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UNIVERSITÀ DEGLI STUDI DI ROMA “TOR VERGATA” FACOLTÀ DI INGEGNERIA DIPARTIMENTO DI INGEGNERIA CIVILE Appunti del corso di TECNICA ED ORGANIZZAZIONE DEL CANTIERE Parte III Il Progetto del Cantiere: gli Impianti, le Opere Provvisionali, le Attrezzature e le Macchine Prof. Ing. Vittorio NICOLOSI Ing. Alfonso MONTELLA Anno accademico 2004-2005

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UNIVERSITÀ DEGLI STUDI DI

ROMA “TOR VERGATA” FACOLTÀ DI INGEGNERIA

DIPARTIMENTO DI INGEGNERIA CIVILE

Appunti del corso di

TECNICA ED ORGANIZZAZIONE DEL

CANTIERE

Parte III

Il Progetto del Cantiere: gli Impianti, le Opere Provvisionali, le Attrezzature e

le Macchine

Prof. Ing. Vittorio NICOLOSI Ing. Alfonso MONTELLA

Anno accademico 2004-2005

INDICE

INDICE..............................................................................................................3

1 PREMESSA.................................................................................................5

2 LA SCELTA E L’INFRASTRUTTURAZIONE DELLE AREE DI CANTIERE ................................................................................................6

2.1 Generalità ............................................................................................................... 6 2.1.1 La scelta delle aree di cantiere e la viabilità............................................... 7 2.1.2 I baraccamenti .............................................................................................. 7 2.1.3 L’officina di cantiere .................................................................................... 8 2.1.4 I depositi per i materiali............................................................................... 8 2.1.5 Gli impianti elettrici di cantiere.................................................................. 9 2.1.6 Gli impianti idrici di cantiere ....................................................................14 2.1.7 Gli impianti di produzione di aria compressa ........................................15

3 LE MACCHINE ....................................................................................... 20 3.1 Le macchine per il trasporto e sollevamento ..................................................20

3.1.1 Le macchine per il trasporto su gomma .................................................20 3.1.2 I trasporti su rotaia.....................................................................................22 3.1.3 I trasportatori continui ..............................................................................22 3.1.4 I trasportatori funicolari ............................................................................25 3.1.5 Apparecchiature per il sollevamento.......................................................28

3.2 Le macchine per la preparazione degli inerti...................................................32 3.2.1 Le macchine per la frantumazione degli inerti.......................................33 3.2.2 La vagliatura ................................................................................................35 3.2.3 Il lavaggio ....................................................................................................36

3.3 Le macchine perforatrici ....................................................................................36 3.4 Le macchine per i movimenti terra...................................................................40

3.4.1 Escavatore ...................................................................................................40 3.4.2 Pala meccanica............................................................................................47 3.4.3 Apripista ......................................................................................................52 3.4.4 Ruspa............................................................................................................55 3.4.5 Livellatrice ...................................................................................................59 3.4.6 Rippers o scarificatori ................................................................................61 3.4.7 Macchine costipanti ...................................................................................66

3.5 Code nell’impiego delle risose ...........................................................................71 3.5.1 Problema di un singolo punto di servizio con arrivi deterministici ....71 3.5.2 Problema di un singolo punto di servizio con arrivi aleatori...............72

4 LE OPERE PROVVISIONALI................................................................ 74

Indice

Parte III – Il progetto del cantiere: gli impianti, le opere provvisionali, le attrezzature e le macchine

:

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4.1 Generalità..............................................................................................................74 4.2 Le scale ..................................................................................................................75

4.2.1 Scale portatili a mano.................................................................................75 4.2.2 Scale fisse a pioli .........................................................................................76 4.2.3 Scale fisse a gradini.....................................................................................76 4.2.4 Scale ad elementi innestati.........................................................................77 4.2.5 Scale doppie.................................................................................................77 4.2.6 Scale aeree e ponti mobili sviluppabili su carro......................................77

4.3 Andatoie e passarelle ...........................................................................................78 4.4 Protezioni delle aperture prospicienti il vuoto ................................................79 4.5 I ponteggi metallici fissi ......................................................................................79

4.5.1 Generalità.....................................................................................................79 4.5.2 Indicazione per la sicurezza del lavoro....................................................81

4.6 I castelli di carico e scarico .................................................................................85 4.6.1 Generalità.....................................................................................................85 4.6.2 Indicazione per la sicurezza del lavoro....................................................85

4.7 Balconcini di carico e scarico .............................................................................87 4.7.1 Generalità.....................................................................................................87 4.7.2 Indicazione per la sicurezza del lavoro....................................................87

4.8 I ponteggi mobili .................................................................................................89 4.8.1 I ponteggi sospesi ......................................................................................89 4.8.2 I ponteggi sospesi motorizzati o autosollevanti....................................91 4.8.3 I ponteggi su cavalletti ...............................................................................92 4.8.4 I ponteggi mobili su ruote........................................................................94

4.9 I ponteggi a sbalzo...............................................................................................95 4.10 altre opere provvisionali .....................................................................................95

5 ESERCIZI SULLE MACCHINE ............................................................ 96

1 PREMESSA

L’organizzazione, l'impianto e la gestione di un cantiere per la costruzione di un’opera di ingegneria civile, qualunque sia la natura dell’opera da realizzare, rappresentano soltanto l’atto finale, più specificamente operativo, in cui si estrinseca la capacità produttiva dell’impresa.

Il progetto del cantiere, perché il risultato finale rappresenti il compendio ottimale dei principali obiettivi (la qualità dell'opera nel rispetto delle condizioni a base dell'appalto, ivi compreso il tempo di esecuzione, il conseguimento del giusto utile per l'Impresa e la sicurezza dei lavoratori e dei terzi), non può essere razionalmente eseguita senza che venga preceduto da un insieme di altre attività di diversa natura, che vanno da un’attenta previsione tecnica delle opere da realizzare ad una specifica pianificazione (ed alla conseguente programmazione) delle singole fasi di lavoro, attraverso le quali si intende pervenire all'obiettivo finale della costruzione (vedi parte IV).

La notevole complessità dei problemi, derivante specialmente dalle innumerevoli categorie di lavoro di volta in volta presenti nei possibili interventi nel settore, impedisce l'individuazione di soluzioni tipo da applicarsi rigidamente ai diversi casi. È possibile, invece, perseguire nella progettazione del cantiere e nella scelta delle attrezzature una metodologia previsionale ed operativa che consenta, per quanto possibile, il conseguimento di soluzioni ottimali.

La progettazione del cantiere è, pertanto, operazione quanto mai complessa: essa ha inizio in sede di studio dell'appalto, quando, ad aggiudicazione non ancora conseguita, è necessario analizzare il lavoro, sotto l'aspetto qualitativo e sotto quello quantitativo, per pervenire alla formulazione dell'offerta; continua, a lavoro eventualmente acquisito, durante la redazione del progetto esecutivo delle opere, dovendo le scelte progettuali tenere rigorosamente conto delle intenzioni e delle possibilità operative dell'Impresa; si conclude con l'installazione del cantiere, quando, definito in ogni dettaglio il programma dei lavori, ha inizio concretamente la realizzazione dell'opera.

Il progetto del cantiere rappresenta quindi il momento conclusivo di tutto l'iter progettuale del lavoro e contemporaneamente quello iniziale del ciclo strettamente produttivo: esso, nel massimo e più razionale impiego possibile delle risorse, già individuate in fase di pianificazione e programma del lavoro, è rivolto fondamentalmente a:

a) scegliere l'ubicazione più idonea per l'area su cui installare il centro operativo, e proporzionare le infrastrutture necessarie (recinzioni, baraccamenti per uffici, officine, alloggi, collegamenti alla viabilità esterna, ecc.);

b) individuare esattamente ed approvvigionare il cantiere degli impianti e delle attrezzature necessarie a porre in essere i cicli operativi, già definiti in sede di pianificazione; in particolare tanto gli impianti e le attrezzature cosiddette “di base” (impianti idrici ed elettrici, aria compressa, pompe, utensileria; ecc), che quelli rivolti a determinate categorie di lavoro (impianti di per la produzione dei conglomerati , macchine per movimenti di terra, ecc.).

La scelta e l’Infrastrutturazione delle Aree di Cantiere

Parte III – Il progetto del cantiere: gli impianti, le opere provvisionali, le attrezzature e le macchine

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2 LA SCELTA E L’INFRASTRUTTURAZIONE DELLE AREE DI CANTIERE

2.1 GENERALITÀ La conoscenza approfondita delle sequenze, delle fasi, delle risorse e dei tempi, oggetto dei lavori , consente di organizzare il cantiere in un contesto planimetrico ottimizzato dove saranno definite le disposizioni logistiche di (vedi esempio riportato in Figura 2.1):

− recizione esterna dell’area di cantiere, − uffici (appaltatore, direzione lavori, eventuale subappaltatore, ecc.), − spogliatoi, − servizi igienici, − mensa ed eventuale cucina, − dormitori, − zone di stoccaggio dei materiali, − postazioni di lavoro fisse (preparazione semilavorati, malte, impasto, ecc), − postazioni delle gru fisse (a torre), − postazione impianto di betonaggio, − postazione gruppo elettrogeno, − deposito combustibili e/o prodotti infiammabili, − deposito bombole ossigeno ed altri gas tecnici, − deposito oli e prodotti chimici, − quadri elettrici base per la distribuzione dell’energia elettrica, con segnalazione

del percorso delle linee elettriche, − aree di parcheggio e zona accumulo rifiuti, − viabilità di cantiere .

Figura 2.1 – Esempio di organizzazione delle aree di cantiere.

La scelta e l’Infrastrutturazione delle Aree di Cantiere

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2.1.1 La scelta delle aree di cantiere e la viabilità Le aree vanno scelte in base alla natura del lavoro da eseguire, con attenta

considerazione delle caratteristiche orografiche, topografiche e geognostiche della zona, della sua accessibilità, della possibilità di allacciamenti idrici ed elettrici, delle vicinanze di cave di prestito per materiali o di eventuali discariche, ecc.

Il cantiere, specie nella zona sede di alloggi, officina e depositi di materiali o di mezzi, dovrà essere opportunamente recintato al fine di non interferire con persone e situazioni non attinenti al lavoro, solitamente allo scopo vengono impiegate: bandoni metallici, reti metalliche, lamiere ondulate zincate o elementi prefabbricati in calcestruzzo.

Primaria importanza riveste il collegamento del cantiere alla viabilità esterna, che dovrà essere realizzato da piste costruite appositamente con caratteristiche geometriche e strutturali idonee al particolare transito su di esse previsto. Particolare attenzione va inoltre posta nella realizzazione degli accessi alla viabilità ordinaria in modo da determinare il minimo disturbo della circolazione e la massima sicurezza del traffico (va evitato di posizionare i passi carrai a meno di 12 m dalle intersezioni). Apposite segnalazioni indicheranno, sulla viabilità ordinaria, gli accessi del cantiere e le zone in cui sussistono eventuali situazioni di pericolo per l'uscita di automezzi: inoltre dovranno essere presenti indicazioni che specifichino con chiarezza l'oggetto del lavoro, l'ente committente, l'Impresa assuntrice, il Direttore dei lavori e quello del cantiere, il progettista, gli assistenti. È inoltre opportuno istituire un servizio di controllo al varco di ingresso al cantiere che oltre ad impedire l’accesso agli estranei ala cantiere stesso, controlli che automezzi in uscita dal cantiere non sporchino con fango o terra la viabilità ordinaria; nel caso ciò si verifichi gli incaricati dovranno attivarsi per una sollecita pulizia del manto stradale.

Anche la viabilità interna dovrà essere realizzata in modo da risultare funzionale alle operazioni di trasporto che dovranno svolgersi nell'ambito del cantiere (i.e adeguata larghezza e pendenza longitudinale), studiando i percorsi delle persone, dei veicoli, dei materiali, sia in senso orizzontale che in senso verticale. Le vie interne del cantiere devono essere ampie (dove è previsto il transito del personale prevedere spazzi disponibili di almeno 0.70 m oppure nicchie o piazzole di almeno 20 m di lunghezza), preferibilmente a senso unico di marcia, con segnalazioni relative alla velocità (limite di velocità 10km/h e obbligo di farsi assistere nelle manovre in retromarcia), alla priorità ed agli incroci. Inoltre la viabilità interna al cantiere dovrà essere dotata di adeguata portanza (i.e. fondo solido e stabile), in modo da renderla agibile in ogni momento ed in ogni condizione senza alcun rischio per il personale alla guida degli automezzi. A tal fine risulta spesso conveniente far coincidere il più possibile le strade del cantiere con quelle definitive anticipandone la preparazione del sottofondo e della fondazione. È inoltre opportuno progettare la viabilità di cantiere in modo che sia il più possibile distante dagli scavi previsti in fase di esecuzione dei lavori.

2.1.2 I baraccamenti Nell'ambito del cantiere debbono essere previsti locali per la Direzione Lavori, per la

Direzione del cantiere, per gli uffici dell'Impresa, e locali di servizio. (per la mensa operai, alloggiamenti e servizi per le maestranze, ecc..

Le caratteristiche dei locali ad uso ufficio e di servizio dovranno essere quelle previste dal DPR n.303 del 19 marzo 1956 dal Titolo II del DLgs 626/94 e dal DLgs 494/96 e successive modificazioni ed integrazioni. In particolare i locali devono essere dotati di

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idonea cubatura, di un adeguato isolamento termico, di adeguata aerazione ed illuminazione, devono inoltre essere riscaldati durante la stagione fredda.

L’ampiezza dei locali viene stabilita sempre in base al numero massimo di lavoratori che si prevede possano utilizzarli

I locali prima menzionati vengono allocati in baracche generalmente in prefabbricate, realizzate con elementi metallici, piani o ricurvi, di rapido e semplice montaggio.

A titolo orientativo si indicano le superfici necessarie per i diversi usi (indicando con n il numero delle maestranze):

− Mensa 1 m2 per posto (si proporziona la mensa per un numero di posti pari ai 2/3 n);

− Cucina 10÷0.2.*2/3 n (m2); − Dormitori 3÷4 m2 per posto; − Servizi igienici 0,5 m2 per operaio (6 vasi alla turca per 100 operai).

2.1.3 L’officina di cantiere La superficie dei locali da adibirsi ad officine per la riparazione dei mezzi dipende dal

tipo di cantiere e dall'eventuale vicinanza di servizi di assistenza esterni. È opportuno comunque che siano presenti attrezzature per la riparazione di

autoveicoli e di macchinari elettrici, una falegnameria dotata di sega circolare e di banco di falegname, un tornio parallelo, un trapano a colonna, una piccola fucina con incudine, saldatrici, limatrici, ecc.

L'ambiente sarà costituito da baracche prefabbricate metalliche con una superficie minima li almeno 50 m2.

2.1.4 I depositi per i materiali In funzione delle caratteristiche dei materiali da conservare potranno essere

all'aperto, eventualmente muniti di opportune recinzioni, od al chiuso, in locali commisurati ai fabbisogni di provviste (vedi Figura 2.2 e Figura 2.3). In particolare per il cemento si impiegano silos in lamiera a forma lievemente troncoconica in modo da favorirne il trasporto mediante impilaggio, aventi capacità variabile fino a 500 q (vedi Figura 2.3.

