non seguire la direzione del gradone, ma di mantenere una zona a valle
dello stesso sporgente, in quanto le fratture citate convergono e si esauriscono. Questo accorgimento
78
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
è necessario per evitare la formazione di un cuneo di roccia che con il proseguire della coltivazione
potrebbe mobilizzarsi creando così un pericolo per il piazzale sottostante.
A valle del secondo gradone si trova il piazzale di coltivazione iniziale che sarà ribassato fino alla
quota di progetto e cioè di circa 18 m rispetto alla quota del gradone. Il piazzale di coltivazione ha
una pendenza di circa 12° con immersione di 209°, la stessa cioè del piano di pioda rappresentato
dalla scistosità. Ancora a valle del piazzale di coltivazione è presente un secondo piazzale formato
dalla precedente coltivazione. Su tale piazzale è presente un certo spessore di materiale detritico
utilizzato per il ripristino volontario dei luoghi, a seguito di coltivazione difforme durante un
precedente progetto autorizzato. Il fronte Nord della cava, a monte del gradone di coltivazione, si
presenta piuttosto fratturato e per questo motivo, nel progetto di ampliamento oggetto della presente
relazione, si prevede di sistemare una rete metallica per il trattenimento di eventuali cadute di massi
che potrebbero mettere in pericolo i lavoratori che opereranno nel piazzale sottostante.
4.10.2.
Cubatura del giacimento
Per il calcolo della cubatura del giacimento è stato utilizzato un programma di calcolo che, a partire
dall’elaborazione della mappa topografica, calcola il materiale di scavo ed eventualmente di rilevato,
rispetto alla configurazione elaborata riferita alle varie fasi della coltivazione.
Tale metodo permette una maggior precisione rispetto a quelli tradizionali delle sezioni ragguagliate
o a quello che utilizza il calcolo del volume del solido di scavo tra due stesse curve di livello nelle
varie configurazioni.
Con questo metodo, la cubatura complessiva dell’unità estrattiva, per le due fasi di coltivazione,
della durata di 5 anni ciascuna, ammonta a 210.187 m3 così suddivisa:
Prima fase – 5 anni
Materiale di copertura + scarto
Blocchi da scogliera
Materiale utile
Totale materiale estratto
Volumi (m3)
26884
40325
54989
122198
Seconda fase – 10 anni
Materiale di copertura + scarto
Blocchi da scogliera
Materiale utile
Totale materiale estratto
Volumi (m3)
21117
17598
49274
87989
La produzione media annua di materiale utile prevista ammonta a circa 10.998 m3 per i primi 5 anni
e circa 9.855 m3 per i secondi 5 anni.
Nella seconda fase si prevede che la produzione annua diminuirà leggermente in quanto le
caratteristiche del materiale miglioreranno e sarà necessaria una maggiore cura nell’estrazione.
Riassumendo, nella prima fase si avranno circa 26.884 m3 di materiale da porre nel deposito
permanente mentre, nella seconda fase, ce ne saranno circa 21.117 m3. La capacità del deposito
ammonta a circa 52.900 m3 quindi ampiamente sufficiente a contenere tutto il materiale di scarto
presente.
79
Politecnico di Torino
4.10.3.
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Metodo di coltivazione
La coltivazione dell’unità estrattiva sarà realizzata per fette discendenti a partire dalla quota
raggiunta al termine dell’attuale coltivazione e cioè da 1.200 m s.l.m. nella zona Nord del piazzale a
1.172 m s.l.m. nella zona Sud, seguendo cioè la naturale pendenza del piano di pioda, costituito dalla
scistosità, che è di circa 12°.
La prima operazione, che verrà effettuata con la nuova coltivazione, sarà la sistemazione di una rete
metallica lungo la scarpata sovrastante la zona Nord del piazzale. Tale rete, a maglia esagonale, sarà
costituita da fili d’acciaio zincati di 3 mm di diametro e sarà tesata e resa solidale con la scarpata con
dei cavi d’acciaio di diametro 8 mm, ancorati al terreno con fittoni d’acciaio infissi nel terreno per
almeno 80 cm. Tutta la rete ricoprirà una superficie di circa 380 m2.
A questo punto avrà inizio la coltivazione vera e propria del banco produttivo. Il piazzale, che al
termine dell’attuale coltivazione avrà una superficie di circa 7.200 m2, verrà ribassato, nei primi 5
anni di coltivazione, di circa 12,5 m. Al termine dell’attuale coltivazione, alla quota del piazzale e
lungo tutto il lato di monte dello stesso, verrà lasciato un gradone di 5 m di pedata (il terzo dell’intera
cava). Tale gradone avrà una lunghezza di circa 267 m e su di esso verrà sistemato uno strato di
materiale drenante e uno di materiale agrario per il successivo recupero naturalistico.
Lungo il lato di monte sarà poi realizzata una canaletta in pietrame per la raccolta delle acque
meteoriche mentre, sul lato di valle, verrà sistemato un cordolo in blocchi lapidei per il trattenimento
del materiale per il recupero ambientale. Su tale cordolo verrà poi sistemata una rete metallica di
protezione ancorata a fittoni immorsati nella sottostante roccia.
Al termine dei primi 5 anni di coltivazione il piazzale avrà una superficie complessiva di circa
11.400 m2, mentre la superficie complessiva del gradone sarà di circa 1.335 m2.
La pendenza del piazzale farà si che le eventuali acque meteoriche si accumuleranno nell’angolo Sud
Ovest dello stesso, dal quale verranno convogliate nella vasca di sedimentazione e da qui nella
canaletta, che sarà realizzata per raccordarsi con quella presente nella pista, oltre il lotto in
concessione verso Sud.
Esaurita la prima fase di coltivazione si procederà con un ulteriore ribasso del piazzale di 7.5 m con
le stesse modalità precedentemente descritte, fino alla quota di circa 1.178,87 m s.l.m. a Nord e
1154,54 m s.l.m. a Sud.
Al termine della seconda fase (secondi 5 anni), il piazzale di cava avrà una superficie di circa 12.696
m2 .
Durante la fase di coltivazione, sul piazzale sarà mantenuto uno strato di materiale di scarto fine per
agevolare la circolazione dei mezzi di carico e degli escavatori.
4.10.4.
Ciclo produttivo e abbattimento del materiale
Una volta entrata a regime, l’unità estrattiva avrà un ciclo produttivo che si svolgerà nel seguente
modo:
 Perforazione delle bancate produttive mediante perforatore idraulico, con fori da 30 mm e
lunghezza variabile a seconda dello spessore della bancata. La perforazione avverrà a secco
con l’utilizzo di un aspiratore per l’abbattimento delle polveri ed evitare così che le parti più
fini della roccia frantumata si disperdano nell’atmosfera;
80
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello

Caricamento dei fori con esplosivo che a seconda del tipo di taglio da effettuare potrà essere
gelatina (da utilizzarsi nelle fasi iniziali della coltivazione e per lo sbancamento della cava),
polvere nera o semplice miccia detonante;
 Borraggio della mina con residui fini della perforazione e con acqua;
 Innesco dell’esplosivo mediante detonatori a innesco a miccia a lenta combustione;
 Brillamento mine;
 Controllo dei fronti e dei piazzali a seguito dello sparo ed eventuale disgaggio con mezzo
meccanico (escavatore) delle pareti;
 Eventuale riquadratura dei blocchi con l’utilizzo ancora di miccia detonante;
 Scelta del materiale da trasportare agli impianti di lavorazione e suo caricamento sui mezzi di
trasporto;
 Caricamento e trasporto dei blocchi da scogliera a valle;
 Caricamento del materiale di scarto sui mezzi di trasporto e suo collocamento nel deposito
permanente a valle del piazzale.
Il quantitativo di esplosivo utilizzato è molto variabile a seconda del tipo di volata effettuata ma non
supera mai i 25 kg di esplosivo di I categoria, 25 kg di esplosivo di II categoria, 10 capsule e 500 m
di miccia detonante al giorno.
Il caricamento dei mezzi di trasporto avverrà dai piazzali di coltivazione e sarà effettuato
dall’escavatore cingolato. Il carico medio per ciascun mezzo è di circa 10 m 3 pertanto il traffico di
mezzi pesanti medio annuo sarà il seguente:
Prima fase
Viaggi annui per i blocchi da scogliera
Viaggi annui per lo scarto del deposito permanente
Viaggi annui per il materiale utile al laboratorio
806 (3-4 viaggi al giorno)
538 (2-3 viaggi al giorno)
1100 (5 viaggi al giorno)
Seconda fase
Viaggi annui per i blocchi da scogliera
Viaggi annui per lo scarto del deposito permanente
Viaggi annui per il materiale utile al laboratorio
352 (1-2 viaggi al giorno)
422 (2 viaggi al giorno)
985 (4-5 viaggi al giorno)
L’incremento medio di traffico sulla viabilità principale è dato dal trasporto del materiale utile e dei
blocchi da scogliera e cioè sarà di circa 8-9 viaggi/giorno nella prima fase e 5-7 viaggi giorno nella
seconda.
4.10.5.
Tecnica di abbattimento impiegata
Lo schema della volata per lo stacco al monte prevede la perforazione della bancata di lunghezza
variabile tra i 10 e i 20 m, con fori da 28 mm, interasse 25 cm, la linea di minor resistenza di 3 m e
una profondità massima dei fori di 3,5m.
81
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
I calcoli seguenti fanno riferimento ad una bancata di 20 m, di potenza di 3,5 e di 3 m di linea di
minor resistenza:
Numero fori per bancata
Polvere nera per foro
Totale polvere nera per bancata
Metri di miccia detonante 10 g/m
92
0,25 kg
23 kg
92 x 3,7 m + 25m = 365,4 m (3,654 kg PETN)
Il volume totale della massima bancata ammonta a circa 210 m3 per cui il consumo specifico di
esplosivo è di 0.13 kg/m3.
Una volta effettuato la volata per il distacco della bancata, le operazioni prevedono la riquadratura
dei blocchi che si divide in primaria e secondaria.
Per la primaria saranno necessari:
Numero tagli prima riquadratura per bancata
Numero fori per taglio (interasse 15 cm)
Miccia detonante prima riquadratura
Numero tagli per la seconda riquadratura
Numero fori per taglio (interasse 15 cm)
Miccia detonante seconda riquadratura
12
20
12 x 3,7 m x 20 = 888 m
13
20
13 x 1,7 x 20 = 442 m
In totale, per riquadrare i blocchi provenienti da una bancata di 20 m di lunghezza, 3,5 di potenza e 3
m di larghezza servono circa 1.330 m di miccia detonante da 6 o 10 g/m.
Ovviamente, la riquadratura dei blocchi provenienti da una bancata di tali dimensioni si svolge in più
giornate pertanto, il quantitativo di miccia detonante che sarà richiesto, di 500 m al giorno, permette
di operare lo stacco al monte dell’intera bancata più la riquadratura primaria di 2 blocchi o la
riquadratura primaria e secondaria di un blocco.
Con l’utilizzo di altri 1.000 m di miccia detonate suddivisi in due giornate è possibile completare la
riquadratura dei restanti blocchi di conseguenza, il quantitativo richiesto di 500 m di miccia detonate
al giorno, pare compatibile con le esigenze della ditta.
Per correttezza si accenna in questa sede anche alla possibilità di riquadrare i blocchi con il sistema a
cunei e punciotti. Tale sistema è ancora utilizzato per produrre particolari materiali con sembianze
antiche in quanto era il sistema utilizzato prima dell’avvento della miccia detonante.
Nelle pagine successive vi è lo schema della riquadratura con tale sistema.
Per poter innescare la miccia detonante necessaria per il distacco al monte e la riquadratura dei
blocchi si dovranno utilizzare:
 N°3 detonatori per la volata (1 per la volata e due di scorta);
 N°1 per ciascun taglio dei blocchi (2 per la riquadratura nel giorno della volata, 15 per la
riquadratura dei blocchi nei giorni in cui si esegue solo questa operazione a seguito dello
stacco al monte).
Per l’innesco dei detonatori sono necessari 1 m di miccia a lenta combustione per ciascun detonatore
quindi, 5 m nel giorno della volata e 15 m nel giorno della riquadratura dei blocchi.
Per quanto concerne l’esplosivo gelatina di II categoria si specifica che il suo utilizzo si concentra
nelle zone di cappellaccio del giacimento o in quegli strati dove le caratteristiche della roccia non
82
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
permettono la sua commercializzazione come pietra ornamentale. Solitamente questi utilizzi si hanno
durante la fase di sbancamento del giacimento o in strati dove la fratturazione è molto marcata o il
piano di pioda si presenta particolarmente ondulato ed irregolare. Tale utilizzo è piuttosto sporadico
e di difficile previsione. Dall’esperienze passate è comunque possibile ipotizzare un quantitativo
massimo giornaliero di gelatina per volate di questo tipo pari a 25 kg, con una frequenza massima di
due volte al mese.