Figura 2.2 - Esempio di deposito per bombole di gas compressi, chiuso e protetto dal calore, con indicazioni di pericolo e di divieto di accesso ai non autorizzati.

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Figura 2.3 – Esempio di catasta ordinata di tavole di legno con lamiera superiore per la protezione dalla pioggia.

Figura 2.4 – Rappresentazione schematica di sili e tramoggie .

2.1.5 Gli impianti elettrici di cantiere L'elettricità è una forma di energia a basso costo, non inquinante, facilmente

trasmissibile; i motori elettrici sono leggeri, robusti, affidabili. Per questi motivi l'elettricità viene impiegata nel cantiere, in particolare per l’azionamento delle apparecchiature stazionarie (impianti di frantumazione e vagliatura, impianti di betonaggio, gru, teleferiche, ecc.), oltre che negli impianti di illuminazione.

L'energia elettrica-viene prelevata, ove possibile, dalla rete pubblica (tensione 380 volts per potenze fino a 30 kW e brevi distanze, 20000 volts per potenze elevate e distanze medie, valori maggiori per potenze elevate e distanze elevate), e successivamente trasformata per renderla compatibili con le utenze. In mancanza di rete pubblica, l’energia elettrica viene prodotta in cantiere per mezzo di gruppi elettrogeni che verranno opportunamente protetti con tettoie e recinzioni. La potenza elettrica da fornire all’impianto è pari alla somma delle potenze delle singole macchine, moltiplicate per un coefficiente di contemporaneità (0,6÷0,8) variabile in funzione dei tempi di utilizzazione delle macchine.

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Al fine di evitare guasti e/o interruzioni e di proteggere le persone, l’impianto elettrico va ideato in modo sicuro fin dall’inizio tenendo presente tutto lo sviluppo che avrà al momento di massimo impiego, anche se la sua realizzazione può avvenire gradualmente secondo le necessità. Gli impianti elettrici dei cantieri sono obbligati a funzionare in condizioni sfavorevoli: spesso all’aperto e quindi sottoposti all’azione nociva delle intemperie (pioggia, sole, gelo e vento), a volte in locali non ventilati, sottoposti all’azione dell’acqua del cantiere, del cemento, della calce e di altre sostanze corrosive, nonché soggetti ad urti (soprattutto nelle parti volanti). Per i motivi precedentemente citati gli impianti elettrici dei cantieri devono essere ancora più sicuri di quelli degli stabilimenti industriali, benché la loro vita è molto più breve. È opportuno osservare a tale riguardo che per i cantieri non è obbligatoria (secondo la legge 46/90) la progettazione dell’impianto, che comunque, alla luce di quanto precedentemente esposto, è sempre consigliabile effettuare conservandone i relativi documenti. La realizzazione e modifica degli impianti, in base alla legge 46/90, deve essere effettuata da società regolarmente abilitata, con personale specializzato, e l’installatore dell’impianto è tenuto al rilascio della dichiarazione di conformità corredata dagli allegati obbligatori.

L’impianto elettrico del cantiere deve essere realizzato nel pieno rispetto della legge n. 186 del 1° marzo 1968, che prevede: art. 1 – Tutti i materiali, le apparecchiature, i macchinari, le installazioni e gli impianti elettrici ed

elettronici devono essere realizzati e costruiti a regola d’arte; art.2 – I materiali, le apparecchiature, i macchinari, le installazioni e gli impianti elettrici ed

elettronici realizzati secondo le norme del comitato elettrotecnico italiano (CEI) si considerano a regola d’arte.

Per i cantieri le principali norme CEI da considerare sono: CEI 64-8/1/2/3/4/5/6/7 – Impianti elettrici utilizzatori a tensione non superiore a 1000 V in corrente alternata e 1500 V in corrente continua; CEI 64-12 - Guida per l’esecuzione dell’impianto di terra negli edifici per uso residenziale e terziario; CEI 17-13/1/2 – Apparecchiature assiepate di protezione e manovra per bassa tensione (quadri BT); CEI 70-1 – Gradi di protezione degli involucri; CEI 23-12 - Prese a spina per usi industriali; CEI 81-1 - Protezione di strutture contro fulmini.

Benché in tale paragrafo non si intende fornire una trattazione esaustiva della progettazione e installazione dell’impianto elettrico di cantiere, la quale richiederebbe un volume a se stante, di seguito verranno evidenziati alcuni aspetti fondamentali che è utile prendere in considerazione nella realizzazione degli impianti.

Le cabine di trasformazione rappresentano l’interfaccia tra la rete interna e la linea di adduzione; essa comprende i seguenti organi essenziali: morsetti arrivo linea esterna, coltelli separatori, sezionatori a coltello, interruttore di massima, fusibili, trasformatore, morsetti di distribuzione linee interne, apparecchi di misura. I trasformatori sono macchine statiche (senza organi in movimento), ad elevato rendimento (95%), atte a trasformare i fattori di potenza (tensione e intensità). Nelle cabine, realizzate in muratura o più spesso metalliche prefabbricate, vengono installati generalmente due trasformatori di cui uno di riserva. I trasformatori per piccole potenze possono talvolta essere montati su pali metallici o di cemento armato centrifugato.

Nell’ideazione dell’impianto elettrico occorre tenere presente la necessità di poter interrompere l’alimentazione a macchine, utensili e lampade non appena presentino un

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guasto o una anomalia che possono provocare infortuni. Perciò dopo la cabina vi è un quadro generale, su cui sono posti l’interruttore ed i dispositivi di protezione generale. La distribuzione si esegue mediante una o più linee principali ad anello o radiali alimentate dalla cabina o quadro, e diverse linee secondarie, ognuna delle quali va ad alimentare uno o più utilizzatori, ad esempio: betoniere, gru, apparecchi di sollevamento, ecc. (vedi Figura 2.5). All’inizio di ogni linea del genere vanno posti un interruttore e i dispositivi di protezione contro i sovraccarichi, le sovratensioni e gli altri guasti pericolosi come ad esempio le tensioni di guasto (interruttori differenziali). Gli interruttori ed i quadri devono essere ubicati in posizione ben visibile e facilmente accessibile, in modo da poter essere subito individuati in caso di necessità.

Legenda: 1=quadro generale, 2=linea alimentazione, 3=interruttore automatico generale ed interruttore differenziale a bassa sensibilità ritardato (0.3 A e 0.1÷02 sec), 4=morsetto di terra, 5=presa di terra locale, 6=linea sotterranea (tre fasi + neutro + terra), 7=linea aerea, A=quadro secondario per impianti fissi con interruttore differenziale a media sensibilità , 8=comando esterno dell’interruttore generale del quadro secondario, 9=chiusura a chiave, 10=presa a 25 volt, 11=linea per la centrale di betonaggio e per altri impianti fissi, B, C e D = quadri secondari per utilizzazioni mobili e portatili con interruttore differenziale ad alta sensibilità e rapida (0.03 A e 0.03 sec)utilizzatori, 12=uscita per utilizzazioni per finiture interne, 13=linea al costruendo , 14 = presa di terra ad anello sul fondo dello scavo con montanti per gli attacchi per gli impianti del costruendo.

Figura 2.5 - Schema di impianto elettrico di cantiere.

La realizzazione di impianti del genere viene facilitata (resa più sicura e spedita) utilizzando quadri prefabbricati, di varia entità e di pronto impiego. Per ogni presa è

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opportuno evidenziare quale utenza essa alimenta (mediante targhetta adesiva) e quali sono disponibili per varie necessità, inoltre va ricordato che ad ogni tensione corrisponde un preciso colore di individuazione: rosso 380 V, blu 220 V, viola 20÷25 V, bianco 40÷50 V. Poiché la corrente elettricità è causa di incendi e di infortuni, anche mortali, è necessario evitare i corto circuiti, i contatti diretti con parti di impianti elettrici normalmente sotto tensione, ed anche i contatti indiretti con elementi non facenti parte di impianti elettrici ma accidentalmente in contatto con sorgenti di elettricità (p.e. ponteggi). Tali obiettivi vengono raggiunti attraverso l’impiego di dispositivi di protezione, automatici e differenziali, la cui funzione è quindi quella di garantire:

− Sicurezza contro l’incendio derivato da cause elettriche (corto circuiti); − Sicurezza contro i contatti diretti con le parti in tensione; − Sicurezza contro i contatti indiretti in caso di guasti verso terra, ovvero

dispersioni. La sicurezza contro l’incendio si ottiene attraverso l’installazione di interruttori automatici dotati di un adeguato potere di interruzione (in piccoli cantieri di interruttori automatici con potere di interruzione tra 4500 e 6000 A e lunghezze di cavi 40÷50). I dispositivi di protezione contro i contatti diretti sono rappresentati dagli interruttori differenziali ad alta sensibilità con soglia di intervento da 15 a 30 mA. La protezione per i contatti indiretti viene anch’essa affidata agli interruttori differenziali con soglie di intervento tra 200 e 500 mA, sempre però in presenza di un adeguato impianto di messa a terra per tutti gli involucri metallici delle apparecchiature elettriche.

Scopo dell'impianto di terra è istituire tra le parti metalliche ed il suolo un collegamento elettrico idoneo, che annulli la differenza di potenziale o la mantenga nei limiti non pericolosi; per valori usuali della tensione (fino a 1000 volts), la resistenza dell'impianto verso terra non deve superare i 20 ohm.

Elementi fondamentali dell'impianto di terra sono: − I conduttori di sezione tale da poter sostenere senza inconveniente

(riscaldamento) la massima corrente possibile in caso di corto circuito e da non aumentare sensibilmente la resistenza dell’impianto (non inferiore comunque a 16 mm2 per conduttori di rame, a 50mm2 per conduttori di ferro o acciaio zincato);

− I dispersori che si distinguono in dispersori tubolari, costituiti di tubi di acciaio zincato (lunghezza 2÷4 m, diametro 4÷5 cm e spessore 2÷5 mm) che vengono infissi in appositi pozzetti, e i dispersori a rete da interrare superficialmente (vedi Figura 2.6).

I dispersori a tubo si impiegano in terreni a bassa resistività; i rimanenti in terreni a resistività elevata; per raggiungere il valore desiderato della resistenza verso terra, può essere necessario più dispersori in parallelo; la distanza tra i dispersori deve essere non inferiore alla somma delle loro lunghezze; l'efficacia del dispersore può essere aumentata sostituendo il terreno circostante con materiale a bassa resistività: argilla, carbone in polvere, terra di fonderia. Bassa resistività presentano i terreni paludosi, i terreni vegetali, le argille; media i calcari, le sabbie, le argille con sabbia e le ghiaia; molto elevata, i graniti, i basalti i gneiss; la resistività diminuisce in presenza di acqua.

Nello stendere le linee elettriche del cantiere si deve tenere conto delle operazioni che vengono svolte nel cantiere e quindi dei pericoli di contatto da di sotto, dal di sopra e dai lati, da parte di macchine ed oggetti in movimento. In particolare, il percorso dei cavi interrati deve essere indicato sul terreno con segnali ben visibili da parte di voglia

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effettuare scavi, manuali o con macchine; per evitare il contatto dal di sotto con le linee aeree è opportuno applicare sbarramenti, lungo il suo percorso, con l’ausilio di robusti portali limitatori di altezza nei punti in cui occorre effettuare attraversamenti. I collegamenti con conduttori volanti e coppia spina-presa (maschio e femmina) non sono mai perfettamente sicuri e perciò il loro numero va ridotto al minimo indispensabile (l’elemento presa va tenuto a monte del collegamento e quello spina a valle).

Figura 2.6 - Rappresentazione schematica di dispersori: a) a tubo con pozzetto , b) a bastone di rame senza pozzetto, c) a piastra, d) a rete

La sezione dei singoli conduttori può essere calcolata, per correnti alternate trifasi ,

attraverso la seguente relazione:

( )22 cosϕρ

⋅⋅⋅⋅⋅=

VpPlS

dove S è la sezione del conduttore [mm2]; ρ è la resistività [ohm mm2 / km]; l è la lunghezza del filo [km]; P è la potenza [watt]; V è il potenziale della linea d’arrivo [volt]; p è la perdita di potenza (P/p=0.05); ϕ è l’angolo di spostamento di fase in corrente alternata. La perdita di potenza totale nella linea e la caduta di potenziale (trascurando la

reattanza induttiva della linea deve essere contenuta in valori modesti (-5%) sono fornite dalle seguenti espressioni:

23 IRPT ⋅⋅= ϕcos3 ⋅⋅⋅= IRV dove

ϕcos3 ⋅⋅=

VPI

è l’intensità di corrente [ampere],

SlR ⋅= ρ è la resistenza elettrica di ognuno dei tre conduttori [ohm]

Per le correnti monofase, la sezione dei conduttori, la perdita di potenza totale e la caduta di potenziale sono date da:

( )22 cos2

ϕρ⋅⋅

⋅⋅⋅=Vp

PlS , 22 IRPT ⋅⋅= , ϕcos⋅⋅= IRV

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dove ϕcos⋅

=V

PI e PPp T=

2.1.6 Gli impianti idrici di cantiere I cantieri devono essere dotati di impianti per la fornitura dell’acqua necessaria per le

maestranze, le macchine e gli impianti; ovviamente le caratteristiche richieste per l’acqua variano in funzione del suo impiego. Il fabbisogno di acqua non potabile viene calcolato non soltanto in relazione alle necessità dei lavori ma anche per la pulizia del personale e per i servizi igienici (vedi Tabella 2.1). Acqua sicuramente potabile va messa a disposizione nella quantità calcolata, tenendo conto del numero di persone, della temperatura, del genere di lavoro, ed eventualmente per i locali ad uso cucina e mensa, medicazione, dormitorio, soggiorno (vedi Tabella 2.1).

Tabella 2.1: Fabbisogni di acqua indicativi

Impiego dell’acqua Fabbisogno [m3] a) Per usi fisiologici 80 ÷100 litri per addetto al giorno b) per i macchinari

Lavatrici 1÷2 m3 per m3 di materiale trattato Betoniere 150 litri per di impasto Compressori senza refrigeratore 2 litri per m3 di aria resa

L'acqua per usi potabili (almeno 15 l/gg per persona) deve essere incolore, limpida,

priva di odori e sapori sgradevoli, batteriologicamente pura; le sue caratteristiche non possono superare i limiti indicati nella Tabella 2.2.

Tabella 2.2: Caratteristiche delle acque potabili Caratteristica Valore prescritto

Temperatura 10÷12 °C Salinità totale 0,1÷1,0 g/1 Durezza totale 35 °F Durezza permanente 12 °F Solfati (SOS) 0,09 g/l Cloro (Cl) 0,035 g/1 Sostanze organiche (come O2 consumato) 0,0035 g/1 Fe 0,0005 g/1 Ammoniaca assente Nitriti assente Nitrati (N03) 0,02 g/1 C02 10÷25 cm3/l 022 3÷8 cm3/l N2 7 ÷17 cm3/l Rapporto Ca/Mg 3:1 Rapporto O2/CO2 1:3

L’acqua per l'impasto dei calcestruzzi deve essere limpida e dolce, priva di limo,

materiali organici ed altre impurità in sospensione (torbidità massima 1÷2 grammi eccezionalmente 2 ÷ 5), e priva di sali, particolarmente solfati e cloruri (max 0.5 ÷ 1 %).