I dati su esposti si riferiscono ai massimi quantitativi giornalieri di esplosivo utilizzabili in rapporto
alle potenzialità della ditta Cava Ambrasse s.n.c.. Normalmente tali quantitativi si riducono sia per la
minor lunghezza della bancata in lavorazione e sia per la minor potenza della stessa, in ogni caso tali
picchi non sono particolarmente inusuali.
In conclusione i quantitativi massimi giornalieri richiesti sono i seguenti:
Polvere nera
Miccia detonante
Detonatori
Gelatina
25 kg
500 m
15
25 kg
Il calcolo dei quantitativi di esplosivo settimanali e annuali è puramente indicativo e potrà variare a
seconda delle situazioni di lavoro in cui ci si trova. Nel calcolo seguente si fa riferimento a 5 giorni
lavorativi alla settimana per circa 48 settimane annue con un numero massimo di 4 volate per stacco
al monte alla settimana:
Polvere nera
Miccia detonante
Detonatori
100 kg/sett
2500 m/sett
75/sett
4800 kg/anno
120000 m/anno
3600/anno
Si ipotizza poi un utilizzo massimo di gelatina di circa 2 volte al mese per un totale annuo di circa
550 kg.
Per lo schema della volata e per lo schema di caricamento di un singolo foro si rimanda agli allegati
alle pagine seguenti.
4.11. Motivazioni tecniche sulle scelte operate e alternative all’opera
Il metodo di coltivazione utilizzato, ma soprattutto lo schema di abbattimento del materiale è una
scelta obbligata. In particolare, l’utilizzo di esplosivo è indispensabile per ottenete un materiale
facilmente trasportabile e lavorabile. Le caratteristiche geomeccaniche dell’ammasso roccioso non
consentono l’utilizzo di altri metodi di abbattimento quali per esempio il filo diamantato o il getto
d’acqua ad altissima pressione, in quanto le numerose fratture presenti porterebbero alla distruzione
delle perline, nel primo caso, e alla dispersione del getto nel secondo, con conseguente arresto del
ciclo produttivo. Nell’intero bacino estrattivo di Bagnolo e Luserna San Giovanni vi sono pochissimi
esempi di abbattimento del materiale con l’utilizzo di filo diamantato e in quei rari casi ci si trova in
condizioni di roccia particolarmente compatta e poco fratturata. In ogni caso il taglio di monte
(mozzatura) avviene sempre con l’utilizzo di esplosivo. Nei casi in cui la fratturazione della roccia
(soprattutto negli strati più superficiali) si presenta particolarmente spinta, l’abbattimento può
83
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
avvenire con l’utilizzo del semplice escavatore, con conseguente riduzione degli impatti dovuti sia
alla perforazione sia allo sparo mine.
A differenza di altre realtà estrattive, come nelle cave di marmo delle Alpi Apuane, anche la
coltivazione in sotterraneo risulterebbe tecnicamente piuttosto difficoltosa ma soprattutto
economicamente svantaggiosa. Le difficoltà sono legate al fatto di non poter utilizzare i metodi di
abbattimento “soft” su descritti e quindi dalla necessità di realizzare opere di consolidamento delle
cavità assolutamente antieconomiche.
Le alternative alla realizzazione dell’opera potrebbero essere di due tipi:
 Localizzazione della cava in altro loco;
 Non realizzazione della cava.
Nel primo caso le motivazioni che hanno portato a localizzare la cava nell’area sono essenzialmente
due:
1. la zona in oggetto è una zona “storica” per quanto riguarda la coltivazione della pietra di
Luserna, in quanto il materiale che se ne ricava è uno dei più pregiati per quanto riguarda le
lavorazioni a spacco naturale, inoltre la presenza di altre unità estrattive nel polo Sea e
l’attuale coltivazione della cava Ambrasse, lasciano presagire la presenza di un ottimo
materiale anche in questo nuovo ampliamento;
2. la disponibilità dei terreni oggetto dell’intervento da parte della ditta istante e la destinazione
d’uso come aree legate all’attività estrattiva.
La non realizzazione dell’intervento invece significherebbe che la ditta istante, che si occupa di
estrazione e non di trasformazione e commercializzazione della Pietra di Luserna, dovrebbe
abbandonare la propria attività con gravi conseguenze per la propria economia e per l’occupazione
locale.
4.12. Allegati
Vengono allegate di seguito alcune tavole che permettono di visualizzare meglio le varie fasi della
coltivazione della cava. Successivamente vi sono gli schemi delle volate e del caricamento dei fori
della coltivazione in esame.
84
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
5. Cava “Seccarezze”
Quanto segue è il progetto relativo alla proposta di prosecuzione dell’attività estrattiva di pietra
ornamentale (gneiss del tipo “Pietra di Luserna”) all’interno del sito denominato Seccarezze, ubicato
nel Territorio comunale di Luserna San Giovanni e gestito dalla ditta Maccagno S.r.l..
Quello che viene presentato è un piano elaborato tenendo conto della porzione di giacimento
coltivabile senza porre limitazioni temporali.
In considerazione delle potenzialità produttive, è preventivabile che l’attività estrattiva proposta
possa infatti essere portata a termine nell’arco di 25 anni.
Tenendo conto che le autorizzazioni ai sensi dell’attuale legislazione vigente non possono essere
rilasciate per periodi superiori ai 10 anni (5 per quanto riguarda quelle relative al vincolo ambientale)
il progetto generale viene suddiviso in più piani di durata quinquennale.
In tal modo si vogliono valutare gli interventi da subito autorizzabili tenendo sempre a riferimento
l’intero potenziale piano di intervento, al fine di verificare la potenzialità del giacimento nel suo
complesso in relazione ai possibili sviluppi dell’attività di cava in un lasso di tempo più esteso,
ipotizzando anche interventi che dovranno necessitare di autorizzazioni future.
5.1. Inquadramento generale
L'area in esame si colloca ad una quota media di circa 990 m s.l.m., in sponda orografica destra della
Valle del Torrente Luserna, ed è cartografata, alla scala 1:25.000, nella Tavoletta II N.O. "Torre
Pellice" del Foglio 67 della Carta d'Italia; il suo baricentro ha coordinate U.T.M.: Est 357780 – Nord
4958490.
Nella Carta Tecnica Regionale edita dal Servizio Cartografico della Regione Piemonte alla scala
1:10.000, la zona è rappresentata nel settore sudoccidentale della Sezione n. 190030 “Luserna San
Giovanni”.
Più in particolare, l’intervento estrattivo in progetto insiste su terreni censiti ai lotti n. II-III-IV del
Catasto Cave del Comune di Luserna S. Giovanni.
Nel complesso, le superfici già interessate da attività estrattiva, presentano un’estensione di circa 3,5
ha, mentre, l’area che è stata fino ad oggi interessata dalla sola attività di coltivazione del giacimento
gneissico ha un’estensione di circa 1,2 ha.
La prosecuzione dell’attività estrattiva, proposta in più fasi di durata quinquennale per un arco di
tempo complessivo di 25 anni, viene attuata su superfici già comprese all’interno dei lotti estrattivi 2,
3 e 4, con un interessamento da parte dei lavori di coltivazione del giacimento gneissico di una
superficie di 3 ha. Nell’insieme, le superfici di cava, direttamente interessate dall’attività estrattiva in
programma ed occupate da altre pertinenze (piazzali, rampe, depositi, ecc..) o da cumuli di materiale
di sfrido derivante da pregressa attività in parte da movimentare, vanno a coinvolgere un’area
complessiva di circa 7,9 ha. I lavori previsti prevedono infatti il ribassamento di bancate presenti
all’interno dei lotti 2-3-4 fino a raggiungere con il fondo scavo i livelli basali già interessati da
attività estrattiva nel recente passato, affioranti nella porzione occidentale del lotto 3 o sepolti sotto le
coltri degli sfridi nella porzione occidentale del lotto 2.
Con il piano di recupero, da realizzare progressivamente in corso d’opera, è previsto il
rimboschimento di una superficie di circa 4 ha a cui devono aggiungersi circa 3,3 ha di aree esterne
85
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
su cui operare interventi di miglioria del bosco esistente.
Di particolare interesse può risultare il fatto che, già nel primo quinquennio, oltre ai suddetti
interventi di miglioria del bosco esistente, è previsto il rinverdimento di circa il 35% delle aree da
recuperare con specie arboree ed arbustive, interessando una superficie di circa 1,4 ha.
L’intervento in progetto, che come già segnalato viene ad insistere su superfici già interessate in
passato da operazioni di cava, non comporta l’abbattimento di specie arboree.
Dal punto di vista paesaggistico, nelle vicinanze del sito di intervento non si segnalano insediamenti
storici o paesaggistici di rilievo e dall’esame delle riprese aeree della zona è possibile osservare
come il territorio sia segnato in modo prevalente dal solco del Torrente Luserna corrispondente alle
aree altimetricamente meno elevate del fondovalle su cui si innescano le valli laterali.
Ben visibili sono le tracce dell’attività estrattiva secolarmente svolta nella zona. I versanti in destra
orografica del torrente sono a forte pendenza e dominante copertura boschiva a cedui di faggio,
quelli in sinistra meno acclivi con più diffusa presenza di pascoli d’altura.
Il territorio ricade nell’unità di paesaggio principale definita come “piano montano e subalpino”
priva di attitudini agricole con suoli che presentano limitazioni fortissime imputabili all’estesa
presenza di rocce e pietre, alla superficialità e degradazione dei suoli oltre che all’accentuata
acclività, condizioni in cui possono al più ravvisarsi utilizzi per il turismo naturalistico e per la
protezione della fauna oltre che la coltura di formazioni arboree di protezione.
Gli interventi di coltivazione del giacimento in programma continueranno ad essere condotti a
distanze superiori a 200 m da sorgenti idropotabili presenti a quote differenti lungo il versante
settentrionale, ad Est ed a Nord della cava. L’ampliamento areale delle aree interessate dagli
interventi di cava viene infatti ad interessare settori meridionali ed occidentali.
Nel settore di indagine, le uniche infrastrutture presenti sono quelle di carattere produttivo
rappresentate nella totalità dalle cave attive nonché, irrilevanti nei confronti dell’intervento estrattivo
in oggetto, dalle opere di presa sul Rio Mora e sul Torrente Luserna finalizzate alla produzione di
energia idroelettrica. Nella zona non sono presenti elettrodotti e metanodotti.
5.2. Morfologia dell’area
L’area di cava si colloca in prossimità del settore di basale di una dorsale secondaria, allungata
secondo una direttrice circa NNW-SSE, in destra orografica della Valle del T.Luserna.
L’area di indagine si presenta corrugata, caratterizzata da versanti acclivi a luoghi interrotti da pareti
rocciose subverticali. A quote più elevate i rilievi si addolciscono per la presenza, talora decisamente
cospicua, di una coltre di prodotti eluvio-colluviali intensamente vegetata.
Nel complesso, l’attuale profilo delle valli è il risultato del succedersi degli eventi erosivi, dapprima
connessi principalmente alla presenza dei ghiacciai e successivamente legati allo sviluppo del
reticolato idrografico. Si è dunque passati da una morfologia valliva caratterizzata da profili ad “U”,
caratterizzata da valli moderatamente incise con fianchi subverticali, ad una morfologia valliva con
profilo a “V”, dove l’azione erosiva delle aste costituenti il reticolato idrografico ha portato a
profonde incisioni del fondo valle.
Il paesaggio naturale è profondamente modificato dalle attività estrattive che vengono portate avanti
ormai da diversi secoli.
Dal punto di vista morfoevolutivo il territorio è soggetto a costante trasformazione proprio ad opera
86
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
di tali attività che hanno portato all’assottigliamento della dorsale montuosa ed alla creazione di
ulteriori pareti subverticali.
Significativa è inoltre la presenza di abbondanti depositi di materiale detritico derivante
dall’estrazione della pietra. Si tratta di prodotti di sgarro che costituiscono accumuli caratterizzati da
pendii aventi inclinazioni anche dell’ordine di circa 40° sessagesimali.
5.3. Caratteristiche petrografiche e usi commerciali
Il materiale oggetto di coltivazione nel sito in questione viene definito dal punto di vista
commerciale “Pietra di Luserna”. Si tratta di uno gneiss con piccoli occhi chiari di feldspato, a luoghi
decisamente laminato e per lo più tabulare.