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15

L’acqua per alimentazione di caldaie, deve avere requisiti variabili con la pressione di funzionamento; i principali requisiti sono riportati di seguito nella Tabella 2.3.

Per la distribuzione dell’acqua vengono usualmente impiegati tubi Mannesmann in acciaio con giunto o a manicotto, e per l’acqua potabile tubi in acciaio zincato. Per quanto concerne il dimensionamento delle condotte vengono adottati criteri del tutto analoghi a quelli impiegati nei normali acquedotti (le perdite di carico lungo le condotte di diametro s≤0,5 m si calcolano di solito con la formula di DARCY del moto permanente delle correnti in pressione L

DQy 5

2

⋅= β dove Q è la portata, D ed L il

diametro e la lunghezza della condotta, β un coefficiente adimensionale pari a [0,00164+0,000042/D] (con D espresso in m per scabrosità normale delle pareti).

Tabella 2.3: Esempio di caratteristiche delle acque impiegate per alimentazione di caldaie

Pressione di esercizio [atm]

< 15 15 ÷÷÷÷ 25 25 ÷÷÷÷ 60 60 ÷÷÷÷100 > 100 A vaporizzazione istantanea

(caldaie supercritiche) Sostanze in sospensione 0 0 0 0 0 0 Sostanze organiche, mg/l 100 25 10 5 5 - Sostanze oleose, mg/l 3 3 1 1 1 - Sali totali mg/l 6000 2000 1500 1000 300 0,075 ÷ 0,1 Durezza totale °F 1 0,5 0,2 0,05 0,02 - CO2 libera mg/l - 10 5 1 0,5 - Ossigeno mg/l - 0,2 0,05 0,02 0,01 0,002÷0,005 Silice mg/l 30 25 0,6 0,5 0,3 - pH - - >8 >8 >8 8,7÷9,7

Allo stesso tempo è necessario provvedere alla evacuazione delle acque di scarico, in

relazione alle loro caratteristiche le acque possono essere addotte direttamente o previo trattamento (p.e. disoleazione) alla fognatura pubblica, ove esistente, o possono richiedere lo stoccaggio in vasche e l’eliminazione successiva attraverso autobotti. Se ve ne la possibilità conviene quindi effettuare subito gli allacciamenti alla fognatura pubblica.

2.1.7 Gli impianti di produzione di aria compressa L'aria compressa viene utilizzata come mezzo di trasmissione di energia: serve quindi

ad azionare macchine operatrici quali: macchine per la perforazione, macchine utensili, pompe, paranchi, motori, ecc. Viene impiegata in particolare in quei casi in cui vi sono difficoltà di ventilazione, come nelle gallerie. Viene prodotta dai compressori i quali sono di due tipi: volumetrici ed aerodinamici. I primi provocano la compressione dell'aria per diminuzione del volume della camera in cui essa viene aspirata; i secondi, aspirando l'aria in una girante in rapida rotazione, forniscono ad essa energia cinetica, che viene poi trasformata in energia di pressione in appositi diffusori. I compressori alternativi a pistoni sono il tipo più comune, essi sono particolarmente adatti alle medie pressioni (6÷8 daN/cm2) è in genere erogano portate variabili da valori minimi fino a circa 100 m3/min. Tali compressori, che hanno caratteristiche di grande semplicità e limitata manutenzione, possono essere: ad uno o a più cilindri (vedi Figura 2.7); a semplice effetto (se ha una sola camera di compressione per cilindro) o a doppio effetto (quando il pistone effettua il lavoro di compressione sia in andata che in ritorno).

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Figura 2.8 – Schema compressore rotativo a palette.

La compressione può essere: monostadio, se l'aria viene portata alla pressione di esercizio in un solo stadio (valido per piccole e basse pressioni); bistadio, se l'aria, compressa in una prima fase a pressione intermedia viene portata alla pressione finale dopo refrigerazione intermedia; pluristadio, se la compressione avviene in più fasi, sempre intervallate da una refrigerazione intermedia.

I Compressori rotativi a vite sono costituiti da una camera in cui sono alloggiati due rotori, ruotanti in senso opposto, uno con lobi convessi (rotore maschio) e l'altro con lobi concavi (rotore femmina); la potenza motrice è fornita al rotore maschio che trascina in rotazione il rotore femmina, mediante una coppia di ingranaggi sincronizzatori (vedi Figura 2.8). I rotori infatti non sono a contatto fra di loro, né con la superficie interna della camera: ciò comporta la possibilità di non lubrificare la camera e di ottenere pertanto aria completamente priva di olio. Tali compressori vengono impiegati per portate superiori a 100 m3/min e per pressioni intorno ai 6÷7 daN/cm2 (in queste condizioni risulta particolarmente economico).

I compressori ROOT. (detti anche soffianti ROOT), sono costituiti da una camera in cui sono alloggiati due rotori, rotanti in senso opposto mediante una coppia di ingranaggi sincronizzati; ciò rende possibile che i rotori non vengano a contatto tra di loro; pertanto non è richiesta lubrificazione interna nella camera; ne deriva una produzione di aria priva di olio. La soffiante ROOT non produce compressione interna ma funziona essenzialmente da pompa, per cui è utilizzabile a pressione molto bassa ( < 1daN/cm2 ).

I Compressori aerodinamici. sono costituiti essenzialmente dai turbo compressori; essi possono essere monostadio e pluristadio, assiali o radiali. Il loro funzionamento è basato sul principio che l'aria aspirata viene notevolmente accelerata in una o più giranti. L'energia cinetica che essa accumula viene successivamente trasformata in energia di pressione in un diffusore posto sul lato mandata di ogni stadio. Vengono di solito impiegati per portate molto elevate, superiori ai 500 m3/min e per una pressione di esercizio intorno a 7 daN/cm2 (risultando in tale campo di impiego economici).

Le principali caratteristiche dei compressori sono: la portata o resa di aria, la pressione di esercizio ed il consumo specifico.

La portata, o resa d'aria libera, viene misurata in volumi erogati di aria libera, ossia in quantità di aria erogata, riportata alla pressione ed alla temperatura esistente all'aspirazione. Per portata inferiore ad 1 m3/min viene fornito lo «spostamento volumetrico» che è costituito dalla cilindrata del cilindro a bassa pressione moltiplicato per il numero di giri; si ricordi comunque che in genere questo dato si differenzia dalla

Figura 2.7 - Schema di funzionamento di un compressore alternativo ad un solo cilindro (1=valvola di aspirazione , 2=valvola di mandata).

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resa d'aria di circa il 30% per i compressori bistadio e di circa il 50% per quelli monostadio.

La pressione di esercizio viene indica di solito la pressione relativa, che si misura in daN/cm2. In base alla pressione di esercizio i compressori si dividono in:

- compressori per basse pressioni: fino a 4,5 daN/cm2; - compressori per medie pressioni: 4,5÷10 daN/cm2, - compressori per alte pressioni: oltre i 10 daN/cm2. Il consumo specifico di energia è espresso in HP per m3/min d'aria libera prodotta; un

consumo di 7 HP m3/min è da ritenersi molto basso (il consumo di energia è minore nei compressori con refrigerazione ad acqua mentre i compressori raffreddati ad aria hanno un consumo di solito maggiore del 3÷5%) . In genere il consumo di un compressore bistadio è sensibilmente minore di quello di un compressore monostadio.

Nella maggioranza dei casi il fabbisogno di aria compressa è costante, per cui è necessario che il compressore sia dotato di un meccanismo in grado di regolare la mandata.

Nei compressori volumetrici alternativi ciò si può ottenere nei seguenti modi: a) mediante avviamento ed arresto automatico provocato da pressostati se le

variazioni di pressione sono frequenti, questo sistema può dar luogo a notevole logorio delle apparecchiature per un eccesso di avviamenti (è impiegato per portate molto piccole, minori di 1 m3/min) ;

b) mediante apertura delle valvole durante la fase di compressione: l'aria in tal caso entra ed esce dai pistoni senza essere compressa ed il compressore marcia a vuoto; il consumo di energia in tal caso si riduce al 10÷15% di quanto richiesto nel funzionamento a pieno carico. Nei compressori alternativi a doppio effetto può essere utilizzata la «messa a vuoto a tre gradini», in cui possono essere lasciate aperte le valvole al di sopra o al di sotto dei pistoni o separatamente. In questo modo il compressore può funzionare a pieno carico, a mezzo carico ed a vuoto. La regolazione mediante valvole è comandata automaticamente da variazioni di pressione nel serbatoio, è un metodo sicuro e semplice, e riduce al minimo le perdite di carico, di contro presenta l'inconveniente di un certo dispendio di energia nei lunghi periodi di funzionamento a vuoto;

c) mediante regolatore automatico, che provvede ad arrestare automaticamente il compressore dopo un certo periodo di tempo di funzionamento a vuoto, periodo che può essere stabilito in rapporto alle caratteristiche dell'impianto. Questo sistema riunisce i vantaggi della regolazione con avviamento e arresto automatico a quelli della regolazione mediante valvole.

Nei compressori volumetrici a vite la regolazione si effettua chiudendo la luce di aspirazione e chiudendo la luce di mandata: sulla tubazione di mandata viene montata una valvola di non ritorno per isolare la camera dei rotori durante il funzionamento a vuoto.

Nei compressori aerodinamici infine la regolazione viene di solito effettuata chiudendo la luce di aspirazione sino al 75% delle sue capacità: per regolazioni più raffinate sono necessari meccanismi più complicati quali palette regolabili, ecc.

Il raffreddamento è necessario per eliminare in modo economico il calore che si produce durante la compressione dell'aria ed a causa degli attriti presenti negli organi in movimento. Esso viene realizzato durante i vari stadi di compressione nei refrigeratori intermedi, ed alla fine della compressione nel refrigeratore finale. Il raffreddamento può essere ad aria o ad acqua. Il primo sistema viene impiegato nel cast di piccole portate e per unità mobili: può essere realizzato per dispersione naturale, dotando le camere di

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compressione di alette per aumentare la dispersione radiante, ovvero per ventilazione. Il raffreddamento ad acqua può essere, in rapporto alla disponibilità di acqua, a ciclo aperto, se l'acqua che esce dal compressore non viene utilizzata; a ciclo semichiuso, se l'acqua uscente dal compressore viene fatta raffreddare per caduta a pioggia in una vasca di raffreddamento e quindi convogliata mediante una pompa nuovamente nel circuito; a ciclo chiuso se l'acqua circolante in circuito chiuso viene raffreddata mediante un radiatore su cui soffia aria spinta da un ventilatore

Un impianto di produzione di aria compressa deve essere dotato sempre di un refrigeratore d'uscita che ha la funzione di abbassare la temperatura dell'aria compressa fino ad un valore prossimo a quello della rete di utilizzazione, e favorire in tal modo la condensa del vapore d'acqua presente nell'aria (vedi Figura 2.9).

La presenza di condensa nella rete di distribuzione può infatti provocare gravi inconvenienti nelle condutture, nelle macchine utilizzatrici ed in alcuni casi di impiego, quali verniciatura, trasporti di materiali in polvere, ecc. I refrigeratori di uscita sono generalmente raffreddati ad acqua e sono costituiti da un fascio tubiero l'acqua scorre all'esterno od all'interno dei tubi, mentre l'aria scorre ovviamente nella sede opposta. Spesso, per aumentare la superficie di raffreddamento, i tubi sono muniti di alette. A1 refrigeratore finale è sempre unito un separatore di condensa, le cui vaschette possono essere espurgate manualmente o automaticamente.

In impianti di piccola portata il raffreddamento del refrigeratore finale può realizzarsi mediante circolazione d'aria, talvolta forzata dalla presenza di ventilatori. I serbatoi d’aria hanno la funzione di mantenere regolare la mandata d'aria compressa alla rete al variare della richiesta da parte delle macchine utilizzatrici, nonché di migliorare il raffreddamento e di raccogliere eventuali condense residue. Il proporzionamento della capacità del serbatoio dipende fondamentalmente dalla portata e dal sistema di regolazione del compressore, nonché dalla variazione nel tempo della quantità d'aria compressa assorbita dall'impianto di utilizzazione (vedi Figura 2.9)

Figura 2.9 - Schema di un impianto fisso di produzione di aria compressa: 1) compressore, 2) refrigeratore d'uscita, 3) serbatoio dell'aria, 4) tubazione di mandata, 5) tubo aria di regolazione, 6) regolatore per funziona mento automatico, 7) interruttore del motore, 8) cavo del motore.

Per pressioni di lavoro inferiori a 9 daN/cm2, in condizioni normali di consumo d'aria, la capacità del serbatoio deve essere pari ad 1/10 della portata volumetrica del compressore al minuto primo, se la regolazione avviene mediante apertura automatica delle valvole per differenza tra pressione di messa a voto e pressione sotto carico di 0,4

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daN/cm2. Se il compressore è dotato di avviamento ed arresto automatico, il serbatoio deve avere capacità maggiore, pari almeno alla portata al minuto primo del compressore, per evitare un eccessivo logorio del motore. Questi valori della capacità dovranno essere opportunamente aumentati se la richiesta di aria dell'impianto è particolarmente irregolare, come p. es.. accade in impianti con pochi punti di utilizzazione.

Il progetto, la costruzione e l'ispezione dei serbatoi ad aria compressa, sono soggetti ad apposita normativa: in Italia essa era regolata dall'Associazione Nazionale per il Controllo della Combustione. Il serbatoio dovrebbe sempre essere installato all'esterno dei fabbricati, al riparo da insolazione diretta, con fondazioni rigide in calcestruzzo.

Il calcolo del diversi rami della rete richiede preliminarmente la determinazione del consumo nei diversi punti di prelievo, in funzione dell'assorbimento delle diverse macchine utilizzatrici, e del fattore di utilizzazione delle diverse apparecchiature. È buona norma, per le reti permanenti, che la caduta di pressione dovuta ai tubi ed alle valvole, ai raccordi ed agli accessori non sia superiore ai 0,3 daN/cm2. La formula cui si fa riferimento generalmente è:

pdLQp

⋅⋅⋅=∆ 5

85.1

008.0

dove ∆p è la caduta di pressione nei tubi [daN/cm2], Q è portata d'aria [m3/min ], L è lunghezza della tubazione [m], d è il diametro interno delle condotte [pollici]; p è pressione iniziale [daN/cm2]. L'applicazione della formula può essere effettuata con l'ausilio della tab. 2.V; il valore

di L deve essere aumentato per la presenza di giunti, valvole, ecc. secondo quanto indicato nella stessa tabella.

Tabella 2.4: Perdite di carico per ogni 100 m di tubazione diritta in acciaio con aria a 7 daN/cm2.