La presenza di sottili letti ricchi di mica bianca isoorientata conferisce alla roccia in oggetto una
tessitura di tipo pianoscistoso. La struttura è tendenzialmente porfiroblastica, pur nelle variazioni da
zona a zona. Dal punto di vista commerciale, le differenze petrografiche del materiale in oggetto
portano alla distinzione di almeno due differenti tipologie di materiale:
 Tipo PLP, costituito da occhi feldspatici fitti e scistosità marcata, tipica delle bancate
utilizzate a spacco;
 Tipo PL, caratterizzato da occhi meno allungati e da scistosità meno marcata, che
conferiscono alla roccia un aspetto più massiccio, con suddivisione di bancate che possono
raggiungere i diversi metri di spessore. Tale litotipo, che è quello che costituisce in
prevalenza le bancate oggetto del presente intervento, necessita di taglio al telaio.
Tale materiale affiora su un’area di circa 50 km compresa tra la Val Pellice e la Valle Po, dove si ha
uno sviluppo di attività estrattive già da diversi secoli, soprattutto nei Comuni di Luserna, Rorà e
Bagnolo.
La facile lavorabilità a spacco e l’elevata resistenza, unitamente ad un gradevole aspetto nel colore
grigio chiaro tendente al verdognolo, ne hanno favorito nei secoli un ampio utilizzo nelle costruzioni.
L’attività estrattiva ha inciso profondamente sullo sviluppo socio-economico della Val Pellice, come
testimoniato da documentazioni storiche e dati di archivio degli ultimi 150 anni, a partire cioè dalla
costruzione di una strada “privilegiata” a servizio alle cave, lunga circa 4,2 km ed utilizzata ancor
oggi.
L’attività estrattiva ha dunque sempre rivestito una notevole importanza nell’ambito dell’economia
locale. Oltre agli effetti positivi legati all’occupazione di manodopera nelle cave e nei relativi
laboratori non bisogna trascurare gli effetti legati all’indotto, ossia a tutte quelle attività produttive e
commerciali che gravitano attorno all’attività di cava vera e propria.
Rivestimenti in Pietra di Luserna di edifici storici, nonché pavimentazioni di importanti vie e piazze,
sono oggi osservabili in molte città della pianura piemontese, nonché in altre regioni e persino
all’estero, oltre oceano.
Tutt’oggi si tratta di un materiale pregiato molto ricercato soprattutto da tedeschi e francesi.
Grazie all’impiego di moderni macchinari per la lavorazione del materiale nei laboratori è oggi
possibile consentirne un impiego quanto mai vasto. L’esclusivo uso grezzo “a spacco” per
pavimentazioni, balconi, scale, zoccoli, davanzali, ecc., e per coperture, quali lose, losette, ecc., è
stato in parte sostituito da un uso per scopi più pregiati. La segagione in telaio della pietra ha infatti
permesso di passare, ormai da diversi decenni, alla produzione di lastre per interni con superficie
87
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
perfettamente lucida e, ancor più recentemente, anche a superficie ruvida per “fiammatura” o altro.
Rimane pur sempre sviluppato l’uso per la realizzazione di muri rivestiti in blocchetti tracciati
“faccia a vista” il cui aspetto naturale bene si accompagna con gli ambienti rustici montani; così pure
le pavimentazioni a lastrame tagliato od anche irregolare, tali da valorizzare, anche con le parti di
sfrido della coltivazione, cortili, viottoli, ed aree pedonali cittadine. Non ultimo è l’impiego,
sull’esempio del porfido, nelle pavimentazioni urbane in cubetti, sia per viali di passeggio sia per
traffico misto, piazzali e rampe. In questo caso è possibile osservare in diversi centri abitati, messe in
opera secondo il disegno classico e diffuso degli archi contrastanti, nonché seguendo altre
composizioni artistiche, anche in combinazione con altri materiali caratterizzati da cromatismi
differenti, quali porfidi, marmi, graniti, ecc..
Il materiale in oggetto riveste dunque una notevole importanza in merito ad applicazioni sia in
ambienti antichi, soprattutto per quanto concerne le fasi di restauro, sia moderni, nelle opere in
costruzione, a riprova dell’intrinseca versatilità di questa pietra. Non bisogna infine trascurare la
notevole importanza che questo materiale sta assumendo nel settore della bioarchitettura.
Negli ultimi anni tale materiali ha trovato anche un largo impiego, come blocchi da scogliera, per la
realizzazione di opere di difesa idraulica. Si tratta di un impiego molto importante per l’economia
aziendale, in quanto in tale settore può essere utilizzato materiale di scarto che altrimenti dovrebbe
trovare collocazione a discarica.
Il materiale minuto, di risulta, può inoltre trovare impiego per la realizzazione di riempimenti e
rinterri in genere, per la realizzazione di rilevati stradali, piazzali industriali, ecc..
Il materiale utile per la produzione di lastre viene lavorato nello stabilimento industriale sito nel
territorio comunale di Bagnolo.
La possibilità di operare all’interno di superfici in massima parte già interessate in passato da attività
estrattiva consente di potere coltivare porzioni di giacimento prive di terreni di copertura e
caratterizzate da un ridotta presenza del cappellaccio, con produzione di sfridi decisamente
contenuta. In ogni caso il materiale più grossolano e i blocchi di scarto possono trovare impiego nella
realizzazione dei piccoli muri di contenimento da realizzare, oltre che all’interno della stessa area di
coltivazione, anche lungo la viabilità di accesso al sito.
Il materiale di scarto, oltre a poter trovare impiego come tout-venant di cava all’esterno del sito per
la formazione di rilevati, non solo non rappresenta un impedimento ed un problema per l’attività di
cava, come può avvenire normalmente in altri siti simili, ma viene a costituire un importante
elemento nell’ambito della stessa attività estrattiva. Il mantenimento di una porzione di tali materiali
all’interno dello stesso sito infatti rivestire un importate fattore a supporto degli interventi di
riqualificazione dell’area dando la possibilità di programmare operazioni di rimodellamento
morfologico a supporto degli interventi di recupero ambientale finale.
La possibilità di continuare ad operare con parziali ribassamenti settorializzati all’interno dell’area in
oggetto, può consentire di coltivare in futuro anche porzioni di giacimento con caratteristiche
differenti, tenendo conto del significativo miglioramento, nel settore in esame, delle proprietà della
roccia con la profondità.
La realizzazione dei lavori previsti nell’ultimo progetto può quindi consentire, con le dovute cautele,
di proseguire la coltivazione del giacimento gneissico operando in simultaneo in più distinti settori
compresi all’interno dello stesso sito.
Tale metodologia, come già accennato, può permettere una più razionale coltivazione del giacimento
88
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
con conseguente maggiore aumento dell’abbattuto, garantendo al contempo le idonee condizioni di
sicurezza nei confronti degli addetti ai lavori.
La futura possibilità di potere continuare ad operare in concomitanza in più settori della cava
permette inoltre di avere a disposizione, in ogni momento dell’attività, idonee superfici da adibire
allo stoccaggio temporaneo degli sfridi di coltivazione.
5.4. Progetto di coltivazione
5.4.1. Stato di avvio dell’ampliamento della coltivazione
L’attuale configurazione della cava è il risultato dell’attività estrattiva esercita da diversi decenni
all’interno del sito in oggetto.
Il presente piano di intervento parte dalla situazione di scavo prevista al termine dell’attività
decennale precedentemente autorizzata ed ingloba gli interventi di durata annuale recentemente
autorizzati, che ne vengono pertanto a costituire la fase iniziale.
5.4.2. Prosecuzione dell’attività estrattiva
Nel programmare i lavori inerenti la prosecuzione dell’attività estrattiva, occorre necessariamente
tenere conto delle caratteristiche giacimentologiche della porzione di ammasso roccioso che si
intende coltivare, delle condizioni di sicurezza dei luoghi e della normativa di settore.
La significativa estensione areale della cava e l’assetto morfometrico derivante dall’attività estrattiva
fino ad oggi condotta consentono di proseguire la coltivazione dell’esteso ed importante giacimento
gneissico operando in simultaneo in due distinti settori compresi all’interno dello stesso sito.
Tale metodologia, che peraltro è già stata avviata con successo da diverso tempo, può permettere una
più razionale coltivazione del giacimento con conseguente maggiore aumento dell’abbattuto.
La possibilità di operare in concomitanza in due distinti settori dell’area può inoltre consentire di
avere a disposizione, in ogni momento dell’attività, vaste superfici da adibire allo stoccaggio
temporaneo degli sfridi di coltivazione.
In sintesi è possibile distinguere un settore meridionale, compreso nel lotto 2, ed un settore mediano
e settentrionale, ricadente all’interno dei lotti 3 e 4.
Nel primo settore si prevede sostanzialmente di riprendere la coltivazione nei confronti delle bancate
poste alle quote elevate del fronte di cava, procedendo per ribassi successivi di altezza in media pari
a circa 7 m fino ad andare a raccordare il fondo scavo con la superficie derivante da scavi pregressi,
attualmente sepolta nel corpo della discarica posta in posizione frontale rispetto all’area di
affioramento del substrato roccioso (ved. planimetrie di coltivazione del giacimento e relative sezioni
allegate). Al fine di mantenere il più armonico raccordo con la superficie di fondo scavo pregressa,
considerando l’orientazione media della scistosità in tale settore dell’area, si prevede di effettuare un
ribassamento dell’ordine di circa 28 m. Come illustrato nella planimetrie e sezioni di progetto, il
raccordo tra la superficie di neoformazione con la pregressa superficie di scavo risulta posto alla base
del vecchio fronte di cavo, sepolto sotto i materiali di risulta delle precedenti coltivazioni, ad una
quota presumibile di circa 920 m.
Al fine di consentire i raccordi con le aree circostanti e soprattutto nella necessità di seguire le
89
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
principali direttrici geostrutturali di questo settore dell’area di cava, viene prevista una sensibile
riorientazione di alcuni fronti laterali, dell’ordine di pochi gradi.
La coltivazione, che come accennato in precedenza verrà effettuata per ribassamenti successivi di
fette di spessore medio di circa 7 m, compatibilmente con la spaziatura dei principali piani di
scistosità, comporterà una progressiva riduzione della discarica frontale, il cui materiale potrà trovare
collocazione sulla superficie del lotto 3, dove sono già stati portati a termine i lavori di cava, o
all’occorrenza essere in parte conferito all’esterno del sito, per la realizzazione di rilevati.
Nel dettaglio viene previsto un ribasso di circa 7 m ogni quinquennio di attività, per 4 lustri
successivi.
Al termine di tale lasso di tempo si avrà pertanto un arretramento verso Est dell’attuale fronte di cava
sepolto. Tale fronte, che allo stato iniziale nel settore in esame presenta un’altezza di circa 28 m con
sviluppo subverticale privo di gradoni, verrà interrotto da una serie di gradoni, di circa 16 m di
altezza, con pedate non inferiori a 5 m. La gradonatura in progetto, unitamente all’inclinazione delle
alzate di circa 85°, conferirà al nuovo fronte arretrato un inviluppo ridotto a circa 70°.
Nell’ultimo quinquennio sono previsti interventi di rimodellamento morfologico mediante la
movimentazione dei materiali di risulta in modo da prevedere il parziale ritombamento del settore
occidentale del lotto 2, con formazione di un piano debolmente inclinato alla quota media di circa
912 m.
Si avrà poi l’eliminazione del setto intercluso tra il lotto 2 e i lotti 3-4 che attualmente presenta pareti
subverticali alte fino a circa 40 m.
Anche in questo caso si prevede di operare per ribassamenti successivi di fette inclinate secondo la
scistosità principale di spessore medio di circa 7 m. Al fine di ridurre l’attuale significativa altezza
della parete frontale in tempi ristretti, si prevede di operare, già nel primo quinquennio, un
sostanziale ribassamento di oltre 20 m, previa scopertura del giacimento operata asportando la
copertura detritica presente (sez. III-III e VII-VII). Già al termine del primo quinquennio sarà in tal
modo possibile andare a raccordare la superficie di scavo del setto con la restante superficie ribassata
nel lotto 2.
Per quanto riguarda il secondo settore dell’area di cava (lotti 3 e 4), posto in posizione settentrionale
rispetto al precedente, viene prevista la coltivazione di un’area collocata essenzialmente in
corrispondenza del lotto 4, già interessata in passato della coltivazione del giacimento gneissico.
L’obiettivo è quello di ribassare, anche in questo caso per splateamenti successivi, una superficie
posta inizialmente a quote comprese tra circa 937 m e circa 970 m fino ad andarsi a raccordare con il
piano inclinato derivante dall’attività estrattiva autorizzata nel lotto 3.