Aria a pressione atmosferica

Diametro del tubo (mm)

m3/h m3/min 25 30 35 40 45 50 60 70 80 90 100 125 150 60 1 0,12 0,045 0,02 0,01 - - - - - - - - - 100 1,66 0,30 0,12 0,05 0,03 0,015 0,008 - - - - - - - 200 3,33 1,0 0,40 0,20 0,10 0,055 0,03 0,013 - - - - - - 300 5,0 2,0 0,90 0,40 0,20 0,11 0,07 0,028 0,013 - - - - - 400 6,66 - 0,50 0,70 0,35 0,20 0,11 0,048 0,020 0,010 - - - - 500 8,33 - - 1,0 0,55 0,30 0,18 0,07 0,032 0,018 0,01 - - - 600 10,0 - - 1,40 0,75 0,40 0,25 0,10 0,045 0,022 0,014 - - - 700 11,66 - - 1,90 1,0 0,50 0,32 0,13 0,060 0,030 0,018 0,010 - - 800 13,33 - - - 1,25 0,70 . 0,40 0,17 0,070 0,040 0,023 0,013 - - 900 15,0 - - - 1,50 0,85 0,50 0,20 0,082 0,050 0,028 0,016 - - 1000 16,66 - - - 1,90 1,0 0,60 0,25 0,10 0,060 0,033 0,020 0,007 - 1500 23,50 - - - - 2,0 1,40 0,50 0,25 0,13 0,070 0,040 0,013 - 2000 33,30 - - - - - 2,0 0,85 0,40 0,20 0,105 0,070 0,020 0,008 2500 41,6 - - - - - - 1,40 0,60 0,30 0,18 0,10 0,032 0,013 3000 3500

50,0 58,0

- -

- -

- -

- -

- -

- -

2,0 -

0,90 1,20

0,41 0,60

0,25 0,33

0,15 0,20

0,087 0,060

0,020 0,026

4000 4500

66,6 75,0

- -

- -

- -

- -

- -

- -

- -

1,50 1,80

0,80 1,0

0,41 0,53

0,25 0,30

0,080 0,10

0,030 0,040

Legenda: Le cifre all'interno delle linee in grassetto corrispondono alle utilizzazioni consigliabili. La perdita di carico per una pressione diversa da 7 daN/cm2 è approssimativamente quella fornita dalla tabella moltiplicata per il rapporto della pressione corrispondente a 7 daN/ cm2. Lunghezze equivalente in metri di tubazione: valvola=16 m; curva a 90°=5 m; curva a 30°=3 m.

3 LE MACCHINE

3.1 LE MACCHINE PER IL TRASPORTO E SOLLEVAMENTO

3.1.1 Le macchine per il trasporto su gomma I trasporti che interessano gli scambi di materiali e attrezzature con l’esterno

avvengono attraverso mezzi gommati adatti al trasporto su strada: autocarri, autotreni ed autoarticolati. I veicoli autorizzati alla circolazione devono rispettare le prescrizioni contenute nel “Nuovo Codice della Strada” (D.L.vo n. 285 del 1992 e D.P.R. n.495 del 1992 e successive modificazioni ed integrazioni), sinteticamente riassunte nel quadro di Tabella 3.1.

Tabella 3.1: Caratteristiche dei veicoli pesanti per il trasporto su strada.

TIPO DI VEICOLO Massa Totale [q] LUNGHEZZA MAX [m] 1) autoveicolo isolato a 2 assi 180 12,00 2) autobus urbano o suburbano a 2 assi 190 12,00 3) autoveicolo isolato a 3 e più assi 240 12,00 4) autotreno a 3 assi (2 su motr.+1 su rim.) 240 18,00 5) autotreno a 4 assi (3+1) 300 18,00 6) autotreno a 4 assi (2+2) 400 18,00 7) autotreno a 5 assi (3+2) 440 18,00 8) autotreno a 5 assi (2+3) 432 18,00 9) autotreno con più di 5 assi (3+ ) 440 18,00 10) autoarticolato a 3 assi (2+1) 300 15,50 11) “ a 4 assi (3+1) 360 15,50 12) “ a 4 assi (2+2) 400 15,50 13) “ a 5 assi (3+2) 440 15,50 14) “ a 5 assi (2+3) 432 15,50 15) “ con più di 5 assi (3+ … ) 440 15,50

Gli autocarri (vedi Figura 3.1), i quali possono essere dotati di cassone ribaltabile, si

distinguono in autocarri leggeri (massa a pieno carico fino a 3,5 t), medi (massa 3,5÷10 t) e pesanti (10÷50 t), in essi la tara costituisce circa il 35÷40% della massa totale (vedi caratteristiche riportate in Tabella 3.2).

Figura 3.1 - Autocarro

Le Macchine

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21

Tabella 3.2: Dati caratteristici degli autocarri. Portata

utile Peso a pieno carico

Lunghezza Cassone F

Larghezza cassone G

Potenza Velocità max

Pendenza superabile

Dimensioni [m] Peso rimorchiabile

Peso totale

Pendenza superabile con

rimorchio [t] [t] [m] [m] (CV) [km/h] [%] L1 D1 H [t] [t] [%] 2,5 5,0 3,90 1,90 90 100 29 5,70 2,00 2,20 - - - 5,0 7,5 3,90 2,00 100 100 23 5,70 2,20 2,30 - - - 7,5 11,0 4,00 2,20 120 100 23 6,80 2,30 2,60 7,0 18,0 20 9,5 16,0 5,50 2,35 210 80 46 7,90 2,50 2,70 18,0 32,0 21 10,0 19,0 6,00 2,35 350 ;115 60 8,30 2,50 3,0 23,0 44,0 30

Gli autotreni sono veicoli adatti per il trasporto pesante su lunghe distanze, i rimorchi

usuali per il trasporto stradale hanno massa a pieno carico di 20÷25 t, tara 4,5÷6 t, e dimensioni del piano di carico 7,50÷8 per 2,50 m.

Gli autoarticolati, particolarmente adatti al trasporto di grossi carichi indivisibili, sono costituiti da un trattore dotato di ralla, sulla quale scarica parte del proprio peso un semirimorchio. I semirimorchi hanno massa complessiva a pieno carico fino a 30÷35 t, con tara di 4,5÷6,5 t, e dimensioni del piano di carico fino a 12,50x2,50 m. Altre caratteristiche degli autoarticolati sono :

− Rapporto di traino (peso rimorchio/peso motrice): 1,4, − Carico max per asse: 12 t, − Carico max per assi tandem (assi posti a distanza inferiore a 2 m) 19 t, − Rapporto minimo potenza peso: 8 CV/t.

Per i mezzi d'opera (veicoli industriali in servizio misto o fuori strada), muniti di permesso dell'ente proprietario della strada, è ammesso il peso a pieno carico (p.c.) di 33,0 t per i veicoli a 3 assi e di 56,0 t per gli autoarticolati (trattore a 3 assi, semirimorchio a 2 assi).

I dumpers sono veicoli espressamente realizzati per l'impiego in cantiere, le cui

caratteristiche generali sono (vedi Figura 3.2): particolare robustezza, cassone ribaltabile, trazione integrale, raggio di curvatura ridotto, pneumatici a bassa pressione ed a sezione larga (adatti per terreni con scarsa capacità portante). I tipi con minore portata sono talvolta dotati di guida reversibile, possono cioè marciare indifferentemente nei due sensi, essendo la trasmissione dotata di invertitore ed il posto guida girevole a 180°. I dumpers si distinguono in: leggeri, con portata 1÷3 m3, medi, con portata fino a 15 m3, e pesanti, con portata fino a 25÷30 m3 (vedi caratteristiche in Tabella 3.3). I dumpers leggeri e medi possono generalmente circolare anche su strade ordinarie, mentre quelli pesanti possono circolare solo nell'ambito del cantiere.

Figura 3.2 - Dumpers

Le Macchine

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Tabella 3.3: Dati caratteristici dei dumpers. Portata

utile Peso a pieno carico

Lunghezza Cassone F

Larghezza cassone G

Volume cassone Potenza Velocità Max [km/h] Pendenza superabile

Dimensioni [m]

[t] [t] [m] [m] raso colmo (CV) avanti indietro [%] L l h

5,0 8,5 2,70 2,20 3,0 3,5 65 25,0 25,0 45 4,80 2,10 2,05 10,0 19,0 3,80 2,50 6,0 7,6 175 50,0 50,0 45 5,80 2,50 2,80 15,0 26,0 5,00 2,50 9,0 10,5 265 65,0 8,0 35 7,30 2,50 3,00 20,0 35,0 4,70 2,90 10,0 12,5 275 52,0 6,5 33 7,20 2,90 3,10 35,0 62,0 3,90 3,70 19,0 23,0 440 57,0 13,0 30 8,05 3,70 3,50 50,0 88,0 6,00 4,35 25,0 33,0 635 56,0 7,5 30 9,40 4,35 4,15

3.1.2 I trasporti su rotaia Le ferrovie a scartamento ridotto per cantiere sono adatte a lavori di lunga durata,

con notevoli movimenti di materiali (> 150 m3/ora) e notevoli distanze di trasporto (> 5 km).

Presentano l'inconveniente di richiedere una propria sede fissa, con modeste pendenze (max.3÷5% consigliabili 1÷1,5%) e raggi di curvatura elevati (20 volte il passo dei veicoli); incontrano pertanto sempre minor favore.

L'armamento è costituito da rotaie a fungo (4,5÷15 kg/m), lunghe generalmente 5,00 m, montate generalmente su traversine metalliche, facilmente collegabili con ganasce e bulloni e scartamento 400÷600÷750 mm.

La trazione viene effettuata con: locomotori Diesel, adatti per lavori all'aperto o in galleria con efficiente ventilazione (potenza 10÷250 CV, velocità 10÷25 km/ora, peso 2÷35 t); locomotori elettrici a batteria, adatti per lavori in galleria (potenza 10÷40 CV, velocità 10÷15 km/ora, autonomia 15÷20 km); locomotori ad aria compressa in bombole, ove si temano presenze di gas esplosivi (potenza 10÷50 CV, peso 4÷11 t, velocità 5÷10 km/ora, pressione bombole 200 atm).

I vagoncini hanno capacità da 0,75 a 3,5 m3; il cui scarico avviene o attraverso ribaltamento del cassone o mediante un fondo a tramoggia.

3.1.3 I trasportatori continui I trasportatori continui di più largo impiego nei cantieri sono: a nastro di gomma, a

piastra, a cassetta, a coclea. Qualora vengano impiegati per il rifornimento di altre macchine, i trasportatori continui vengono denominati alimentatori.

Il trasportatore a nastro, adottato per il trasporto di materiali sciolti, è costituito dai seguenti elementi (vedi Figura 3.3):

- Il nastro, costituito da una o più tele (di cotone, canapa, nylon, acciaio) ricoperte di neoprene, avente larghezza da 40 a 200 cm, la cui tensione nel ramo carico si pone pari a (la tensione nel ramo scarico è pari a t/1.5 ÷ t/2.5):

flqt

⋅⋅=

8

2

dove q è il carico per metro lineare, l è l’interasse fra i rulli, f è la freccia, che non deve essere superiore a l/30;

- I rulli, o galoppini folli sul loro asse, che sostengono il nastro ad intervalli regolari (sul lato carico 40÷50 cm con nastri piatti e 1÷1,5 m con nastri concavi, sul lato scarico 2,5÷5 m), i quali vengono montati a gruppi di tre, secondo una poligonale, per conferire al nastro una concavità che impedisce al materiale trasportato di sfuggire lateralmente;

- Il motore, la cui potenza si assume generalmente pari a:

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P=Q*h / (3.6*102)+0.05*l [kW] dove Q è la portata oraria, h il dislivello, l è la lunghezza;

- il tenditore a contrappeso per gli impianti maggiori ed a vite per gli altri; - I dispositivi di carico e scarico: i primi guidano il materiale caricato evitando urti

ed abrasioni del nastro, i secondi raccolgono e convogliano il materiale che si distacca dal tamburo di estremità per effetto combinato dell'accelerazione centrifuga e della gravità.

La velocità del nastro varia da 0,5 a 3 m/s; la portata è espressa da: Q=γ*V* (0.9*B-0.05)2

in cui B è la larghezza del nastro, V la velocità, γ il peso specifico. L'inclinazione varia con la natura del materiale trasportato; in particolare non deve

superare i seguenti valori (per pezzature maggiori si possono adottare pendenze maggiori):

Calce in polvere 22° Calcestruzzo 15° Cemento in polvere 22° Ghiaia di cava 18° Ghiaia vagliata 15° Sabbia umida 20° Sabbia asciutta 15° Terra comune 18°

Figura 3.3 - Schema di trasportatore con nastro in gomma

I trasportatori a piastra sono utilizzati per il trasporto di materiali in grossi blocchi,

oppure abrasivi, o caldi (fino a 200°C e oltre), e trovano frequente impiego come alimentatori per i frantoi primari. Tali trasportatori sono costituiti da un tappeto, formato da piastre metalliche collegate mediante cerniere mobili, poggianti su rulli portati da un robusto telaio metallico (vedi Figura 3.4). La loro lunghezza giunge fino a 60 m, la velocità di trasporto è compresa tra 0,25 e 0,50 m/s, e la portata può raggiungere 3000 t/ora (con piastre ad alveoli o a tazze si possono superare pendenze di 30°).

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Figura 3.4 - Trasportatore a piastre Gli elevatori a tazze sono impiegati per il trasporto verticale, o con forti pendenze, di

materiali sciolti (ghiaia, pietrisco, sabbia). Sono costituiti da tazze metalliche, aventi capacità da 10 a 150 dm3, disposte ad intervalli regolari (0,5÷1,2 m) su due catene chiuse ad anello, che si avvolgono alla testata superiore sulle pulegge motrici ed alla testata inferiore sulle pulegge tenditrici (vedi Figura 3.5). Indicazioni circa il rapporto tra portata oraria, volume delle tazze e potenza impiegata, per un dislivello di 10m, sono contenute nel quadro di Tabella 3.4.

Tabella 3.4: Potenza impegnata in funzione della portata oraria e del volume delle tazze.

Q [t/h] V [dm3] P (CV) 50 3,5 5,5 100 7,5 7,0 150 13 8,0 250 24 14,0 350 35 20,0

Figura 3.5 - Schemi di elevatori a tazze

I trasportatori a coclea sono impiegati prevalentemente per il trasporto di materiale in

polvere (cemento), in quanto ne impediscono lo spandimento, ed in apparecchi per il lavaggio degli inerti ed il mescolamento delle malte (vedi Figura 3.6). I trasportatori a coclea sono costituiti da un albero con avvolta un'elica metallica (talvolta l'elica è sostituita da pale elicoidali disposte ad intervalli), che gira in un tubo metallico chiuso (trasporto materiale in polvere) o in un canale aperto (lavatrici, mescolatrici). Il passo dell'elica è pari generalmente a 0,6÷0,8 d, e la portata oraria è data da:

604

2

⋅⋅⋅⋅⋅= npdQ γπµ

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dove µ è il coefficiente di riempimento (µ ≈ 0,5), d il diametro del tubo, p il passo, γ il peso specifico del materiale, n il numero dei giri al minuto.

La potenza per una lunghezza l è data da: N=0,004 (A*n+B*Q) * l.

Il coefficiente A dipende dal tipo di cuscinetti sui quali è montato l'albero e dal diametro della coclea (con cuscinetti a sfere, A=0,012÷0,230 per coclee di diametro 100÷600 mm), il coefficiente B dal materiale trasportato (per cemento in polvere, γ=1,3 t / m3, B=2.8). I trasportatori vengono impiegati per pendenze fino a 45° .

Figura 3.6 - Trasportatori a coclea

3.1.4 I trasportatori funicolari Gli impianti funicolari sono così definiti perché il moto dei veicoli avviene per mezzo di

funi, essi si distinguono in: funicolari terrestri, in cui i vagoni si muovono su rotaie poggiate al suolo, e funicolari aeree, in cui i carichi viaggiano sospesi a carrelli mobili su funi. Le funi sono costituite da fili di acciaio ad alta resistenza (σr > 120 daN / mm2); il carico di rottura è pari alla somma dei carichi di rottura dei singoli fili di cui è costituita moltiplicato per un coefficiente di cordatura variabile a seconda dei tipi da 0,80 a 0,92. Il carico ammissibile delle funi dipende dal coefficiente di sicurezza che è variabile nelle diverse utilizzazioni (negli argani 4÷6; nelle teleferiche 3÷5 per le funi portanti e 4÷5 per le traenti, negli impianti monofune 4,5÷5,5; negli apparecchi di sollevamento 5÷8, e negli ascensori 12). Le funi si suddividono in funzione della loro formazione (vedi Figura 3.7): spiroidali aperte, spiroidali semichiuse, spiroidali di trefoli ad Ercole, piane parallele, piane crociate, ecc.. Generalmente le funi spiroidali vengono adoperate come portanti, tiranti e controventi nelle teleferiche; le funi piane vengono usate per avvolgimenti su pulegge o tamburi di argani.

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Figura 3.7 - Tipi di funi: a) spiroidale; b) semichiusa; c) chiusa a fili grossi; d) chiusa a fili fini; e) fune Ercole; f) fune a 6 x 7 fili ad anima tessile; g) fune Seale; h) fune Warrington; i) fune Scale a 6x(1+9+9) fili; l) fune Filler.

I piani inclinati sono costituiti da ferrovie da cantiere, a scartamento ridotto, su

tracciati ad elevata pendenza ad andamento generalmente rettilineo, in cui i vagoncini vengono trascinati da cavi. Si realizzano piani inclinati a doppio binario ed a semplice binario, con tratto centrale a doppio binario per l'incrocio dei vagoncini. I binari possono essere posati su massicciata fino a pendenze del 35%; per pendenze maggiori occorrono blocchi di ancoraggio in muratura o calcestruzzo. II treno di vagoncini in ascesa e quello in discesa sono collegati da un unico cavo; in tal modo il treno scarico fa da contrappeso al treno carico. II cavo è messo in movimento da un argano situato nella stazione di monte: qualora il trasporto avvenga dall'alto verso il basso, i vagonetti in discesa, più pesanti, trascinano i vagoncini in salita, e l'impianto funziona con minimo consumo di energia. Il carico utile può giungere a 20 t per convoglio, con una velocità di 4 km/h ed un trasporto orario di 20÷40 t/km.Sulle pendenze elevate, per evitare il rovesciamento del carico, i vagoncini vengono caricati su appositi carrelli zoppi; la potenzialità si riduce a 5 t/km.

Le teleferiche sono impiegate per i trasporti in zone accidentate e si distinguono in teleferiche alternative e teleferiche continue. La teleferica alternativa è costituita da due funi portanti, su ciascuna delle quali si muove un vagonetto; i vagonetti sono collegati da un cavo traente, dotato di moto alternativo. La capacità oraria delle teleferiche alternative, con benne da 2 t e velocità di esercizio da 10 a 30 km/h (rispettivamente per teleferiche con o senza piloni intermedi), varia da 10 a 20 t/km. Le teleferiche continue si distinguono in monofuni e trifuni. Le teleferiche monofuni sono dotate di un unico cavo, che svolge le funzioni di portante e di traente, e si muove sempre nello stesso verso, portando ad intervalli regolari i vagonetti. Nelle stazioni di estremità i vagonetti vengono sganciati per effettuare le operazioni di carico e di scarico; a tale scopo il carrello è dotato di due pulegge e di una pinza: all'arrivo le due pulegge montano su una rotaia accostata al cavo, determinando lo sganciamento della pinza; alla partenza avviene l'aggancio. Le teleferiche continue trifuni sono dotate di due funi portanti fisse, e di un cavo traente dotato di moto continuo. Le modalità per l'aggancio e lo sgancio dei vagonetti e la potenzialità dell'impianto sono le stesse delle teleferiche monofuni. Il motore, che pone in moto il cavo traente per mezzo di una puleggia di rinvio, ed i freni, che agiscono su una corona solidale alla puleggia, vengono collocati nella stazione di monte, perché essendo maggiore la tensione dei cavi, è maggiore anche l'aderenza cavo-puleggia. I contrappesi, che hanno la funzione di mantenere la tensione nei cavi invariata al variare della posizione del carico, riducendone la deformazione, vengono invece collocati sulla stazione di valle.

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I Blondins sono particolari teleferiche, adatte al trasporto di carichi elevati; vengono impiegati soprattutto nella costruzione di dighe e ponti. Essi sono costituiti: dalle funi, dal carrello, dalle torri, e dagli argani (vedi Figura 3.8). Il cavo portante sostiene il carrello ed i carichi ad esso sospesi, esso può essere ancorato ad entrambe le estremità, oppure dotato ad una di contrappeso (spesso nei blondins a torri fisse o oscillanti, dopo avere toccato l'estremità della torre il cavo portante viene ancorato al suolo e funziona come controvento). Il cavo traente ha le due estremità collegate al carrello, in una torre scorre sull'argano, che ne comanda gli spostamenti, sull'altra è teso da una carrucola dotata di contrappeso. Il cavo sollevante comanda gli spostamenti verticali del carico, esso ha un’estremità fissa e l'altra si avvolge sull'argano di sollevamento (per la particolare configurazione del cavo sollevante il carico non può subire spostamenti verticali durante lo spostamento del carrello). II carrello è munito di più ruote, opportunamente articolate per ridurre la pressione specifica ed il momento flettente sul cavo portante. Particolari staffe, dette cavalieri, distribuite dal carrello ad intervalli regolari, impediscono ai cavi di sovrapporsi.

Figura 3.8 - Schema di Blondin: a) con argano semplice, b) con argano doppio

I blondins a torri fisse (vedi Figura 3.9) servono solo la linea tra le due torri, i

blondins a torri oscillanti servono una superficie rettangolare ristretta, i blondins radiali (vedi Figura 3.9), con una torre fissa e l'altra mobile su rotaie, servono una superficie a forma di settore circolare, mentre i blondins con entrambe le torri mobili su rotaie possono servire un'ampia superficie rettangolare. Le torri dei blondins, fisse od oscillanti, sono costituite sostanzialmente da un puntone a travatura reticolare dotato di controventi, mentre le torri mobili sono strutture più complesse a forma di piramide triangolare con uno spigolo verticale. I blondins hanno luci fino a 1000 m, altezza delle torri fino a 60, velocità di sollevamento 1÷2 m/s, velocità di traslazione di 4 m/s e velocità d'inclinazione delle torri di 3 m/sec.

Figura 3.9 - Rappresentazione schematica di blondins: a) a torri fisse, b) radiale

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3.1.5 Apparecchiature per il sollevamento Le apparecchiature per il sollevamento più diffusamente impiegate in cantiere sono:

argani, paranchi, martinetti, e gru. Gli argani sono macchine atte ad esercitare sforzi di trazione mediante funi o catene,

e costituiscono un elemento indispensabile per il funzionamento di gru, blondins, teleferiche, ecc.. Sono costituiti da un tamburo sul quale si avvolge la fune (per catene calibrate si adottano tamburi alveolati) che viene fatto ruotare mediante ingranaggi di riduzione da un motore elettrico, o a combustione interna (raramente e solo per lavori occasionali vengono realizzati argani ad azionamento manuale). Gli argani sono dotati di freno, generalmente a nastro di acciaio o a dischi di frizione, e di nottolino di arresto di sicurezza. Gli argani elettrici hanno portate da 0,5 a 6 t, velocità della fune 0,5÷2 m/s, potenza 5÷200 CV e peso pari circa 0,5÷10 t.

I paranchi sono semplici apparecchi, atti al sollevamento verticale di carichi o ad esercitare tiri orizzontali di limitata entità. Si distinguono in:

− Paranchi a taglia, costituiti da due bozzelli sui quali si avvolge una fune tirata da un argano o a mano (carico sollevabile 0,1÷1,5 t con funi di canapa, 2÷50 t con funi di acciaio);

− Paranchi a vite senza fine, dotati di una catena che si avvolge su di una ruota ad alveoli fatta ruotare, a mano o da un motore elettrico, mediante una riduzione a viti senza fine, che impedisce lo svolgimento accidentale della catena.

Vengono generalmente montati su carrelli mobili su travi a doppio T (paranchi scorrevoli, portata 1÷ 20 t).

I martinetti sono macchine atte a sollevare per distanze brevi carichi anche elevatissimi; essi si dividono in (vedi Tabella 3.5):

− Martinetti idraulici, comandati da una pompa a comando manuale-elettrico (portata fino a 300 t);

− Martinetti meccanici, dotati di un'asta a cremagliera sollevata da una manovella mediante ingranaggi riduttori (portata fino a 20 t).

Tabella 3.5: Quadro sinottico delle caratteristiche di martinetti idraulici

Corsa breve Corsa lunga Portata corsa diametro pressione velocità Peso corsa diametro pressione velocità Peso

[kg] [mm] [mm] [daN/cm2] [mm/s] [kg] [mm] [mm] [daN/cm2] [mm/s] [kg] 6000 160 55 300 2,30 25 250 60 215 1,70 45 10000 160 60 420 1,60 30 300 60 355 1,70 50 20000 160 85 360 1,20 45 300 80 400 1,25 70 35000 160 100 450 0,75 55 300 103 425 0,75 115 50000 160 125 410 0,50 80 300 125 410 0,50 155 100000 160 180 395 0,30 150 250 180 400 0,35 325 200000 160 250 410 0,12 335 - - - - - 300000 X60 300 425 0,09 575 - - - - -

La categoria delle gru comprende una serie di macchine di caratteristiche talvolta molto diverse.

La Gru a torre effettua operazioni di sollevamento e trasporto, servendo una vasta area, attraverso la combinazione di 4 movimenti fondamentali (vedi Figura 3.10):

− traslazione della base, mobile su rotaie (20÷30 m/min), − rotazione del braccio (0.3÷ 1 giro/min), − traslazione del carrello (10÷ 40 m/min),

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− sollevamento del gancio (3 ÷90 m/min). La gru a torre è costituita dai seguenti elementi principali: La base, convenientemente zavorrata, fissa o mobile su rotaie (applicate su traversine metalliche o di legno, poste su massicciata in pietrisco o inglobate in un solettone in cls che va dimensionato in funzione del carico per ruota o carrello fino a 50=60 t); La torre, composta da elementi a struttura generalmente reticolare, può raggiungere giungere fino a 200 m, se di altezza superiore a 40÷50 viene ancorata al suolo o all'edificio (l'ancoraggio va ripetuto ogni 15÷20 m) ; Il braccio, su cui scorre il carrello che porta il gancio di sollevamento, è girevole sulla sommità della torre ed è dotato di controbraccio zavorrato.

Alcune gru sono dotate di braccio ad inclinazione variabile, che consente di aumentare l'altezza di sollevamento.

Figura 3.10 - Gru a torre

La stabilità della gru a torre deve essere garantita: - in esercizio, e con pressione del vento di 30 daN/m2 (coefficiente di sicurezza 1,5); - a vuoto e con pressione del vento di 100 daN / m2 (coefficiente di sicurezza 1,2). Se la velocità del vento diviene eccessiva, la gru deve essere ancorata alla via di corsa

per mezzo delle tenaglie di ammaraggio di cui è provvista, ed eventualmente al suolo o alla costruzione per mezzo di funi di acciaio di controvento.

Dati caratteristici della gru sono: il carico massimo sollevabile, lo sbraccio massimo, il momento nominale (prodotto dallo sbraccio massimo per il carico sollevabile all'estremità del braccio), e l'altezza di sollevamento (vedi Tabella 3.6).

Il diagramma di utilizzazione di una gru fornisce in genere l'entità del carico massimo sollevabile con un dato valore dello sbraccio (fig. 3.13): esso è

Figura 3.11 - Diagramma di utilizzazione per una gru a torre con massimo carico al gancio di 8000 kg e massimo sbraccio di 36 m.

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costituito da un tratto orizzontale, pari al massimo carico sollevabile e da un ramo di iperbole (essendo il prodotto P*d costante).

Tabella 3.6: Caratteristiche medie delle gru a torre

Caric

o m

assim

o

Caric

o all

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ento

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Tipo

[t] [t] [m] [m] [m/min] [m/min] [giri/min] [m/min] [t] [t] [kW] [t] [m] [m] 2 1 30 30 25÷20 30 0,8 25 I 36 4 20 16 70 3,20x3,20 telescopica 2 1 35 35 25÷50 35 0,8 25 30 4 20 20 70 3,80 x 3,80 “ 3 1 40 40 30÷60 35 0,8 25 35 5 30 23 100 3,80 x 3,80 “ 8 1,5 45 45 15÷60 25÷50 0,8 25 40 8 60 60 200 4,50x4,50 „ 10 2,0 50 50 15÷60 35 0,7 25 - - 65 - 200 - „ 30 6,5 70 50 2÷30 10÷40 0,6 25 - - 140 126 - 8,00x8,00 „ 0,4 0,3 10 10 25 25 1,0 25 3 0 5 2 - 2,20x2,60 a mont. rapido1 0,6 20 20 15÷30 25 1,0 25 10 0 8 9 - 3,00x3,50 “ 4 1,2 25 30 3÷50 35 1,0 $0 16 0 25 18 - 3,80x3,80 “

Con riferimento alle modalità di montaggio le gru a torre si distinguono in: − Gru a montaggio telescopico nelle quali viene montato inizialmente sulla

piattaforma il primo segmento della torre, entro cui scorre l'elemento telescopico che porta il braccio ed il controbraccio zavorrato, successivamente viene effettuato il sollevamento dell'elemento telescopico per mezzo di un martinetto idraulico, o di un argano, e viene montato il secondo segmento della torre, e così via.

− Gru a montaggio rapido, facilmente trasferibili e adatte per altezze e carichi modesti, sono costituite da una base, mobile su rimorchio gommato in fase di trasferimento e zavorrata e fissa su stabilizzatori o mobile su rotaie in fase di lavoro, e da una torre e da un braccio ripiegabili o telescopici (vedi Figura 3.12). Le gru a montaggio rapido sono generalmente del tipo a torre girevole con bracci fissi o sollevabili.

Figura 3.12 - Gru a torre a montaggio rapido

Le Gru a portale sono costituite da un telaio a portale, fisso oppure mobile su rotaie,

dove sul traverso scorre un carrello dotato di paranco; esse sono realizzate per altezze

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da 4 a 6 m e portate fino a 15 t, e vengono impiegate per il carico e lo scarico di autotreni.

Le Gru derrick sono caratterizzate da notevoli portate (12÷15 t costante con lo sbrac-cio), altezze di sollevamento (100 m) e sbracci (80 m); esse trovano impiego nella costruzione di dighe, specialmente ad arco, e di ponti (vedi Tabella 3.7).