In questo caso viene stimato un ribassamento medio oscillante tra i 30 m, verso W, ed in media circa
40 m, verso E (ved. sez. IV-IV, V-V, VII-VII e VIII-VIII). Anche in questo caso la coltivazione
programmata comporterà un arretramento degli attuali fronti di cava, che pur mantenendo le attuali
altezze, risulteranno debitamente gradonati con gradoni di alzata non superiore a 16 m, inclinata di
85°, e pedata minima di 5 m, in modo da avere un inviluppo di circa 70° che va a sostituire i fronti
subverticali attuali, a luoghi in modesta contropendenza, anche privi di gradoni.
Al fine di poter coltivare le bancate gneissiche con la tecnica di abbattimento già consolidata da
diversi anni, si renderà necessario provvedere a creare un piano inclinato nel detrito posto davanti al
fronte di cava.
Questo comporterà la movimentazione di materiali detritici derivanti dalla pregressa attività
90
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
estrattiva attualmente stoccati in tale settore (ved. sez IV-IV, V-V e IX-IX). Anche tali materiali,
come già previsto per il lotto 2, possono trovare temporanea collocazione sulla superfici del lotto 3
dove l’attività estrattiva risulta già completata.
Con un razionale programma di coltivazione si può inoltre prevedere di sfruttare la presenza di tali
quantitativi di materiale stoccato a cumulo per creare piazzali alle quote di impostazione delle
bancate da coltivare, modellandoli progressivamente con l’evoluzione dei lavori di ribassamento
delle superfici di coltivazione.
Tali depositi, facilmente rimodellabili mediante escavatori e pale meccaniche, consentono inoltre la
creazione di rampe e piste provvisorie atte a garantire l’accesso ai fronti di scavo.
Il materiale di scarto, oltre a poter trovare impiego come tout-venant di cava all’esterno del sito per
la formazione di rilevati, non solo non rappresenta quindi un impedimento ed un problema per
l’attività di cava, come può avvenire normalmente in altri siti simili, ma viene a costituire un
importante elemento nell’ambito della stessa attività estrattiva. Il mantenimento di una porzione di
tali materiali all’interno dello stesso sito può inoltre rivestire un importate fattore a supporto degli
interventi di riqualificazione dell’area dando la possibilità di programmare operazioni di
rimodellamento morfologico a supporto degli interventi di recupero ambientale.
Dai risultati dell’indagine condotta, riportati nelle tabelle delle prossime pagine, si evince che il
volume di roccia da abbattere si aggira intorno ad una media di poco discostante dai 165.000 m 3 per
quinquennio, corrispondente ad una media di circa 33.000 m3 annui.
Considerato il sensibile miglioramento delle condizioni geostrutturali dell’ammasso roccioso,
accertato in corrispondenza dei livelli mediani e basali oggetto di attività estrattiva in programma, è
lecito attendersi, nel corso dell’evoluzione dell’attività, un apprezzabile aumento percentuale del
prodotto principale, rappresentato da blocchi da segagione che, come verificato in precedenza, si
aggira attualmente mediamente intorno a circa il 40-45% dell’abbattuto, rispetto ad un prodotto
secondario di blocchi da spacco oscillante in media intorno al 15-25% e alla produzione di blocchi da
scogliera a meno del 20-30% dell’abbattuto complessivo. Al contempo è possibile dunque attendersi
una sensibile riduzione degli scarti, utilizzati come “tout-venant” di cava per la realizzazione di
rilevati, oscillanti inizialmente in un range compreso tra il 10% e poco meno del 20% dell’abbattuto.
Nel complesso, la geometria dei fronti viene definita sulla base dei risultati dello studio geologico
strutturale che consente una parametrizzazione della roccia. I fronti di cava vengono adeguatamente
gradonati in base ai risultati dello studio geomeccanico del substrato roccioso.
Le altezze dei singoli gradoni vengono sostanzialmente ridotte su tutti i fronti rispetto alle situazioni
iniziali. Nel dettaglio vengono previsti, nella porzione di ammasso oggetto di coltivazione
caratterizzata dalle migliori condizioni geostrutturali, nuovi gradoni di altezza massima di circa 16
m, inclinati di 85° rispetto all’orizzontale e caratterizzati da pedate di larghezza pari a 5 m in modo
tale da conferire all’inviluppo complessivo dei fronti un’inclinazione di circa 70°. Occorre a tal
punto segnalare che nella configurazione geometrica originaria si hanno alzate verticali, o in parte
addirittura localmente strapiombanti, fino a circa 40 m di altezza in corrispondenza del fronte F1, di
circa 28 m nel fronte F2 e di circa 22 nella porzione sepolta del fronte F3.
La previsione di realizzare fronti finali con un’inclinazione sensibilmente inferiore alla verticale, a
differenza di quanto previsto nei piani precedentemente autorizzati, consente di garantire un
maggiore margine di sicurezza nei confronti della stabilità dei fronti a seguito della misurazione di
91
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
discontinuità caratterizzate da apprezzabili ondulazioni e persistenze significative.
Ad ulteriore garanzia di sicurezza viene altresì previsto il mantenimento di pedate sufficientemente
larghe in modo tale da potere ridurre, anche a seguito della realizzazione dei fronti, le pendenze delle
alzate dei singoli gradoni. Si ricorda che un eventuale parziale riduzione della larghezza della pedata
di un gradone non viene a costituire un motivo di degrado ambientale o paesaggistico in quanto la
realizzazione degli stessi si rende necessaria ai soli fini della stabilità dei fronti e non è condizionata
da motivi di carattere ambientale.
Tutte le aree di intervento risultano già agevolmente accessibili ai mezzi operativi utilizzando la rete
viaria interna esistente costituita in prevalenza da piste di servizio impostate su materiale detritico
derivante dalla precedenti operazioni di cava.
La prosecuzione della coltivazione del giacimento lungo un piano di taglio basale inclinato verso
l’esterno dell’ammasso roccioso, al fine di seguire la scistosità principale, viene a facilitare lo stacco
delle bancate dal monte, mentre la bassa inclinazione non risulta in grado di innescare scivolamenti
planari incontrollati.
Tale condizione viene inoltre a favorire l’allontanamento delle eventuali acque meteoriche dalla zona
in cui operano gli addetti ai lavori e quindi dai fronti di scavo. Acque che possono agevolmente
essere regimate mediante rete di raccolta costituita da canalette e fossi in terra collocati nella parte
interna delle rampe.
5.4.3. Metodo di coltivazione e tecnica di abbattimento impiegata
La coltivazione del giacimento procederà seguendo le medesime tecniche fino ad oggi impiegate con
successo nel sito che prevedono l’abbattimento con esplosivo ed operazioni di carico dei blocchi da
telaio e da scogliera sugli automezzi di trasporto mediante escavatore cingolato o pala meccanica.
Il piano di coltivazione della cava oggetto di studio prevede operazioni di abbattimento che
schematicamente possono essere costituite da:
 Operazioni di scopertura;
 Taglio primario delle bancate dal monte;
 Taglio secondario di riquadratura delle bancate in blocchi da telaio.
La coltivazione di pietra ornamentale spesso prevede l'uso "controllato" dell’esplosivo, per cui risulta
importante la precisione di perforazione, assai fitta, il posizionamento delle cariche e, soprattutto, il
loro calibrato dimensionamento e brillamento, al fine di garantire tagli regolari, senza rotture
indesiderate o sfrido di blocchi.
Il particolare isolamento della cava dal contesto abitativo, inoltre, favorisce l'esecuzione di volate
senza vincoli ambientali, legati all'inevitabile disturbo prodotto dalle mine. Comunque, come
dettagliatamente analizzato in seguito, si tratta di volate piuttosto ridotte come quantità di esplosivo
brillato simultaneamente.
La tecnica di abbattimento può essere analizzata in due fasi diverse della coltivazione,
concettualmente distinte anche se spesso contemporanee:
1. Il distacco dal monte e al piede della roccia, ossia la formazione di superfici di separazione
fra il volume che si intende prelevare e la roccia che resta in posto sino al ciclo produttivo
92
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
successivo;
2. La suddivisione in blocchi ed il caricamento di questi ultimi sui mezzi meccanici.
Durante la prima fase di distacco si effettuano i tagli laterali e il distacco da tergo introducendo della
miccia detonante, combinata con polvere nera, in fori paralleli, ravvicinati e complanari. Tale tecnica
consente di ottenere un ottimo risultato sia in termini di taglio che di spostamento della bancata
rispetto la sua sede originaria.
Inoltre, i fori per il taglio al monte vengono inclinati in media di circa 76° rispetto all’orizzontale per
consentire di ottenere bancate squadrate, dal momento che il taglio basale, tendenzialmente
coincidente con le discontinuità della scistosità principale, risulta inclinato mediamente di circa 14°
rispetto all’orizzontale.
Lungo l’intera lunghezza di ciascun foro da mina viene introdotto più di uno spezzone e mezzo di
miccia detonante, mentre a fondo foro è immessa della scagliola e successivamente della polvere
nera, provvedendo a ricoprirla ancora con scagliola. I fori vengono quindi riempiti d’acqua in modo
da ottenere una migliore trasmissione dell’onda d’urto alla roccia.
L’esperienza acquisita nel corso degli anni da parte degli addetti ai lavori consente di programmare
di volta in volta la più idonea grammatura della miccia detonante da utilizzare e di decidere, nel caso
della vicinanza a superfici libere o a evidenti fratture, di non caricare con esplosivo alcuni fori o al
limite di non riempirli d’acqua, al fine di non provocare lesioni non volute nell’intorno del foro
stesso. Pertanto, la carica lineare della miccia detonante adottata varia da una grammatura di 6 a 10
g/m, occasionalmente 3 g/m fino a 20 g/m.
Per quanto riguarda il taglio al piede si sfruttano solitamente le discontinuità naturali di "pioda"
esistenti, appartenenti al sistema di scistosità principale, e pertanto non è necessario ricorrere a tagli
artificiali; tuttavia, nei casi in cui la superficie di pioda non è continua, si presenta irregolare, oppure
la spaziatura tra le discontinuità risulta troppo elevata, può essere necessario intervenire effettuando
delle mine di rilevaggio al piede aventi la stessa inclinazione della pioda, sempre complanari e
parallele, con un interasse tra i fori variabile tra i 30 ÷ 50 cm.
Le mine di rilevaggio vengono caricate con sola miccia detonante e spesso, a causa della loro
frequente inclinazione verso il piazzale, l’operazione di saturazione con acqua viene effettuata
mediante appositi tubicini e guaine.
Il diametro di perforazione dei fori da mina è pari a circa 32 mm, mentre la lunghezza dei fori
corrisponde all'altezza delle bancate da distaccare, valutata fra i 3 e i 6 metri, in relazione alla resa
ottenibile in blocchi da telaio in funzione delle caratteristiche petrografiche e strutturali del
giacimento in esame. Inoltre, i fori da mina, eseguiti complanari e rigorosamente paralleli, sono
mediamente effettuati a distanza di 15 ÷ 25 cm l’uno dall’altro, secondo una regola pratica che vuole
l'interasse fra i fori pari a 5÷ 8 volte il diametro adottato per le mine.
Al fine di isolare blocchi integri di roccia è impiegata la tecnica denominata dynamic splitting,
secondo la quale il brillamento dei fori da mina avviene simultaneamente, in modo tale da guidare la
frattura lungo la superficie definita dai fori stessi.
La spinta del blocco, di regola secondo la pendenza dei banchi, è ottenuta, invece, con la successiva
azione dei gas della polvere nera, caricata al piede in ragione di qualche decina di grammi per ogni
metro da movimentare.
La bancata staccata al monte viene poi sezionata in blocchi di dimensioni inferiori, al fine di
93
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
consentirne il carico sugli automezzi mediante pale meccaniche ed il successivo trasporto a valle,
agli impianti di segagione.
Le operazioni di abbattimento secondario sono effettuate perlopiù con miccia detonante, di
grammatura 3-6 g/m, ed acqua (con funzione di borraggio), in fori ravvicinati con interasse di 10–15
cm. I blocchi derivanti da tale procedura, del peso medio di circa 25 t, presentano in genere
dimensioni pari a 3x2x1,6 m. Le dimensioni di tali blocchi possono variare apprezzabilmente, senza
tuttavia trascurare le esigenze di mercato e le capacità di movimentazione nel cantiere (carico e
trasporto), entro un range compreso tra 6 e 30 t.