Tabella 3.7: Dati caratteristici di alcune gru Derrick

Carico sollevabile

Altezza di sollevamento

sbraccio massimo

Velocità sollevamento

gancio

Velocità sollevamento

braccio

Velocità di rotazione braccio

Potenza elettrica

Peso Tipo

[t] [m] [m] [m/min] [m/min] [giri /min] [kW] [t] 6 60 50 25=60 0,4+0,7 0,5 170 27 a funi 6 30 50 » » 0,5 170 33 a triedro 6 70 60 » » 0,4 200 29 a funi 6 30 60 » » 0,4 200 37 a triedro 12 100 80 » » 0,3 350 84 a funi 12 45 80 » » 0,3 350 105 a triedro

Si distinguono in: − Derrick a funi, costituite da una torre centrale girevole per 360°, controventata

con funi di acciaio, che sostiene un braccio sollevabile, incernierato per un'estremità verso la base deva torre (vedi Figura 3.13 );

− Derrick a gambe fisse, o a triedro, il cui braccio è sostenuto da tre o quattro aste disposte a piramide (braccio e aste sono costituiti da elementi modulari, a struttura reticolare vedi Figura 3.13 ). La manovra del derrick avviene per mezzo di argani, che comandano le funi di

sollevamento e di rotazione del braccio, e di sollevamento del carico.

Figura 3.13 - Gru tipo derrick: a) a gambe fisse, b) a triedro

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Le autogru sono gru montate su autotelaio caratterizzate dai seguenti elementi

costitutivi (vedi Figura 3.14): − Autotelaio, derivato da autotelaio di autocarri o dumper, e progettato

appositamente a 2, 3, 4, 5 assi. − Torretta girevole a 360°, dotata di braccio telescopico in lamiera scatolata,

sollevabile ed estensibile mediante martinetti idraulici; all'estremità del braccio può essere collocata una prolunga (penna o Jib generalmente a struttura reticolare) che consente di aumentare l'altezza di sollevamento con carichi ridotti.

− Stabilizzatori, a comando meccanico o idraulico, posti in opera allorché l'autogru è in posizione di lavoro, per aumentare la base di appoggio; impiegando la macchina senza stabilizzatori, il carico sollevabile, il raggio e l'altezza di sollevamento risultano ridotti.

Caratteristiche dell'autogru sono: − il carico sollevabile; − l'altezza di sollevamento; − il raggio della zona che può essere servita.

Il carico sollevabile varia con l'altezza e l'inclinazione del braccio, dovendo essere garantita la stabilità al ribaltamento della macchina.

Le autogru si distinguono in: Autogru leggere con portata fino a 20 t, altezza di sollevamento 22÷5 m, raggio 18 m, dimensioni autotelaio (con gru ripiegata, in posizione di trasferimento) 8 x 2,50 x 4,00 m, e peso 25 t. Autogru medie con portata fino a 35 t, altezza di sollevamento 30÷5 m, raggio 24 m, dimensioni autotelaio 12,0 x 2,50 x 4,00 m, e peso 33 t. Autogrù pesanti con portata fino a 100 t; altezza di sollevamento 50÷10 m, raggio 30 m, dimensioni autotelaio 13,50 m per 2,50x4,00, e peso 50 t.

Figura 3.14 - Autogru con portata di 35 t.

3.2 LE MACCHINE PER LA PREPARAZIONE DEGLI INERTI Le macchine per la preparazione degli inerti producono inerti di pezzatura idonea ad

essere impiegati nel confezionamento di: misti granulari, misti cementati, conglomerati bituminosi e conglomerati cementizi.

Le operazioni consistono essenzialmente: nella frantumazione (primaria, secondaria, terziaria e macinazione); nella separazione del materiale per pezzatura (o vagliatura) e nel lavaggio.

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3.2.1 Le macchine per la frantumazione degli inerti La frantumazione viene generalmente effettuata in uno o più stadi, a seconda delle

dimensioni iniziali e finali dei materiali, adoperando per ciascuno stadio macchine di adeguate caratteristiche. In ogni stadio si ha una riduzione delle dimensioni degli elementi (il rapporto di riduzione = dfinale/diniziale che si ottiene in ogni stadio varia da 1:5 a 1:6). Gli elementi prodotti in ogni stadio vengono vagliati per separare gli elementi che non necessitano di ulteriore frantumazione da quelli di dimensioni maggiori che invece devono essere inviati agli stadi successivi.

Le macchine impiegate per la frantumazione sono soggette ad elevate sollecitazioni pertanto le parti più soggette ad usura vengono realizzate in acciai speciali (al manganese) e sono facilmente sostituibili. Le caratteristiche generali dei frantoi sono:

− le dimensioni della bocca d'ingresso, che limitano la grandezza dei blocchi che possono essere trattati dal frantoio;

− la produzione oraria, variabile con la dimensione degli inerti prodotti; − la potenza assorbita.

I frantoi primari, caratterizzati da bocche di ingresso di grosse dimensioni (fino a

1,5x2,0 m), ed elevate produzioni (fino a 1000 m3/ora), riducono il materiale a dimensioni di 150÷250 mm. Per la frantumazione primaria si impiegano:

− Frantoi a mascella a semplice ginocchiera (o a eccentrico diretto) costituiti da due piastre dentate (mascelle), l'una solidale all'incastellatura (mascella fissa), l'altra mossa ad un'estremità da un eccentrico e collegata all'incastellatura all'altra estremità per mezzo di un pendolo (ginocchiera) (le dimensioni degli inerti prodotti possono essere variate, avvicinando o allontanando le estremità inferiori delle mascelle vedi Tabella 3.8 );

− Frantoi a mascella a doppia ginocchiera differiscono dai precedenti perché la mascella mobile è incernierata superiormente ad un albero fisso, e l'albero eccentrico le imprime un moto oscillatorio attraverso un'articolazione costituita da una biella e due pendoli (impiegati prevalentemente per materiali particolarmente duri e abrasivi vedi Tabella 3.9).

− Frantoi giratori (a cono) costituiti da una mascella fissa, a forma di tronco di cono capovolto, entro cui ruota eccentricamente la mascella mobile, anche essa di forma tronco conica (la regolazione si ottiene spostando verticalmente la mascella mobile vedi Tabella 3.10).

− Frantoi ad urto costituiti da una camera frantumazione, con delle barre o martelli oscillanti, che contiene uno o due rotori (velocità 400÷1000 giri / min) con dei martelli , la frantumazione è provocata dagli urti contro i martelli e tra il materiale (la regolazione viene effettuata variando la velocità del rotore e la distanza tra le barre vedi Tabella 3.11).

I frantoi secondari riducono in graniglia e pietrischetto gli inerti di dimensione massima 150÷300 mm, provenienti da cave o dai frantoi primari. Per la frantumazione secondaria si impiegano frantoi a mascelle e ad una ginocchiera, ad urto, a cono, denominati granulatori.

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Tabella 3.8: Caratteristiche medie dei frantoi primari a mascella ed ad una ginocchiera.

Bocca di alimentazione

[mm]

Regolazione

[mm]

Produzione [m3 /h]

Giri

[n/min]

Potenza [CV]

Peso

[t]

Lunghezza

[m]

Larghezza

[m]

Altezza

[m]

Tipo di frantumazione

900x750 80÷200 100÷180 250 80÷100 18,5 3,15 1,95 2,55 primaria 1150x900 100÷300 160÷240 250 100÷120 30,0 3,50 2,25 3,00 “ 1250x1050 120÷300 180÷280 230 130÷150 44,5 4,35 2,65 3,30 “ 1400x1250 150÷330 220÷300 220 170÷200 74,0 4,90 2,95 3,80 “ 1850x1500 380÷600 380÷600 180 200÷300 136,0 5,50 3,50 4,30 “ 700x250 25÷60 10÷28 300 30÷35 4,0 1,90 1,55 1,35 secondaria 1000x300 30÷70 20÷50 300 10+50 7,5 2,25 2,10 1,65 “ 250x 100 6÷20 0,6÷2 2 450 4÷8 0,5 0,75 0,75 0,70 granul. 450x170 10÷30 5÷10 400 15÷20 2,0 1,15 1,15 1,20 “ 650x170 10÷40 7,5÷20 350 22÷35 3,5 1,40 1,45 1,40 “

Figura 3.15 - Schemi di frantoi: a) a mascelle, b) giratorio, c) ad urto tipo Hazemag, d) ad urto tipo Kubit.

Tabella 3.9: Caratteristiche medie dei frantoi primari a mascella ed a doppia ginocchiera.

Bocca di alimentazione

Regolazione Produzione Giri Potenza Peso Lunghezza Larghezza Altezza Tipo di frantumazione

[mm] [mm] [m3 /h] [n/min] [CV] [t] [m] [m] [m]

800x700 70÷150 50+100 250 75 22,0 4,00 2,05 2,40 primaria 1050x850 90÷180 100÷180 250 100÷125 37,0 4,55 2,20 2,35 “ 1250x1050 100÷210 180÷240 230 125÷150 71,5 5,55 2,70 3,20 “

Tabella 3.10: Caratteristiche medie dei frantoi primari a rotativi a cono. Bocca di

alimentazione Regolazione Produzione Giri Potenza Peso Lunghezza Larghezza Altezza Tipo di

frantumazione [mm] [mm] [m3 /h] [n/min] [CV] [t] [m] [m] [m]

330x915 63÷75 125÷160 1000 125 12,5 4,35 1,80 3,25 primaria 450x1400 50+75 110÷215 1000 125÷200 29,5 5,50 2,40 4,50 “

20÷70 3÷13 4÷20 1150 20÷30 3,0 2,30 1,20 2,60 secondaria 35-120* 3÷19 6+38 1000 30÷50 6,5 3,20 1,55 3,50 “ 45-170* 3÷32 12÷111 1150 60÷125 9,5 3,50 1,70 2,85 “ 80÷165* 5÷48 21+220 1000 75÷200 23,0 5,00 3,30 4,30 “

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Tabella 3.11: Caratteristiche medie dei frantoi ad urto Bocca di

alimentazione

Regolazione

Produzione

Giri

Potenza

Peso

Lunghezza

Larghezza

Altezza

Tipo di frantumazione

[mm] [mm] [m3 /h] [n/min] [CV] [t] [m] [m] [m]

700x600 25÷150 30÷150 500 80÷150 8,0 2,80 1,75 2,40 primaria 1000x800 25÷200 70÷310 400 150+300 16,0 3,40 2,30 3,10 “ 1300x1000 25÷250 220÷450 350 190+360 21,0 3,65 2,85 3,55 “ 1600x1300 50÷300 400÷600 700 240+600 38,0 4,60 3,20 4,05 “ 2000x1600 50÷300 400÷930 600 680÷900 70,0 5,85 3,90 4,55 “ 300x500 45 60÷100 6,0 2,20 1,45 2,05 secondaria 400x900 80 100+180 12,0 2,75 2,00 2,50 “ 500x1350 200 200+300 25,5 3,10 2,90 2,95 “ 150x500 35 75÷125 6,0 2,20 1,45 2,05 terziaria 220x900 60 125÷200 12,0 2,75 2,00 2,50 “

Nella frantumazione terziaria si producono sabbia e filler, intale operazione vengono

impiegati, oltre ai frantoi a mascella ed ad urto, anche i: − Mulini a martelli (simili ai frantoi ad urto da cui differiscono perché i martelli del

rotore sono oscillanti, e la camera di frantumazione è delimitata da piastre fisse dotate di denti e chiusa inferiormente da una griglia);

− Mulini a cilindri costituiti da due cilindri affiancati che ruotano in verso opposto di diametro 20 volte superiore alla dimensione massima degli inerti (vengono impiegati raramente per il basso rendimento e l'eccessiva usura);

− Mulini a barre costituiti da un cilindro orizzontale rotante su perni cavi che solleva delle barre metalliche facendole ricadere sul materiale da frantumare i corpi macinanti sono costituiti da barre metalliche che, sollevate per effetto della rotazione del tamburo, ricadono sul materiale frantumandolo.

3.2.2 La vagliatura Le dimensioni degli inerti prodotti dai frantoi, o provenienti da cave, non sono

uniformi, pertanto è necessario dividerli per pezzatura attraverso un’operazione detta vagliatura che viene effettuata per mezzo di vagli piani vibranti o di vagli cilindrici.

I vagli piani sono costituiti da una o più (massimo 4÷5) lamiere forate sovrapposte (dette classifiche), disposte coi fori di dimensioni decrescenti dall'alto verso il basso, collocate su un telaio mobile, sospeso o poggiato elasticamente ad una incastellatura (vedi Figura 3.16). Il telaio viene fatto vibrare (vibrazioni di ampiezza 5÷15 mm e frequenza 500÷1500 cicli/ora) attraverso attraverso masse rotanti eccentriche. I vagli vibranti presentano una elevata potenzialità ed un consumo ridotto (vedi Tabella 3.12)

Tabella 3.12: Dati caratteristici dei vagli vibranti piani Dimensioni

del piano vagliante

Numero dei piani

Pezzatura massima di

alimentazione

Foratura massima

Produzione Giri Potenza Peso

[mm] [mm] [mm] [m3 /h] [n/min] [CV] [t] 600x1800 1÷3 150 80 6÷30 1000÷1500 1÷2 0,6 800x2000 1÷3 150 80 10÷50 1000÷1500 1,5÷2,5 0,7 1000x2500 1÷3 150 80 15÷70 1000÷1500 2÷3 1,1

1500 x 4000 1÷4 300 130 40 ÷ 200 800 ÷1000 8 ÷12 5,0 1500 x 6000 2 130 70 170 1000 ÷1500 15 3,0 1500 x 7000 2 130 60 200 1000 ÷1500 15 3,5

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I vagli cilindrici o rotativi, hanno un rendimento modesto (vedi Tabella 3.13), e sono costituiti da un tamburo la cui superficie esterna è costituita da lamiere con fori di diametro crescente (il cilindro è diviso in sezioni). Il materiale immesso da un'estremità, avanza per effetto della rotazione del tamburo e, passando attraverso i fori delle diverse sezioni, si suddivide per pezzatura (vedi Figura 3.16).

Tabella 3.13: Caratteristiche dei vagli cilindrici Diametro tamburo Lunghezza tamburo Produzione Giri Potenza Peso

[m] [m] [m3 /h] [n/min] [CV] [t] 0,65 2+4 4÷8 20 3÷5 0,7÷1,0 0,95 3÷5 8÷15 16 4÷8 1,5÷1,9 1,25 4÷6 15÷30 14 8÷12 3,3÷3,7 1,50 5÷.7 30÷50 12 12÷18 5,0÷7,0

Figura 3.16 - Vagli: a) vibrante , b) cilindrico

3.2.3 Il lavaggio Il lavaggio ha lo scopo del lavaggio è eliminare dagli inerti le impurità (humus, argilla,

polveri) e viene effettuato con diverse modalità: a spruzzo sui vagli piani, con vaglio-lavatrice cilindriche, con lavatrici-scolatrici a coclea (per sabbia)

a spruzzo Sui vagli piani, sottoponendo il materiale a violenti getti di acqua; il sistema è adatto per materiali di pezzatura grossolana, con impurità modesta.

Con vaglio-lavatrice cilindriche Eseguono contemporaneamente la vagliatura degli inerti; differiscono dai vagli rotativi per un tratto iniziale non forato del tamburo, dotato di pale che disgregano il materiale, esposto a getti di acqua.

3.3 LE MACCHINE PERFORATRICI Macchine per la perforazione sono impiegate prevalentemente per l'apertura dei fori

da mina, in cui disporre le cariche di esplosivo necessarie all'abbattimento della roccia (martelli perforatori e perforatrici); esse però trovano impiego anche per la demolizione di superfici resistenti in piccoli scavi (martelli demolitori), oltre che per l'apertura di fori profondi per l'esecuzione di sondaggi, in tutte le operazioni d'indagine geognostica del

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sottosuolo (sonde e trivelle). Esse possono essere suddivise: in martelli perforatori, perforatrici, martelli demolitori e macchine per sondaggi profondi.

I martelli perforatori sono costituiti schematicamente da un cilindro entro cui scorre un

pistone azionato da aria compressa, che batte ritmicamente sull'estremità di un'asta metallica (fioretto), munita all'estremità di una testa di perforazione (tagliente). Gli elementi costitutivi di un martello perforatore sono:

− il fusto, costituito da un cilindro in cui scorre il pistone; − t'apparecchio di distribuzione, costituito generalmente da valvole, a disco ed a

cassetta, che provoca il movimento alternativo del pistone, di percussione e di ritorno, provocando tra (altro l'esistenza di cuscini d'aria a fine corsa che ne ammortizzano l'urto;

− il dispositivo di rotazioni, che ha la funzione di provocare ad ogni urto una rotazione del fioretto intorno al suo asse, onde evitare l'ammorsamento del tagliente e trasmettere energia d'urto a parti diverse della roccia (può essere a barra di rotazione o a corona di rotazione);

− il fioretto, che è costituito da una barra in acciaio, a sezione circolare o poligonale , di diametro variabile da 22 a 35 mm, quasi sempre con un foro centrale destinato al passaggio di un getto d'acqua necessario per lo spurgo del foro e il raffreddamento ;della testa del fioretto (vedi Figura 3.17).

All'estremità del fioretto è presente una testa tagliente costituita da acciaio speciale sinterizzato, ovvero da materiali speciali quali carburi di tungsteno, di cobalto o di widia, che può essere sostituita quando il tagliente perde l'affilatura, o ripristinata (affilature miranti a ricostituire il filo del tagliente, il raggio e l'angolo di spoglia).

La forma del tagliente può essere diversa, in funzione della natura della roccia da perforare: a fendente semplice, per roccia di media durezza non fessurata, a fendente doppio, per roccia più dura, a fenderete a croce, per rocce dure e fori di maggior dimensione, a fendente a Z, per roccia fessurata o tenera (vedi Figura 3.17).

I martelli perforatori di suddividono in: leggeri fino al peso di 16 kg; medi fino a 25 kg; pesanti oltre i 25 kg. Per la massa limitata dell'elemento battente (il pistone) la frequenza raggiunge i 2000÷3000 colpi al minuto.

Figura 3.17 : Fioretto per martello perforatore (1÷collare, 2÷asta, 3÷punta, 4÷foro per acqua, 5÷tagliente) e tipi di tagliente.

Nelle perforatrici, a differenza dei martelli perforatori, la massa battente è costituita

oltre che dal pistone anche dal fioretto, che segue il pistone nel movimento alternativo. La maggiore entità della massa in movimento, rispetto a quella di un martello perforatore, comporta la necessità di un peso totale maggiore per l'utensile, che pertanto non può essere adoperato manualmente ma richiede sempre l'uso di un servosostegno. Per contro la maggiore energia d'urto rende possibile una minore frequenza (200÷300 colpi/min) e rende l'utensile idoneo per l'apertura di fori di diametro maggiore.

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I martelli demolitori, costruttivamente simili ai martelli perforatori, sono dotati di utensili particolari (scalpelli, picconi, vanghe, batti-palancole) che li rendono adatti ai lavori più svariati, quali la demolizione di murature, di pavimentazioni, di rocce tenere, ovvero l'apertura di scavi, sia pure di piccola entità, per l'infissione di palancole, ecc.

A differenza dei martelli perforatori, nei demolitori non è presente il dispositivo di rotazione e d'iniezione di aria o di acqua per l'espurgo.

I fori per l’esecuzione di sondaggi, fino a profondità di qualche decina di metri, possono essere realizzati mediante l'uso di un martello pneumatico dotato di un fioretto, la cui asta può essere allungabile mediante opportuni manicotti ed aste di prolunga, in tal caso è necessario creare un sistema di appoggio (una slitta a tre piedi, ad esempio) che consenta di allungare le aste man mano che il foro viene approfondito. In alternativa a questa possibilità sono state create attrezzature speciali semoventi, adatte a praticare lunghi fori in ogni direzione, mediante l'uso di servosostegni brandeggiabili idraulicamente in ogni direzione, di cui le più note sono:

− Il wagon, drill, costituito essenzialmente da una slitta dotata di martello perforatore, montato su carrello gommato trainato o semovente, adoperato di solito per fori profondi fino a 30 m;

− Il crowler drill, più potente del wagon drill, adatto a muoversi su terreni più accidentati montato su carro cingolato semovente; è dotato di perforatrice più potente ed è generalmente in grado di effettuare fori aventi diametro fino a 115 mm (vedi Figura 3.18;

− Il drill master, impiegato prevalentemente per sondaggi in campagne di grande ricerca o quando è necessario il prelievo di campioni intatti per profondità fino all'ordine delle centinaia di metri;

− I carri perforatori (Jumbo), impiegati principalmente in galleria, e costituiti generalmente da robusti carri su binari, sui quali sono montati più martelli perforatori, spesso attraverso un braccio mobile ed allungabile (vedi Figura 3.19), in modo da realizzare la richiesta geometria di perforazione (attualmente si tende a realizzare carri gommati e ad eliminare i binari).

Figura 3.18 - Cowler drill cingolato

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Figura 3.19 - Carro perforatore Jumbo a portale

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3.4 LE MACCHINE PER I MOVIMENTI TERRA Le macchine per i movimenti terra possono essere distinte in: − macchine per la rottura del terreno; − macchine per lo scavo e il carico; − macchine per il trasporto; − macchine per lo scavo e il trasporto; − macchine per il livellamento; − macchine per il costipamento. La scelta del tipo di macchina, e delle caratteristiche prestazionali, dipende da

numerosi fattori, quali le caratteristiche del lavoro da eseguire, la scelta del ciclo di lavoro, e la produttività richiesta (produzione nell’unità di tempo), che dipende dal piano lavori. Si evidenzia l’importanza di pianificare l’utilizzo delle macchine in un’ottica globale, tenendo conto cioè dell’interazione tra le differenti macchine. Ad esempio, se un escavatore scarica il materiale su degli autocarri, le produttività dell’escavatore e degli autocarri devono essere congruenti tra di loro in modo tale da evitare il perditempo legato ad un escavatore che deve interrompere il ciclo di lavoro a causa della mancanza di autocarri su cui depositare il materiale, ovvero quello legato alla presenza di autocarri in attesa.

Tabella 3.14 Sintesi delle funzioni delle principali macchine per i movimenti di terra

Funzione Macchine Rottura del terreno Rippers Scavo e carico Escavatore

Pala meccanica Trasporto Autocarro

Dumper Scavo e trasporto Apripista (dozer) Scavo, trasporto, carico e scarico Ruspa (scraper) Livellamento Livellatrice (grader) Costipamento Rullo gommato

Rullo liscio Rullo dinamico Rullo a piedi costipanti

3.4.1 Escavatore Gli escavatori universali come precedentemente sottolineato rimuovono il terreno e

lo scaricano sui mezzi di trasporto senza cambiare posizione, essi sono costituiti da un carro con piattaforma girevole per 360° su cui è montata una torretta dotata di braccio di scavo. Il carro comprende tutti i meccanismi occorrenti allo spostamento della macchina sul terreno. La struttura ruotante comprende la cabina con i comandi e tutti i congegni per lo scavo.

L’escavatore può essere gommato o cingolato (vedi Tabella 3.15). Nel primo caso é più piccolo, é dotato di maggior velocità di traslazione e può muoversi solo su terreni resistenti (vedi Figura 3.21). L’escavatore cingolato può avere dimensioni maggiori ed è

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in grado di muoversi su terreni molto accidentati o con bassa portanza, grazie alla bassa pressione esercitata dai cingoli (0,3-1,5 kg/cm2); tuttavia la velocità di traslazione è molto bassa (vedi Tabella 3.15).

Il sistema di comando può essere a funi o idraulico. Gli escavatori equipaggiati con il sistema idraulico sono in grado di esercitare sforzi di spinta oltre che di tiro.

L’attrezzatura di scavo è costituita da un braccio base, incernierato sulla torretta, da un secondo braccio, detto braccio di scavo, incernierato al braccio base, e da un attrezzo finale incernierato al braccio di scavo (vedi Figura 3.20). L’attrezzo finale è costituito dalla benna, che rappresenta il punto di contatto tra la macchina e il materiale da scavare.

Le tipologie più comuni di benna sono: − benna diritta, utilizzata in condizioni normali e adatta per i lavori al di sopra del

piano di appoggio per terre non molto compatte, ovvero per il caricamento di materiale sciolto (face shovel);

− benna rovescia, adatta per i lavori al di sotto del piano di appoggio, quali il taglio delle trincee e la regolarizzazione delle scarpate (backacter);

− benna mordente, adatta per lo scavo di pozzi o per scavi ad elevata profondità (grab);

− benna trascinata, adatta per operazioni di dragaggio (dragline).

Tabella 3.15 Caratteristiche medie degli escavatori

Peso (T) Volume benna (mc) V (km/h) Gommato <20 <2 20-30 Cingolato <150 <5 2-5

Gli escavatori a benna frontale o rovescia Gli escavatori a benna frontale o rovescia possono essere dotati di due tipi di benna:

a scarico frontale e a scarico di fondo. La macchina base, in relazione alle esigenze di lavoro può essere equipaggiata con (vedi Figura 3.20 , e Figura 3.21)

• cucchiaio frontale, adatto per i lavori al di sopra del piano di appoggio in terre non molto compatte, ovvero per il caricamento di materiale sciolto;

• cucchiaio rovescio, adatto per i lavori al di sotto del piano di posa (p.e. taglio delle trincee e regolarizzazione delle scarpate).

Il ciclo di lavoro di tali escavatori è composto da quattro fasi (vedi Figura 3.22): 1. carico della benna, 2. rotazione a pieno carico, 3. scarico della benna, 4. rotazione a vuoto.

Il tempo totale di ciclo “Tc” dell’escavatore dipende dalle dimensioni della macchina

e dalle condizioni di lavoro, valori indicativi in condizioni medie sono riportati nella Tabella 3.16. È opportuno segnalare che spesso sono gli stessi produttori degli escavatori a fornire dei tempi di ciclo per la specifica macchina in condizioni medie ottimali (i.e. assenza di ostacoli per le operazioni, scavo e scarico dall’alto, operatore di media abilità e angoli di rotazione di 60÷90°).

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Tabella 3.16: Valori indicativi dei tempi medi di ciclo per escavatori a benna frontale o rovescia

Figura 3.20 – Escavatori: a) escavatore cingolato a benna frontale, b) escavatore cingolato a benna rovescia, c) escavatore gommato a benna rovescia, c) braccio dell’escavatore a comando pneumatico.

Gli escavatori a benna mordente Gli escavatori a benna mordente sono costituiti da un braccio e da una benna che si

muove sulla verticale della carrucola di testa del braccio. Un meccanismo fa aprire e chiudere le valve della benna che, aperte, penetrano nel terreno, e chiuse lo imprigionano. Il movimento di sollevamento della benna e quello di rotazione della sovrastruttura consentono di scaricare il terreno nella posizione voluta. Il sistema di apertura delle valve può essere a funi o a comando idraulico; nel primo caso la forza di

Classe Escavatore (t) 15 25 35 56 Tempo Medio di Ciclo [s] 15 17 20 23

a)

b)

c)

d)

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penetrazione della benna è legata al peso proprio, per tale motivo queste macchine lavorano in terreni di bassa consistenza ed il loro utilizzo prevalente è negli scavi a sezione obbligata di grande profondità. Gli escavatori a benna mordente con comando di apertura e chiusura idraulico possiedono una forza di penetrazione legata alla potenza dell’impianto idraulico, e quindi sono indicate per scavi in terreni di buona consistenza. Rispetto alla versione con comando a fune ha però delle limitazioni di impiego: profondità di scavo limitata (fino a 14 m), ridotto raggio di azione (vedi Figura 3.23).

Figura 3.21 – Escavatore gommato.

scavo

rotazione a pieno carico

scarico

rotazione a vuoto

Figura 3.22 – Fasi di lavoro di un escavatore.

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Ilciclo di lavoro degli escavatori a benna mordente è composto da 6 fasi:

1. abbassamento della benna a vuoto, 2. carico, 3. sollevamento della benna a pieno carico, 4. rotazione a pieno carico, 5. scarico della benna, 6. rotazione a vuoto.

Figura 3.23 – Escavatore cingolato a benna mordente con chiusura/apertura a fune

Gli escavatori a benna trascinata Gli escavatori con benne trascinate sono costituiti da un cavalletto, da un lungo

braccio a traliccio e da una benna che abbassandosi penetra nel terreno e trscinata scava. Il movimento di innalzamento e abbassamento della benna è regolato da una fune di sollevamento, mentre quello di trascinamento è regolato da una fune traente. Questa macchina presenta il vantaggio di avere un largo raggio di azione, ma non è adatta per terreni duri perché la forza di penetrazione è dovuta alla sola gravità della massa del cucchiaio.

Ilciclo di lavoro degli escavatori a benna trascinata è composto da 6 fasi: 1. abbassamento della benna fino a che questa lancita non penetri con i suoi

denti nel terreno, 2. Trascinamento a mezzo della fune traente della benna che spostandosi nel

terreno, scava e si riempe di terra, 3. sollevamento della benna mediante la fune di sollevamento mentre resta

bloccata la fune traente, 4. rotazione a pieno carico, 5. scarico della benna, 6. rotazione a vuoto.

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Figura 3.24 – Fasi di lavoro di un escavatore a benna trascinata (drag-line).

3.4.1.1 Calcolo della produttività oraria degli escavatori La produttività dell’escavatore può essere calcolata con le formule:

cteorica Ts

rVP hm3600

)/3( ⋅⋅= ⇒ fPP teoricareale hm =)/3(

γα ⋅Β⋅⋅⋅= fPP ottreale dove: V è il volume a colmo della benna (vedi vedi Figura 3.25); r è il coefficiente di riempimento benna (vedi Figura 3.25 e Tabella 3.19); f è il coefficiente di rendimento del cantiere; s è il coefficiente di rigonfiamento del terreno (vedi Tabella 3.18); Pott è la produttività in condizioni standard dedotta da diagrammi generalmente forniti

dal produttore [ m3/h], Preale è la produttività relativa alle specifiche condizioni di esecuzione [ m3/h], α è il coefficiente per rotazione torretta differente da 90° (vedi Tabella 3.17); β è il coefficiente di comparazione benna, diversa dalla benna diritta (vedi Tabella

3.18) da impiegarsi nel caso in cui i tempi di ciclo non siano stati computati sullo specifico esavatore;

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γ è il coefficiente di profondità di scavo, diversa dalla profondità ottimale; Tc è tempo di ciclo.

a)

b)

Figura 3.25 – Volume della benna frontale al colmo: a) schema impiegato per la valutazione riportata dai costruttori (l’angolo è 1:1 per SAE standard J-296 e 2:1 per European Constructor equipment CECE), b) rappresentazione schematica del coefficiente di rempimento (vedi Tabella 3.19).