Talvolta, può rendersi necessario effettuare un abbattimento del materiale di sfrido costituente il
cappellaccio prima di eseguire le due fasi appena descritte. Le operazioni di scopertura prevedono
fori meno profondi, in genere di 3-4 m, e l’impiego di cariche di polvere nera o gelatina lungo foro
oltre alla miccia detonante, in modo da effettuare una parziale comminuzione della roccia da
abbattere senza necessità di preservare ad ogni costo l’integrità del materiale abbattuto.
La rilevante scopertura del giacimento su quasi tutta la superficie di coltivazione e l’effettuazione di
interventi di messa in sicurezza delle frazioni di ammasso roccioso più fratturate, presenti a copertura
del giacimento nei settori di monte dell’area estrattiva, hanno progressivamente comportato una
sempre minore necessità di ricorrere a tali interventi. Tale trend può evolversi anche nel prosieguo
dell’attività in programma, nella quale la coltivazione è prevista essenzialmente su superfici dove già
in massima parte è stato asportato il cappellaccio.
Le operazioni descritte sono state ricostruite sulla base delle informazioni desunte dalle procedure di
abbattimento condotte con successo all’interno dei siti in oggetto negli ultimi anni.
Operazioni di scopertura
Le operazioni di scopertura ed estrazione mineraria di porzioni di roccia scadenti saranno effettuate
mediante utilizzo di un esplosivo detonante, di II categoria.
Calcolando la cubatura media da abbattere con esplosivo di II categoria, si perviene ad una media
pari a 1.540 m3/anno; tuttavia, poiché la prima fase di coltivazione è quella che richiede le più
ingenti operazioni di scopertura, il dimensionamento verrà effettuato sulla base della volumetria
media che compete ai primi due anni di lavori di scavo, ossia circa 3.600 m3 di materiale.
Impostando un consumo specifico di esplosivo di 0,32 kg/m3, si ottiene un quantitativo di esplosivo
di II categoria (tipo Gelatina1) pari a: Qs = 3.600 m3 ∙ 0,32 kg⁄m3 ≅ 1.150 kg.
Dato il relativo isolamento della cava dal contesto abitativo, si ritiene che un consumo specifico di
0,32 kg/m3, abbastanza elevato, sia idoneo alla coltivazione oggetto di studio. L’esplosivo di II
categoria richiesto (Gelatina1: Φ25 mm, peso di 1 m di carica pari a 0,75 kg) si attesta dunque sui
1.150 kg/anno, ma è plausibile che tale quantitativo possa diminuire negli anni a seguito di un
ridimensionamento del materiale di copertura, asportato quasi esclusivamente nel corso dei primi 2
anni.
Nell’ipotesi di effettuare volate di scopertura di circa 70 m3, si calcola l’utilizzo di 20 detonatori,
valore approssimativo poiché si ritiene che le volate vengano ridimensionate a seconda delle
condizioni di scavo che si presenteranno in fase di esecuzione della scopertura.
La volata tipo presenterà le seguenti caratteristiche:
 Lunghezza della mina: 3 m;
94
Politecnico di Torino











TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Lunghezza della carica: 1,8 m;
Peso della carica: 0,75 x 1,8 = 1,3 kg;
Quantità di carica per volata: Q = 22 kg;
Interasse tra i fori: E = 1,2 m;
Distanza dei fori dal fronte (Spalla): V = E = 1,2 m;
Lunghezza del borraggio: B = V = 1,2 m;
Numero di fori da mina: 20;
Numero di detonatori: 20;
Consumo specifico per foro: P.F. = (1,35 kg/foro)/(4,3 m3 ) ≅ 0,32 kg⁄m3 ;
Innescamento con miccia detonante lungo foro;
Detonatore microritardato a bocca foro.
Inoltre, per l’effettuazione di ciascuna volata si renderanno necessari:
 Miccia detonante (II categoria): (3 m + 0,2 m) x 20 = 64 m;
 Gelatina I Φ25 mm (II categoria): 25 kg (1 confezione);
 Detonatori ad onda d’urto microritardati: 20.
È stato scelto, inoltre, di effettuare volate con un numero massimo di mine pari a 20, variabile di
volta in volta al fine di adattare al meglio la bancata alla morfologia locale del versante. Pertanto,
l’indicazione del numero di volate necessarie alla frantumazione della roccia superficiale e la loro
frequenza non sono facilmente quantificabili preliminarmente, in quanto dipendono da dati
difficilmente stimabili preventivamente alle operazioni di scavo, quali la quantità di roccia alterata da
asportare e la sua distribuzione all’interno del sito di cava.
Dimensionamento del taglio primario
È questa l’operazione più importante e delicata della coltivazione. Per il dimensionamento del taglio
primario si è scelto di adottare una bancata di volumetria di circa 300 m3, valore che riflette piuttosto
bene le esigenze di organizzazione dei lavori della cava in questione.
Prima di procedere al dimensionamento del taglio primario, occorre premettere che si farà
riferimento ad una cubatura annua media di roccia da cavare pari a 33.000 m3.
La bancata da separare dal monte è un parallelepipedo di roccia avente dimensioni: H = 6 m x L = 15
m x W = 3,2 m. Si tratta dunque di un volume medio pari a V = 288 m 3 per un totale di 115
bancate/anno da splateare. Lo schema della bancata è riportato in allegato.
Poiché il distacco al piede non sempre si rende necessario, potendo sfruttare le discontinuità naturali
di “pioda”, si considerano quali superfici da distaccare quelle laterali e quella a tergo; resta peraltro
inteso che qualora le condizioni del caso lo richiedano, si ricorrerà a mine di rilevaggio, effettuate
con interasse variabile fra i 30 cm e i 50 cm, che comporteranno, in fase di definizione dei
quantitativi di esplosivo, un certo sovradimensionamento.
Alla luce dell’esperienza acquisita presso la cava in oggetto, è stata stimata la quantità di esplosivo
più idonea alla buona riuscita del taglio primario. Dunque, il consumo specifico di esplosivo da
adottare risulta pari a 0,06 kg/m3; esso, infatti, garantisce il distacco e lo spostamento della bancata
95
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
oltre al rispetto dei requisiti di integrità richiesti per la commercializzazione della pietra ornamentale.
Il distacco da monte avviene normalmente mediante l’associazione combinata di miccia detonante e
polvere nera. Infatti, mentre la prima consente il taglio vero e proprio della superficie individuata dai
fori da mina, i gas di pressione scaturiti dalla seconda agevolano lo scalzamento della bancata al
piede.
Dal momento che l’area di distacco S è l’insieme dalla superficie laterale e dalla superficie
posteriore, ovvero S = 109,2 m2, e si ipotizza uno spostamento s della bancata pari a 20 cm, si
ottiene:
P.F. = 10,52 g⁄m3 + 26,74 g⁄m2 ∙(109,2 m2)⁄(288 m3 )+28,74 ∙ 0,2 m =
26,4 g⁄m3 = 0,0264 kg⁄m3.
Dunque si ricava la lunghezza di miccia detonante richiesta per il distacco a monte come:
Lmd = (P.F. ∙ V)/q = (0,026 kg⁄m3 ∙288 m3)⁄(0,01 kg⁄m) = 760,5 m.
Secondo quanto suggerito dall’esperienza degli addetti, l’interasse tra i fori corrispondente al taglio
ottimale della bancata risulta di 25 cm, quindi la lunghezza di perforazione ottenuta é:
Lp= S/E = 109,2 m2/0,25 m = 435 m.
Per ottenere il taglio, si dovrà pertanto caricare ogni foro con una quantità di cordone, avente carica
lineare q = 10 g/m, pari a :
n = (P.F. ∙ V)⁄(q ∙ Lp) = (26,6 g⁄m3 ∙ 288 m3)⁄(12 g⁄m ∙ 435 m) = 1,7.
Il numero di fori, quindi, risulta pari a circa 72 fori.
I fori da mina sono realizzati verticali, senza sottoperforazione, circa 60 per la superficie di distacco
posteriore e 12 lungo la superficie laterale.
La lunghezza totale di miccia detonante richiesta per una volata è data da:
Ltot = Lmd + (0,2 n fori) + LC ≅ 805 m.
Tale metratura corrisponde ad un quantitativo di PETN pari a :
Qmd = 0,01 kg/m ∙ 805 m = 8,4 kg.
Pertanto la lunghezza di miccia detonante richiesta per una volata di splateamento è di circa 850 m.
Si ricorda che per l’innesco di detonatori comuni, spesso è possibile ricorrere all’uso di miccia lenta,
in questo caso di lunghezza pari a 1 m.
La polvere nera viene impiegata in quantità variabili a seconda del tipo di pietra e della geometria di
distacco, per ottenere generalmente un’incidenza areale C di circa 0,3 kg/m2.
Essendo nota la geometria della volata, come illustrato nella pianta e nella sezione allegate, in
particolare il numero dei fori, si ricava il quantitativo di polvere nera che compete ad una volata
come:
Qpn = S ∙ C = 109,2 m2 ∙ 0,3 kg3/m2 = 32,8 kg.
Ne consegue che ogni foro è caricato con:
qf = Qpn/nf = 32,8 kg/72 = 0,45 kg.
Qualora la situazione giaciturale sia favorevole, tale quantitativo può essere ridotto.
Al di sopra della polvere nera deve essere effettuato un accurato borraggio con scagliola e acqua fino
a bocca foro. L’innesco con miccia detonante è ottenuto tramite un detonatore opportunamente
collegato alla miccia a lenta combustione.
Il volume di ogni bancata tipo distaccata risulta, dunque, di circa 288 m3. Il progetto di coltivazione
della cava in località “Seccarezze” prevede, infatti, l’abbattimento complessivo di 33.000 m 3 di
96
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
roccia in circa 1 anno. Pertanto, dovranno essere effettuate circa 115 volate, che necessiteranno
quantitativi totali di miccia detonante e di polvere nera indicati nella seguente tabella. Inoltre,
considerando un numero di circa 48 settimane lavorative nell’arco di 1 anno, si prevede
l’effettuazione di circa 2 volata di distacco ogni settimana.
Per il taglio primario di una bancata, quindi, occorrono:
Superficie totale di distacco
Numero totale di fori da mina
Lunghezza del singolo foro
Lunghezza complessiva di perforazione
Interasse tra i fori
Lunghezza complessiva di miccia detonante
Spezzoni per foro
Carica complessiva di polvere nera
Carica di polvere nera per foro
Lunghezza miccia a lenta combustione
Numero di detonatori
(15 m + 3,2 m) x 6 m = 109,2 m2
72
6m
435 m
0,25 m
850 m
1 e 2/3
35 kg
0,45 kg
1m
1
Dimensionamento della volata per il taglio secondario
Una bancata tipo ha dimensioni 15 m x 3.2 m x 6 m (6 m rappresenta l’altezza della bancata), per un
volume di 288 m3.
Una volta distaccata dal monte, tale bancata deve essere suddivisa in blocchi di dimensioni tali da
consentirne il trasporto allo stabilimento di lavorazione. L’abbattimento secondario, ovvero la
suddivisione delle bancate in blocchi commerciali, è effettuata per la maggior parte con la miccia
detonante.
La tecnica di riquadratura mediante un taglio secondario viene effettuata principalmente in due fasi:
una prima fase in cui viene praticata una suddivisione della bancata in porzioni più piccole,
perpendicolari al fronte di monte, aventi dimensioni 15 m x 6 m x 1.6 m, ottenendo in questo modo 2
“fette” dalla bancata tipo, mentre nella seconda fase si provvede a ricavare da ciascuna fetta
all’incirca 15 blocchi da telaio di dimensioni commerciali medie 3 m x 2 m x 1,6 m.
Tale procedimento è illustrato nella figura allegata.
Fase 1
Si procede dunque al dimensionamento della volata per il distacco di una fetta, interessata,
evidentemente, da una sola superficie di taglio.
La superficie di distacco di ciascuna fetta è data da: Sf1 = 15 ∙ 6 m2 = 90 m2.
Poiché la lunghezza Lf1 di miccia detonante necessaria per il distacco di una fetta, così come definita,
con un interasse tra i fori di E = 0.10 m, è data da: Lmd1 = Lf1 ∙ nf = 900 m.
La metratura di miccia detonante così ottenuta va incrementata per tenere conto dello spezzone di
miccia (20 cm) che fuoriesce da ciascun foro per l’allacciamento alla miccia maestra e della
lunghezza della miccia maestra stessa.
La metratura aggiuntiva è data da: LA1 = (0,2 nfori) + LM = 51 m.
97
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
La lunghezza complessiva di miccia detonante richiesta per la fase 1 è quindi:
LF1 = 900 m + 51 m = 951 m.
Si sottolinea, però, che nel 20% circa dei casi si utilizza della polvere nera anche nella suddivisione
della bancata in blocchi commerciali; questo perché a volte la roccia si presenta particolarmente dura
e compatta e la sola miccia detonante potrebbe portare a risultati insoddisfacenti.
Nel caso in cui una “fetta” venga suddivisa in blocchi con la tecnica mista miccia detonante-polvere
nera, verrà mediamente utilizzata una quantità di polvere nera pari a 30 g/m3, che corrisponde a:
qb = 144 m3 ∙ 0,03 kg/m3 = 4,32 kg; poiché la suddivisione in blocchi di una fetta necessita di circa
951 m di miccia detonante, il consumo specifico complessivo di miccia detonante e polvere nera
sarà:
P.F. = (qb + q)/Vf = (4,32 kg + 5,7 kg)/ 144 m3 = 0,07 kg/m3.
Per la prima fase del taglio secondario della bancata tipo occorrono:
Superficie totale di distacco
Numero totale di fori da mina
Lunghezza del singolo foro
Lunghezza complessiva di perforazione
Interasse tra i fori
Lunghezza complessiva di miccia detonante
Spezzoni per foro
Carica complessiva di polvere nera
Carica per foro di polvere nera
Lunghezza miccia a lenta combustione
Numero di detonatori
15 m x 6 m = 90 m2
150
6m
900 m
0,1 m
950 m
1
4,3 kg
0,03 kg
1m
1
Fase 2
Si calcola adesso la lunghezza di miccia detonante necessaria a dividere ciascuna porzione in 15
blocchi di dimensioni 3 m x 2 m x 1,6 m, procedendo prima alla riquadratura in fette di dimensioni 3
m x 6 m x 1,6 m e successivamente in blocchi di dimensioni commerciali.
Superficie totale di distacco
Numero totale di fori da mina
Lunghezza del singolo foro
Lunghezza complessiva di perforazione
Interasse tra i fori
Lunghezza complessiva di miccia detonante
Spezzoni per foro
Carica complessiva di polvere nera
Carica per foro di polvere nera
Lunghezza miccia a lenta combustione
Numero di detonatori
(1,6 m x 6 m) x 4 + (1,6 m x 3 m) x 10 m = 86,4 m2
526
1,6 m
842 m
0,1 m
1000 m
1
15 m
15
Una volta terminato il taglio secondario della prima fetta ribaltata, appartenente alla bancata, si
procede allo stesso modo con il taglio secondario della fetta rimanente.
98
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Quindi, per la realizzazione complessiva del taglio secondario di una bancata tipo occorrono:
Numero totale di fori da mina
Lunghezza del singolo foro
Lunghezza complessiva di perforazione
Interasse tra i fori
Lunghezza complessiva di miccia detonante
Spezzoni per foro
Carica complessiva di polvere nera
Carica per foro di polvere nera
Lunghezza miccia a lenta combustione
Numero di detonatori
(526 x 2) + 150 = 1002
Fase 1 - 6 m
Fase 2 – 1,6 m
(842 x 2) + 900 = 2584 m
0,1 m
(1000 x 2) + 950 = 2950m
1
4,3 kg
0,03 kg
30 m
30
Sistema di innesco
Come raffigurato nello schema in allegato, l’innesco viene effettuato mediante detonatori ordinari
per micce lente; la miccia lenta è destinata a trasmettere la fiamma per la detonazione del detonatore
ordinario con il quale è assemblato. I detonatori hanno lo scopo di generare l’onda esplosiva iniziale
cui è dovuto l’innesco e quindi la detonazione degli esplosivi coi quali sono a contatto; sono
costituiti da astucci metallici cilindrici in alluminio chiusi ad una estremità e contenenti una carica
esplosiva primaria e una secondaria. La carica primaria è protetta da un elemento metallico forato
che ha lo scopo di evitare la fuoriuscita dell’esplosivo e di proteggerlo da sfregamenti o
sollecitazioni di altro genere.
Le diverse mine, ciascuna con la miccia detonante sporgente il necessario da bocca foro per
realizzare i collegamenti, sono collegate con la miccia maestra e quindi sono brillate pressoché
simultaneamente.
Quantitativi di esplosivi previsti - giornalieri
Per il calcolo del massimo quantitativo giornaliero di esplosivo richiesto, si considera la quantità di
esplosivo necessaria per lo svolgimento delle differenti attività di cava effettuabili in una giornata.
Infatti, nel caso in cui vengano eseguite due volate di scopertura saranno necessari principalmente 50
kg di esplosivo di seconda categoria e 40 detonatori, mentre per un distacco primario serviranno
circa 850 m di miccia detonante, 35 kg di polvere nera e 1 m di miccia a lenta combustione (più 1 m
in caso di malfunzionamento del primo).
Se, invece, ad un taglio primario seguisse la riquadratura di una bancata precedentemente distaccata
verrebbero utilizzati complessivamente circa 50 kg di polvere nera, 2.000 m di miccia detonante e 5
m di miccia a l.c. (considerando l’eventualità di effettuare delle mine di rilevaggio laddove non è
possibile sfruttare il piano di pioda).
Si ipotizza, quindi, che in una giornata possano essere effettuate o due volate di scopertura o il taglio
primario di una bancata seguito dalla squadratura di un’altra bancata già distaccata in precedenza.
Pertanto, i quantitativi giornalieri di esplosivo che occorrono per lo svolgimento delle consuete
attività di cava risultano:
99
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Quantitativi giornalieri
Esplosivo II categoria
50 kg
Miccia detonante
2000 m
Polvere nera
50 kg
Miccia a lenta combustione
5m
Detonatori
40
Quantitativi di esplosivi previsti - annui
Come chiarito precedentemente, le produzioni annue si attestano mediamente sui 33.000 m3 di
materiale; si richiede dunque l’isolamento e la suddivisione in blocchi commerciali di 115 bancate.
Per quanto concerne la frequenza delle volate, si sottolinea che questa è proporzionale alla
produzione ed è strettamente correlata all’organizzazione dei lavori in cava.
Tuttavia, in linea generale, si può ipotizzare che ciascuna delle bancate sia suddivisa in 2 “fette” e
che tale suddivisione avvenga realizzando 1 volata. Con altre 6 volate circa ciascuna fetta è suddivisa
in 15 blocchi di dimensioni commerciali. Si hanno allora 1.495 volate in un anno; considerando
approssimativamente 240 giorni lavorativi all’anno, che tengono conto dei periodi di fermo
dell’attività di cava e di eventuali soste nel periodo invernale, si stimano 48 settimane di produzione,
per una media di 30 volate settimanali e 6 giornaliere. Tale valore, che non tiene conto delle volate
per operazioni di scopertura, è indicativo ed è soggetto a variazioni dipendenti dall’organizzazione
dei lavori di cava, motivo per cui il numero di giorni dedicati al taglio secondario è diretta
conseguenza dei lavori di preparazione e del numero di bancate già distaccate da monte presenti in
cantiere.
Nella tabella sono riportati i dati riassuntivi sui quantitativi annui richiesti per l’abbattimento con
esplosivo:
Quantitativi annui
Esplosivo II categoria
12000 kg
Miccia detonante
480000 m
Polvere nera
12000 kg
Miccia a lenta combustione
1200 m
Detonatori
9600
5.4.4. Potenzialità produttive
Per quanto concerne le effettive rese del materiale abbattuto in blocchi da telaio e da scogliera, in
cordoli e pietrame per l’edilizia in genere si può far riferimento, con buona attendibilità, ai dati di
produzione del passato. Nel dettaglio, nelle tabelle riportate qui di seguito vengono illustrati i
quantitativi prodotti negli ultimi due anni di attività.
L’attività di coltivazione precedente ha comportato l’abbattimento medio annuo di circa 15-20.000
m3 di roccia. Il prodotto principale, rappresentato da blocchi da segagione, si aggira mediamente
intorno a circa 7.000 m3 , rappresentando in percentuale circa il 40-45% dell’abbattuto, mentre il
prodotto secondario oscillata in media in circa 2.000-3.500 m3 di blocchi da spacco e circa 3.000-
100
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
5.500 m3 di blocchi da scogliera, pari rispettivamente al 15-25% e a meno del 20-30% dell’abbattuto
complessivo.
Gli scarti, utilizzati come “tout-venant” di cava per la realizzazione di rilevati, possono oscillare tra
1.500 m3 e circa 3.000 m3, rappresentando un range compreso tra il 10% e poco meno del 20%
dell’abbattuto.
Quantitativi prodotti nell’anno 2004
Prodotto principale Blocchi Pietra di Luserna da segagione
m3/anno
7333
% dell’abbattuto
47
Prodotto secondario
Blocchi Pietra di Luserna da spacco
m3/anno
3715
% dell’abbattuto
24
Prodotto secondario Blocchi Pietra di Luserna da scogliera
m3/anno
2881
% dell’abbattuto
19
Scarti
Materiale Tout -venant di cava
m3/anno
1548
% dell’abbattuto
10
Utilizzo
Rilevati
Quantitativi prodotti nell’anno 2005
Prodotto principale Blocchi Pietra di Luserna da segagione
m3/anno
6937
% dell’abbattuto
43
Prodotto secondario
Blocchi Pietra di Luserna da spacco
m3/anno
3410
% dell’abbattuto
21
Prodotto secondario Blocchi Pietra di Luserna da scogliera
m3/anno
2845
% dell’abbattuto
18
Scarti
Materiale Tout -venant di cava
m3/anno
2808
% dell’abbattuto
18
Utilizzo
Rilevati
101
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Quantitativi prodotti nell’anno 2006
Prodotto principale Blocchi Pietra di Luserna da segagione
m3/anno
6825
% dell’abbattuto
39
Prodotto secondario
Blocchi Pietra di Luserna da spacco
m3/anno
1992
% dell’abbattuto
12
Prodotto secondario Blocchi Pietra di Luserna da scogliera
m3/anno
5599
% dell’abbattuto
32
Scarti
Materiale Tout -venant di cava
m3/anno
3140
% dell’abbattuto
17
Utilizzo
Rilevati
Nelle fasi in cui si è potuto procedere senza problemi all’estrazione di roccia gneissica da destinare al
laboratorio, i ritmi medi di coltivazione hanno consentito l’abbattimento di quantitativi anche
superiori a 25.000 m3.
L’elevata esperienza maturata nella conduzione dei lavori di cava in diversi decenni di attività ed il
continuo ammodernamento dei macchinari consentono alla società esercente di avere le capacità per
aumentare sensibilmente la produzione media annua anche del 30%.
Il progetto di ampliamento prevede l’attuazione di un intervento di ampia estensione temporale
studiato in modo da dare in futuro la possibilità di coltivare, in ogni momento, porzioni di giacimento
caratterizzate da qualità idonee al conferimento del materiale abbattuto all’impianto di segagione,
distribuendo il più possibile le operazioni di scopertura del giacimento, di rimodellamento
morfologico delle scarpate o ogni altra operazione accessoria all’attività produttiva, nel corso
dell’intera durata dell’attività prevista.
Una non corretta distribuzione nel tempo di tali attività può necessitare di lunghi periodi
improduttivi, che da un lato comportano un sostanziale impegno, anche in termini economici, da
parte dell’esercente, e dall’altro il fermo dell’attività industriale ed artigianale con la mancata
fornitura al laboratorio di materiale da segagione. Questo viene a generare più o meno lunghi periodi
caratterizzati, oltre che da una forte esposizione in termini economici (elevate spese, con mancati
guadagni), anche una serie di ripercussioni commerciali non facilmente recuperabili (perdita di
clientela e quindi di quota parte di mercato).
5.4.5. Stima dei volumi estraibili
La stima dei volumi estraibili nel sito in oggetto è condotta mediante il metodo delle sezioni
ragguagliate, utilizzando come riferimento le sezioni di progetto trasversali al fronte principale di
coltivazione. Il volume è stimato sulla base della sommatoria dei prodotti delle singole superfici di
intervento, ricavate con procedimento grafico mediante programma Cad in ogni sezione presa a
riferimento, con le rispettive distanze medie di insistenza.
Viene distinto il volume di roccia da abbattere dal volume complessivo rappresentato dal
cappellaccio e dai terreni di copertura detritici costituiti in massima parte dagli sfridi derivanti
dall’esercizio di cava fino ad oggi condotto all’interno del sito. Con lo stesso procedimento di
102
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
calcolo sono altresì stimati i volumi degli sfridi da utilizzare nelle operazioni di recupero ambientale
dell’area.
I quantitativi estraibili e movimentabili vengono stimati per ogni singolo quinquennio di intervento
previsto.
Dai risultati dell’indagine condotta nei 25 anni di intervento programmati, il volume di roccia da
abbattere si aggira intorno ad una media di poco discostante dai 165.000 m3 per quinquennio,
corrispondente ad una media di circa 33.000 m3 annui.
Come si evince dalla tabella riassuntiva riportata qui di seguito, nell’ultimo quinquennio, nel quale
sono previsti gli importanti interventi di rimodellamento dei cumuli di materiale detritico stoccato
negli anni precedenti all’interno del sito, è prevista una sostanziale riduzione dei quantitativi di
roccia da abbattere in modo da potere concentrare l’attività nella realizzazione dei lavori di
rimodellamento e recupero finale previsti.
Quinquennio
I
II
III
IV
V
Totale
Roccia
Quinquennio
m3
171151
165123
160598
163749
95290
755910
Roccia
Medio annuo
m3
34230
33025
32120
32750
19058
Detrito
Sterro
m3
132915
175831
61491
76800
167
447205
Detrito
Riporto
m3
7991
2510
0
0
120527
131028
5.4.6. Gestione degli sfridi
In base alla stima dei volumi si evince che nei 25 anni di attività in programma debbano essere
movimentati poco meno di 450.000 m3 di prodotti detritici derivanti, in massima parte, dalla
conduzione delle precedenti operazioni di coltivazione del giacimento, attualmente stoccati
all’interno del sito dove sono utilizzati per la formazione di rilevati a supporto di piazzali e rampe di
accesso ai settori di coltivazione del giacimento.
Nel corso dell’attività in programma è possibile prevedere, sulla base delle stime effettuate
prendendo i dati relativi agli ultimi anni di attività esercita (percentuale degli sfridi sull’abbattuto
variabile tra il 10 e il 20%), nonché tenendo conto del miglioramento delle caratteristiche
geostrutturali dell’ammasso roccioso in corrispondenza di massima parte dei livelli che saranno
interessati dalla coltivazione, la produzione di circa 90.000 m3 di sfridi (prendendo in considerazione
una percentuale plausibile sull’abbattuto intono al 12%).
Il materiale di sterro, costituito soprattutto da materiale detritico stoccato in sito e derivante da
precedenti operazioni di cava e in misura ridotta dal cappellaccio e dai terreni di copertura non fertili,
da movimentare durante l’attività estrattiva, congiuntamente ai quantitativi degli sfridi prodotti
durante l’abbattimento delle bancate rocciose, può essere accantonato nelle estese superfici poste alla
base dei fronti di cava e consentire, come già avviene attualmente all’interno del lotto 2, di creare dei
piazzali in corrispondenza dei livelli di roccia da abbattere. Con la progressiva evoluzione dei lavori
di coltivazione del giacimento, previsti per fette discendenti debolmente inclinate, si potrà
103
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
progressivamente ridurre l’altezza di tali accumuli che dovranno sempre presentare un’inclinazione
non superiore a 30°.
Il materiale in eccesso potrà essere conferito ad altri siti per la realizzazione di riempimenti, piazzali
e rilevati o essere utilizzato, previa comminuzione e selezione in apposito impianto di frantumazione
e vagliatura, come inerte per la fabbricazione di conglomerati cementizi e bituminosi.
Occorrerà comunque garantire che all’interno del sito estrattivo rimangano a disposizione i
quantitativi necessari per la conduzione degli interventi di rimodellamento morfologico dei settori
posti al piede dei fronti di cava, complessivamente stimati in circa 130.000 m3.
Siccome i piazzali posti al piede dei fronti di cava, che verranno progressivamente ad ampliarsi con
l’evoluzione dei lavori di cava in progetto, possono ospitare significativi quantitativi di materiale
detritico di sterro, nel caso che, al termine del programma di lavori previsto, si sia optato, per scelta o
per necessità, di trattenere all’interno del sito quantitativi maggiori rispetto a quelli previsti, potrà
essere presentata una variante del piano di recupero con un rimodellamento morfologico di più ampia
consistenza. In questa fase della progettazione, fondata su dati oggettivi relativi ai lavori fino ad oggi
svolti, si ritiene di non programmare a priori un intervento di tal genere, in quanto, nel caso si
verifichi un’ingente richiesta di materiali da conferire all’esterno del sito, si avrebbe la necessità di
rifornire l’area di cava, nelle fasi finali, di volumi di sterro di provenienza esterna, con conseguente
incremento dei costi e degli impatti generati dal trasporto.
5.4.7. Interferenze con la viabilità
Il materiale estratto nel sito di cava viene conferito mediante trasporto su gomma, all’impianto di
segagione, ubicato a Bagnolo (CN).
La realizzazione di un recente progetto stradale pubblico nel territorio comunale di Luserna San
Giovanni, potrà consentire di evitare la viabilità cittadina apportando significativi vantaggi non solo
per ciò che concerne il trasporto pesante.
Per quanto riguarda l’incidenza sul traffico indotta dal trasporto del materiale estratto, si ricorda che
già l’attività estrattiva è esercita nel sito in oggetto da diversi decenni e che quindi non si può parlare
di un nuovo impatto quanto al massimo il problema va ricondotto in termini di possibile incremento
delle azioni e degli effetti. Questo è sostanzialmente imputabile alla previsione di aumentare i
quantitativi di materiale abbattuto e quindi di quello da trasportare.
Negli ultimi anni, durante i periodi di attività a regime si è arrivati a produrre, nel sito estrattivo in
oggetto, quantitativi anche superiori a 25.000 m3, escluso il materiale di sterro la cui produzione
varia notevolmente. Sulla base di tali produzioni e tenendo conto di 250 giorni lavorativi annui
(riferiti al potenziale trasporto del materiale), ne deriva che il volume trasportato giornalmente possa
aggirarsi intorno a circa 100 m3. Considerando una capacità di trasporto media di circa 15 m3 a
viaggio, ne consegue che, per conferire il materiale coltivato nel sito in oggetto, si è reso necessario
effettuare 6-7 viaggi al giorno.
Prendendo in considerazione un quantitativo di progetto medio di circa 33.000 m3 annui e tenendo
sempre presenti le stesse condizioni, ne deriva che il volume che si prevede di trasportare
giornalmente con la prosecuzione dell’attività si aggira intorno a circa 132 m3, traducibile in 8-9
viaggi al giorno, corrispondenti indicativamente a circa 1 viaggio/ora.
Dovendo aggiungere anche l’incidenza del traffico dovuta al trasporto del materiale di sterro, è
104
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
possibile considerare che questo non viene prodotto con continuità all’interno del sito e il suo
conferimento all’esterno varia notevolmente nel tempo.
Considerando che, nei 25 anni di attività prevista, il materiale di sterro viene a costituire un volume
di circa a 445.000 m3 , sottraendo i circa 130.000 m3 che devono rimanere in sito per la conduzione
degli interventi di rimodellamento morfologico e recupero ambientale, ne deriva che poco più di
315.000 m3 possono essere conferiti all’esterno del sito nell’arco di 5 lustri per essere utilizzati nella
realizzazione di rilevati stradali, reinterri, piazzali industriali,ecc.. Seguendo la procedura di calcolo
adottata in precedenza, si ottiene che i circa 12.650 m3 annui effettivi si traducano, in termini di
movimentazione giornaliera, nell’ordine di circa 50 m3, movimentabili attraverso 3-4 viaggi
giornalieri.
Il numero medio dei viaggi previsti per il trasporto di tutto il materiale estratto nel sito durante lo
svolgimento dell’attività in programma è quindi complessivamente pari a circa un dozzina di viaggi
al giorno, corrispondenti ad un veicolo ogni 40 minuti (1,5 mezzi all’ora).
Ne deriva che, in termini di incidenza sul traffico veicolare esistente, si rimane sempre in condizioni
trascurabili.
5.5. Allegati
Vengono allegate di seguito alcune tavole che permettono di visualizzare meglio le varie fasi della
coltivazione della cava. Successivamente vi sono gli schemi delle volate e del caricamento dei fori
della coltivazione in esame.
105
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
6. Sintesi e confronto dei tre siti analizzati
6.1. Cava località “Argentera”, comune di Settimo Vittone (TO)
In questa prima cava presa in esame la tecnica utilizzata per la coltivazione dello gneiss è quella
mista splitting dinamico – filo diamantato.
I quantitativi di esplosivo utilizzati dipenderanno da vari fattori: essi infatti non saranno limitati
dall’influenza che le volate possono avere sui centri abitati, che in questo caso sono ad una distanza
considerevole, ma allo stesso tempo le quantità impiegate per ogni volata non potranno essere
eccessive.
Nel caso della polvere nera impiegata a fondo foro nel taglio primario e secondario, infatti, la
quantità usata per ogni brillamento dovrà esser calcolata in modo da ottenere un distacco netto e
ottimale dei blocchi, e da in modo evitare crepe e frantumazioni indesiderate.
Tale quantitativo sarà ridotto in presenza e in prossimità delle discontinuità presenti nell’ammasso
roccioso, e nella maggior parte dei casi si utilizzeranno tali spaccature naturali come superfici dei
blocchi.
Spesso la tecnica migliore da applicare e le dimensioni dei blocchi da splateare dipendono dalle
suddette discontinuità.
Nel progetto analizzato infatti, è stata valutata la configurazione dei fronti di scavo più consona sia ai
fini dell’ottimizzazione della produttività e sia della salvaguardia da eventuali instabilità del versante
(privilegiando quest’ultima).
In prossimità della roccia sana e compatta invece, sarà spesso impiegato il taglio con filo diamantato.
Nonostante i suoi indubbi vantaggi in relazione alla migliore resa del materiale, il cui distacco
avviene senza rotture indesiderate, e la silenziosità delle operazioni (che nel caso in esame non
rappresenta un elemento decisivo dato che la cava non è vicina ad abitati), occorre tenere presente
l'elevato costo del filo, necessariamente assai carico di diamanti dato il tipo di roccia da tagliare, ed il
pericolo insito nel suo uso, in ambiti relativamente ristretti di cava, qualora questi si spezzi durante le
operazioni di taglio.
Pertanto si ritiene che la tecnica mista esplosivo + filo diamantato risulti la più appropriata
contestualmente alla cava in oggetto.
Con il metodo misto impiegato i quantitativi annui di esplosivo utilizzati per la scopertura della
roccia sana, il taglio primario e quello secondario, sono i seguenti:
Quantitativi annui
Esplosivo II categoria
Miccia detonante
Polvere nera
Detonatori
700 kg
56000 m
700 kg
700
Tali quantitativi sono stati ottenuti considerando i seguenti consumi specifici di esplosivo:
 PF per la gelatina 1 per la scopertura: 0,31 kg/m3;
106
Politecnico di Torino


TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
PF per la polvere nera + la pentrite per il taglio primario: 0,059 kg/m3;
PF per la polvere nera + la pentrite per il taglio secondario: 0,06 kg/m3.
In base alle considerazioni fatte finora, ogni blocco coltivato avrà dimensioni di H = 3,5 m, L = 9 m,
W = 9 m per un volume pari a V = 283,5 m3; i fori avranno un diametro di 32-34 mm e un interasse
di 20 cm. Una volta distaccato dal monte, tale blocco deve essere suddiviso in porzioni di dimensioni
tali da consentirne il trasporto allo stabilimento di lavorazione.
La tecnica di riquadratura mediante un taglio secondario viene effettuata principalmente in due fasi:
una prima fase in cui viene praticata una suddivisione della bancata in porzioni più piccole, mediante
tagli perpendicolari al fronte di monte, aventi dimensioni 9 m x 3,5 m x 1,8 m, ottenendo in questo
modo 5 “fette” dalla bancata tipo, mentre nella seconda fase si provvede a ricavare da ciascuna
porzione ulteriori 5 blocchi da telaio di dimensioni commerciali medie 1,8 m x 1,8 m x 3,5 m.
Il volume di roccia scavato annualmente si attesta intorno ai 7.400 m3, che divisi per i 283,5 m3 di
ogni singola volata forniscono 26 bancate/anno da splateare.
In base ai dati raccolti si può poi vedere che solo il 27% della roccia scavata, ovvero circa 2.000 m3,
costituisce il materiale di prima scelta.
6.2. Cava località “Ambrasse”, comune di Luserna San Giovanni (TO)
Questa seconda cava esaminata, per la coltivazione della rinomata Pietra di Luserna, utilizza
esclusivamente la tecnica dello splitting dinamico.
Il metodo risulta essere una scelta obbligata data dalle caratteristiche geomeccaniche dell’ammasso
roccioso: le numerose fratture infatti impediscono l’applicazione di metodi come il taglio con filo
diamantato o il water jet, in quanto le numerose discontinuità e i vuoti presenti porterebbero alla
distruzione delle perline, nel primo caso, e alla dispersione del getto nel secondo, con conseguente
arresto del ciclo produttivo.
Nei casi in cui la fratturazione della roccia (soprattutto negli strati più superficiali) si presenta
particolarmente spinta, l’abbattimento può avvenire con l’utilizzo del semplice escavatore, con
conseguente riduzione degli impatti dovuti sia alla perforazione sia allo sparo mine.
I consumi annui di esplosivo per la scopertura, il taglio primario e quello secondario sono i seguenti:
Quantitativi annui
Esplosivo II categoria
Miccia detonante
Polvere nera
Detonatori
550 kg
120000 m
4800 kg
3600
Tali quantitativi sono stati ottenuti considerando i seguenti consumi specifici di esplosivo:
 PF per la gelatina 1 per la scopertura: 0,15 kg/m3;
 PF per la polvere nera + la pentrite per il taglio primario: 0,13 kg/m3;
 PF per la pentrite per il taglio secondario: 0,05 kg/m3.
107
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
La coltivazione dell’unità estrattiva sarà realizzata per fette discendenti a partire dalla quota
raggiunta al termine della coltivazione iniziale; seguirà quindi la naturale pendenza del piano di
pioda, costituito dalla scistosità, che è di circa 12°.
Lo schema della volata per lo stacco al monte prevede la perforazione della bancata di lunghezza
variabile tra i 10 e i 20 m, con fori da 28 mm, interasse 25 cm, la linea di minor resistenza di 3 m e
una profondità massima dei fori di 3,5 m. Anche in questo caso le dimensioni dei blocchi principali
dipendono dalle suddette discontinuità.
Il volume di roccia scavato annualmente si attesta intorno ai 21.000 m3, che divisi per i 210 m3 di
ogni singola volata (20 m x 3 m x 3,5 m) forniscono 100 bancate/anno da splateare.
In base ai dati raccolti si può poi vedere che solo il 47% della roccia scavata, ovvero circa 10.000 m3,
costituisce il materiale utile.
6.3. Cava località “Seccarezze”, comune di Luserna San Giovanni (TO)
Anche nella terza ed ultima cava analizzata il metodo di coltivazione utilizzato è lo splitting
dinamico. Come nella prima cava i centri abitati sono ad una distanza considerevole quindi è
possibile impiegare consumi specifici di esplosivo abbastanza elevati, senza provocare un eccessivo
inquinamento acustico.
Anche qui i calcoli e le operazioni di scavo sono influenzate dalle discontinuità naturali della roccia:
infatti i fori per il taglio al monte vengono inclinati in media di circa 76° rispetto all’orizzontale per
consentire di ottenere bancate squadrate, dal momento che il taglio basale, tendenzialmente
coincidente con le discontinuità della scistosità principale, risulta inclinato mediamente di circa 14°
rispetto all’orizzontale.
Per quanto riguarda il taglio al piede si sfruttano solitamente le discontinuità naturali di "pioda"
esistenti, appartenenti al sistema di scistosità principale, e pertanto non è necessario ricorrere a tagli
artificiali; tuttavia, nei casi in cui la superficie di pioda non sia continua, si presenti irregolare,
oppure la spaziatura tra le discontinuità risulti troppo elevata, può essere necessario intervenire
effettuando delle mine di rilevaggio al piede aventi la stessa inclinazione della pioda, sempre
complanari e parallele, con un interasse tra i fori variabile tra i 30 ÷ 50 cm.
I consumi annui di esplosivo per la scopertura, il taglio primario e quello secondario sono i seguenti:
Quantitativi annui
Esplosivo II categoria
Miccia detonante
Polvere nera
Miccia a lenta combustione
Detonatori
1150 kg
440000 m
4520 kg
3600 m
4600
Tali quantitativi sono stati ottenuti considerando i seguenti consumi specifici di esplosivo:
 PF per la gelatina 1 per la scopertura: 0,32 kg/m3;
 PF per la polvere nera + la pentrite per il taglio primario: 0,06 kg/m3;
 PF per la polvere nera + la pentrite per il taglio secondario: 0,07 kg/m3.
108
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
Il prodotto principale del sito, rappresentato da blocchi da segagione, si aggira mediamente intorno ai
14.000 m3/anno, pari a 45% del totale scavato, ovvero 33.000 m3/anno.
La bancata da separare dal monte è un parallelepipedo di roccia avente dimensioni: H = 6 m x L = 15
m x W = 3,2 m; i fori delle mine hanno un diametro di circa 32 mm e un interasse di 25 cm. Si tratta
dunque di un volume medio pari a V = 288 m3 per un totale di 115 bancate/anno da splateare.
Ogni blocco viene poi sottoposto ad una riquadratura suddivisa in due fasi: una prima fase in cui
viene praticata una suddivisione della bancata in porzioni più piccole, perpendicolari al fronte di
monte, aventi dimensioni 15 m x 6 m x 1.6 m, ottenendo in questo modo 2 “fette” dalla bancata tipo,
mentre nella seconda fase si provvede a ricavare da ciascuna fetta all’incirca 15 blocchi da telaio di
dimensioni commerciali medie 3 m x 2 m x 1,6 m.
6.4. Confronto tra le cave
L’oggetto di coltivazione per tutti e tre i siti è uno gneiss, anche se non si ha precisamente la stessa
roccia ovunque; nell’area situata nel comune di Settimo Vittone infatti si estrae una pietra
ornamentale che commercialmente prende il nome di “Granito” Verde Argento, nel comune di
Luserna San Giovanni invece si estrae la rinomata Pietra di Luserna.
Nella cava Argentera la compattezza dell’ammasso roccioso ha reso possibile e quasi consigliabile
l’utilizzo del metodo misto esplosivo + filo diamantato. Quest’ultima tecnica infatti trova sempre più
largo impiego anche in rocce dure purché queste siano il più possibile compatte e poco fratturate: tali
fratture infatti sono la principale causa di rottura delle perline del filo, che portano a considerevoli
perdite economiche e a rischi per la sicurezza del personale di cava dovuti alle proiezioni del filo e
delle perline stesse.
Nella cava Ambrasse invece l’ammasso è molto più fratturato infatti la tecnica del filo diamantato
non viene nemmeno presa in considerazione; tutta la coltivazione infatti viene eseguita con splitting
dinamico, alternato talvolta all’uso del semplice escavatore.
Anche nella cava Seccarezze lo scavo viene eseguito con l’esplosivo per via delle numerose
discontinuità che impediscono l’impiego del filo o del water jet.
Per quanto riguarda il cappellaccio, in tutti e tre i casi viene scavato con l’impiego di Gelatina
Dinamite. Il consumo specifico di esplosivo di II categoria varia poi da roccia a roccia infatti, come
si può vedere nei paragrafi precedenti, nel primo caso in cui tutto l’ammasso è compatto, compresa la
copertura, si considera un P.F. pari a circa 0,31 kg/m3. Un valore quasi uguale viene impiegato nella
terza cava.
Nell’altra cava di pietra di Luserna, quella di Ambrasse, il quantitativo di esplosivo utilizzato per
unità di volume di roccia scavata è molto inferiore, circa la metà: 0,15 kg/m3.
Si può dire quindi che in tutti i casi la quantità di esplosivo impiegata per la scopertura è rapportata
alla volumetria di roccia da scavare e alle sue caratteristiche geomeccaniche.
Lo splateamento, ovvero il taglio al monte della bancata, avviene in tutte e tre le cave con miccia
detonante lungo foro e polvere nera a fondo foro, con l’eccezione della prima cava in cui tale metodo
è affiancato dal taglio con filo diamantato. Il consumo specifico di polvere nera e pentrite per il
109
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
taglio primario per la prima e l’ultima cava è praticamente lo stesso e vale 0,06 kg/m3. Per quanto
riguarda invece la cava di Ambrasse, che è quella con la roccia più fratturata, nel taglio primario
viene impiegata una maggiore quantità di polvere nera perché lo spazio costituente le discontinuità
favorisce la dispersione di gran parte dell’energia che dovrebbe servire allo spostamento orizzontale
della bancata. Per questo motivo il P.F. è di 0,13 kg/m3.
Quanto detto porterà inevitabilmente ad un consumo annuo di polvere nera maggiore e ad una
conseguente maggiore spesa.
Il trasporto e la commercializzazione della pietra ornamentale estratta nei giacimenti trattati rendono
indispensabile un’ulteriore suddivisione delle bancate ottenute dal taglio primario, in porzioni
minori. Questo taglio secondario viene eseguito in tutti e tre i siti con miccia detonante, talvolta
accompagnata da una piccola quantità di polvere nera a fondo foro, ed è sempre suddiviso in due
fasi. I consumi specifici in questo caso sono molto simili nelle tre cave e si aggirano attorno ai 0,06
kg/m3.
La sicurezza dei lavoratori e il recupero ambientale sono al primo posto in tutti i progetti visti, infatti
la progettazione delle volate segue spesso le inclinazioni naturali delle discontinuità esistenti, in
modo da aver maggiore stabilità dei pendii.
Proprio per questo motivo anche le dimensioni delle bancate dipendono dalle discontinuità naturali e
variano per ogni cava e in base al punto considerato.
Analizzando le percentuali di materiale di prima scelta rispetto al totale volume di roccia estratta si
può notare che per Ambrasse e Seccarezze tale quantitativo si aggira attorno al 50%; per la cava
Argentera invece tale percentuale è di circa il 30%: tutti valori abbondantemente nella norma.
Per quanto riguarda invece l’aspetto dell’inquinamento acustico dovuto al brillamento delle mine si
può dire che il sistema migliore è quello della località Argentera che impiegando il filo diamantato
riduce i quantitativi di esplosivo e conseguentemente il disturbo acustico.
110
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
7. Conclusioni
Con il presente studio si sono analizzate tutte le fasi costituenti la coltivazione di pietra ornamentale;
questo è stato possibile grazie allo studio di progetti di ampliamento di cave già in attività.
Proprio la decisione di occuparsi di più poli del Bacino di estrazione della provincia di Torino, è
servita a confrontare più realtà vicine.
Si sono infatti analizzate le caratteristiche del metodo di coltivazione comune alle tre cave: lo
splitting dinamico; esso, nel primo dei tre casi visti, è affiancato dal taglio con filo diamantato.
Questa soluzione risulta assai produttiva: essa infatti porterebbe alla riduzione dei tempi di
isolamento di una bancata grazie alla possibilità di far lavorare contemporaneamente la tagliatrice a
filo e le perforatrici; inoltre, si avrebbe una riduzione degli scarti sulla bancata.
L’inconveniente è che la stretta dipendenza dell’applicabilità del metodo dalle caratteristiche
geomeccaniche dell’ammasso roccioso, rende questa tecnica non sempre utilizzabile.
Si è così compresa l’influenza delle discontinuità naturali della roccia sull’entità dei volumi estraibili
con una singola volata, sulla scelta della tecnica di coltivazione impiegabile, nonché sui consumi di
esplosivo (in caso di applicazione dello splitting dinamico).
È stata utile per trarre queste conclusioni la parte del lavoro dedicata alle tecniche di coltivazione più
diffuse in Italia: si sono infatti studiati i campi di applicazione, le caratteristiche tecniche, i vantaggi
e i limiti di ogni metodo.
Altri aspetti che sono stati oggetto di confronto e analisi sono i consumi specifici di esplosivo per le
varie fasi di coltivazione, quali la scopertura, il taglio al monte e la riquadratura; e i consumi annui di
esplosivo rapportati ai volumi annui di roccia utile scavata.
Con questo lavoro è stato possibile approfondire ed applicare a casi reali, tutte le conoscenze
acquisite nel percorso di studi propri dell’ingegneria ambientale e in particolare della geoingegneria.
111
Politecnico di Torino
TESI DI LAUREA
Valerio Crivello
8. Bibliografia
Mancini R., Cardu M., 2001. “Ingegneria degli Scavi”, Politeko Ed., Torino, 591 pp.
Lovera E., 2004. L’estrazione di pietre ornamentali: metodi di coltivazione e progressi tecnologici.
Estratto da Tesi di Dottorato di ricerca, Politecnico di Torino, 2004.
Vaschetto P., 2010. Progetto di ampliamento della cava di gneiss Ambrasse, Sereisie Ingegneria Studio tecnico.
Accattino G., Biolatti G., Dosio P., 2010. Progetto di ampliamento della cava di gneiss Argentera,
Geostudio - Studio tecnico associato.
Bonini M., 2010. Progetto di ampliamento della cava di gneiss Seccarezze, Geoidea - Studio tecnico
di geoingegneria.
112