Tabella 3.17: Valori indicati del fattore α in funzione dell’angolo di rotazione

Angolo di rotazione 45° 60° 75° 90° 120° 150° 180° α α α α [gradi] 1.26 1.16 1.07 1.0 0.88 0.79 0.71

Tabella 3.18: Valori indicati del fattore s in funzione del tipo di escavatore.

Roccia fratturata 1.5 ÷2.0 ghiaia 1.0 ÷1.1 argilla 1.25 ÷1.4 sabbia 1.0 ÷1.3

Terreno vegetale 1.1 ÷1.3

Tabella 3.19: Valori indicati del fattore r in funzione del tipo di terreno per benne frontali o rovescie.

Terreno vegetale e sabbia rgillosa 100 ÷110 % (vedi caso A Figura 3.25) Sabbia e inerti 95 ÷110 % (vedi caso B Figura 3.25)

Argilla dura 80 ÷90 % (vedi caso C Figura 3.25) Roccia molto fratturata 60 ÷75 % (vedi caso C Figura 3.25 Roccia poco fratturata 40 ÷60 % (vedi caso C Figura 3.25

Tabella 3.20: Valori indicati del fattore β in funzione del tipo di escavatore.

Escavatore a benna dritta 1.0 Escavatore a benna rovescia 0.8

Escavatore a benna mordente 0.4 Escavatore a benna trascinata 0.75

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3.4.2 Pala meccanica La pala meccanica, anche detta pala caricatrice, è un particolare tipo di trattore,

montato su ruote o su cingoli e dotato anteriormente di benna con lama tagliente, che svolge funzioni di scavo e trasporto.

Le pale cingolate sono lente ed adatte a brevi distanze di trasporto (fino a 80 m), le gommate, più veloci ed utilizzabili per maggiori distanze di trasporto (fino a 200 m), si distinguono in pale a telaio fisso ed assi sterzanti (con piccole benne) ed a telaio articolato intorno ad uno snodo centrale (con grandi benne) (cfr. Tabella 3.21).

Le pale sono adatte a differenti tipi di impiego e possono essere equipaggiate con numerosi tipi di benna:

− benna per impieghi generali; − benna per materiali sciolti; − benna per lo scavo in banco; − benna da roccia; − benna a scarico laterale, particolarmente indicata per lavorare in spazi ristretti.

Figura 3.26 – Pala caricatrice cingolata.

Figura 3.27 – Pala meccanica gommata a telaio articolato.

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Per ciò che concerne i movimenti di carico e scarico le pale caricatrici possono distinguersi in:

1. Carico e scarico frontale; 2. Carico anteriore e scarico posteriore (adoperato in galleria); 3. Carico anteriore e scarico laterale

Tabella 3.21 Caratteristiche delle pale meccaniche

Volume benna (m3) V (km/h) Potenza (kw) Gommata telaio fisso <1 25-40 30÷70

Gommata telaio articolato

<5 25-40 40÷250

Cingolata <3.5 8-13 <220

Figura 3.28 – Rappresentazione schematica di una pala caricatrice a carico e scarico frontale

Figura 3.29 – Rappresentazione schematica di una pala caricatrice a carico anteriore e scarico posteriore

Ilciclo di lavoro delle pale caricatrici è composto da 5 fasi: 1. carico (Td), 2. manovra a pieno carico (Tm), 3. trasporto a pieno carico (Tt1),

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4. scarico (Ts ), 5. ritorno a vuoto (Tt2).

TC=Td + Tb + Tt1 + Tt2+ Ts Il tempo “Td“ è funzione del materiale e della capacità della benna, il tempo “Tm“ è

funzione del tipo di macchina e del numero di manovre in relazione alla tecnica di lavoro, i tempi ““Tt1“ e “Tt2“ sono funzione del peso e della potenza della macchina, della pendenza longitudinale, delle condizioni della pista e della distanza di trasporto, il tempo “Ts“ è influenzato dalle dimensioni della zona di scarico. Il tempo impiegato per eseguire le operazioni di carico, scarico e manovra viene detto tempo di ciclo base “Tb” (Tb=Td+ Ts + Tm), esso assume un valore medio pari a circa 0.45 ÷0.55 minuti, per le pale gommate, e circa 0.25 ÷0.35 minuti, per le pala caricatrice cingolate (Tb=Td+ Ts + Tm = 0.10+0.05+0.20=0.35). Il tempo di ciclo base medio viene corretto tenendo conto dei fattori prima elencati (vedi Tabella 3.22). Il tempo di trasporto viene usulamente valutato in funzione della distanza e delle resistenze totali al moto, espresse come pendenza equivalente (vedi Figura 3.30) , queste ultime somma delle resistenze dovute alla pendenza longitudinale della pista e delle resistenze aggiuntive (p.e. pendenza 8% resistenze al rotolamento 20 N/kN equivalenti ad una pendenza del 2% ⇒ pendenza equivalente del 10%).

Tabella 3.22: Incremento del tempo medio del ciclo base in funzione di vari fattori.

Tipo di materiale Tempo da aggiungere o sottrarre al ciclo base

[minuti]

Tipo di cumuli e fattori vari

Tempo da aggiungere o sottrarre al ciclo base

[minuti] Miscele +0.02 Creati da trasportatori a

nastro o a tazze di latezza> 3m

0.00

Dmax < 3 mm +0.02 Creati da trasportatori a nastro o a tazze di

latezza < 3m

+0.01

3 <Dmax < 20 mm -0.02 Scaricati da dumpers +0.02 Dmax > 20 mm 0.00 Manovratori abituali -0.04 Dmax > 150 mm + 0.03 Manovratori non abituali +0.04

Elementi da banchi o da rocce disgregate

+ 0.04 Opearzioni continue -0.04

Operazioni poco consistenti

+0.04

Piccoli lavori +0.04

Tabella 3.23: Tempi indicativi di carico di una pala caricatrice cingolata in funzione del tipo di materiale da scavare.

Tipo di materiale Tempo di carico “Td“ [min] Aggregati uniformi 0.03 ÷ 0.05

Aggregati non uniformi umidi 0.03 ÷ 0.06 Terreni umidi 0.03 ÷ 0.07

Terra, trovanti e vegetazione 0.04 ÷ 0.20 Materiali cementati 0.05 ÷ 0.20

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Figura 3.30 – Esempio di diagramma per la valutazione dei tempi di spostamento “Tt“ di una pala caricatrice.

3.4.2.1 Calcolo della produttività oraria delle pale meccaniche La produttività della pala può essere calcolata con le formule:

cteorica Ts

rVP hm3600

)/3( ⋅⋅= ⇒ fPP teoricareale hm =)/3(

δ⋅⋅= fPP ottreale dove: V è il volume a colmo della benna; r è il coefficiente di riempimento benna; f è il coefficiente di rendimento del cantiere; s è il coefficiente di rigonfiamento del terreno; Pott è la produttività in condizioni standard dedotta da diagrammi generalmente forniti

dal produttore [ m3/h], Preale è la produttività relativa alle specifiche condizioni di esecuzione [ m3/h], δ è il coefficiente correttivo per tenere conto di tempi di ciclo diversi da quelli ideali

(i.e. δ=tempo di ciclo teorico/tempo di ciclo reale); Tc è il tempo di ciclo (espresso in secondi) pari a tempo di ciclo base (carico +

scarico + tempo di manovra) più il tempo di trasporto. Il volume della benna è funzione della capacità della benna e del fattore di

riempimento (il volume al colmo ideale considera una disposizione del materiale con angoli di 2:1), il quale dipende dal tipo di materiale (vedi Tabella 3.24, Figura 3.31, Figura 3.32).

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Tabella 3.24: Valori indicati del fattore r in funzione del tipo di terreno per benne frontali o rovescie.

Tipo di materiale Fattore di rempimento Miscele di aggregati umidi 95 ÷ 100 %

Aggregati uniformi Dmax < 3 mm

3 < Dmax < 9 mm 12 < Dmax < 20 mm

Dmax > 24 mm

95 ÷ 110 % 90 ÷ 110 % 90 ÷ 110 % 90 ÷ 110 %

Rocce fratturate Buona frantumazione Media frantumazione

Scadente frantumazione

80 ÷ 95 % 75 ÷ 90 % 60 ÷ 75 %

Miscele di roccia e e terra 100 ÷120 % Terra umida 100 ÷120 %

Terra, trovanti e vegetazione 80 ÷ 100 % Materiali cementati 85 ÷ 100 %

Figura 3.31 – Volume al colmo della pala caricatrice.

Figura 3.32 – Diagramma tipo per la valutazione del volume reale al colmo di una benna per utilizzi generici in funzione della densità del materiale e del fattore di riempimento

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3.4.3 Apripista Con la denominazione di apripista vengono catalogate un ampio gruppo di macchine

che compiono il lavoro di scavo, per mezzo di una lama posta anteriormente, e quello di trasporto (distanze < 80÷100 m), attreverso il trascinamento del materiale con l’ausilio della medesima lama. Queste macchine sono costituite da un trattore, cingolato o gommato, dotato anteriormente di una lama metallica, e dagli organi necessari al comando di quest’ultima. La lama ha una sagoma concava, studiata per aumentarne il rendimento, col bordo inferiore tagliente, ed è collegata al trattore attraverso due robusti bracci, che in posizione di riposo la tengono sollevata e che trasmettono alla lama la spinta generata dal trattore. Il sistema di comando dei bracci può essere sia di tipo meccanico che idraulico, quest’ultimo risulta essere quello più impiegato

Gli apripista richiedono trattori potenti, dotati di ottima aderenza al suolo, per tale ragione essi sono usualmente dotati di cingoli. Quando le operazioni vengono eseguite su terre sciolte possono però essere impiegati trattori gommati, i quali presentano il vantaggio di avere più elevate velocità di traslazione, soprattutto durante la fase di ritorno a vuoto, e quindi sono particolarmente indicati per lunghezze di trasporto elevate.

A seconda dell’inclinazione che può assumere la lama gli apripista si distinguono in: − bull-dozer, con lama perpendicolare alla direzione del moto; − angle-dozer, con lama che può ruotare (30°) attorno ad un asse verticale ed una

forma tale da favorire il convogliamento laterale del materiale trasportato; − tilt-dozer, con lama che può ruotare intorno (15°) ad un asse orizzontale. I bulldozer sono i più impiegati, servono per apertura di tracce stradali e per

operazioni di livellamento; gli angle-dozer sono macchine adatte per lo scavo e lo spostamento contemporaneo del terreno lateralmente alla direttrice del moto, esse sono particolarmente indicate la realizzazione di sezioni a mezza costa. I tilt-dozer hanno la possibilità di attaccare il terreno con una estremità e quindi di realizzare scavi a V, sono meno diffusi degli altri due tipi di apripista prima menzionati, essi si prestano alla realizzazione di piani inclinati, per scavare scoline longitudinali, smuovere terreno molto duro (permette di concentrare tutto lo sforzo che la macchina può compiere su una estremità della lama).

Tabella 3.25 Caratteristiche delle pale meccaniche Peso (T) Profondità di scavo (m) Larghezza lama (m) V(km/h)

35-60 0.35-0.60 1.70-5.00 10

Figura 3.33 – Rappresentazione schematica di un apripista gommato

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Figura 3.34 – Apripista cingolato e particolare della rotazione della lama rispetto ad un asse orizzontale.

Figura 3.35 - Dozer o apripista cingolato

Lama di tipo universale

Figura 3.36 – Alcuni tipi di lame che possono essere impiegate sugli apripista

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Ilciclo di lavoro degli apripista è composto da 5 fasi: 1. scavo e trasporto (Td), 2. ammasso del terreno (Tm), 3. cambio di direzione (Tm), 4. ritorno a vuoto (Tm), 5. cambio di direzione abbassamento lama (Tm),

Il tempo di ciclo sarà pertanto dato da: TC= (Lc / v1) + (Lp / v2) + [(Lc + Lp)/ v3] + To + Tm + 2 Tp

dove Lc è la lunghezza del tratto che si percorre in posizione di taglio (6 ÷ 15 m); Lp è la lunghezza del tratto che si percorre in posizione di solo trasporto; v1 è la velocità durante lo scavo, funzione della profondità di scavo h, delle

caratteristiche della lama, della densità del terreno e della potenza della macchina (andrebbe determinata nelle reali condizioni di massima pari a 0.4 ÷ 0.5 m/sec),

v2 è la velocità durante il trasporto (0.9 ÷ 1.0 m/sec), v3 è la velocità di ritorno a vuoto (1.1 ÷ 2.2 m/sec), To è il tempo necessario per abbassare la lama (1 ÷ 2 sec), Tm è il tempo necessario per i cambi di velocità (4 ÷ 5 sec), Tp è il tempo necessario per i cambi di direzione alla fine del tratto di scavo e

trasporto e prima di riprendere la posizione di lavoro (≈10 per ciscun cambio), La lunghezza “Lc“ è quella che consente di accumulare sulla lama dell’apripista il

volume massimo “Vf” di terreno consentito (fornito dal costruttore della macchina), essa è funzione di numerosi fattori molti dei quali possono essere determinati in maniera esatta solo in seguito ad osservazioni di carattere sperimentale. Tale lunghezza può essere suddivisa in due parti: la lunghezza “L’c“ necessaria a far penetrare la lama alla profondità “h” (posto generalmente pari a 0.1 x Lc), la lunghezza “L’’c“ con altezza di scavo praticamente costante.

Lc = L’c + L’’c = 0.1 * Lc + Vf / A = (1/ 0.9) Vf / A dove A è l’area della sezione di scavo (h * B dove B è la larghezza della lama).

3.4.3.1 Calcolo della produttività oraria degli apripista La produttività dell’apripista può essere calcolata con le formule:

grc

fteorica kTs

rVP ⋅⋅⋅= 3600 ⇒ fPP teoricareale ⋅=

δ⋅⋅= fPP ottreale

dove: Vf è il volume massimo trasportabile dall'apripista, fornito dalla casa costruttrice; r è il coefficiente di riempimento; f è il coefficiente di rendimento del cantiere; s è il coefficiente di rigonfiamento del terreno; Tc è il tempo di ciclo pari a tempo di scavo +tempo di trasporto+tempo di ritorno a

vuoto +perditempo per il taglio del terreno+tempo di cambio direzione+tempo di cambio marcia (L1/V1+L2/V2+L3/V3+To+Tm+2Tp).

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kgr è l’effetto della pendenza; Pott è la produttività in condizioni standard dedotta da diagrammi generalmente forniti

dal produttore [ m3/h], Preale è la produttività relativa alle specifiche condizioni di esecuzione [ m3/h], δ è un coefficiente correttivo paria al rapporto tra tempo di ciclo teorico/tempo di

ciclo reale (vedi fattori correttivi in Tabella 3.26). Per il calcolo della produttività ottimale o teorica si può fare riferimento ad abachi

forniti dal produttore che forniscono “Pott” in funzione della distanza totale per una predeterminata distanza di scavo “Lc“.

Tabella 3.26: Valori indicativi dei coefficienti correttivi che concorrono alla valutazione del coefficiente globale δδδδ in funzione di vari fattori.

Fattori che induce il Valore del coefficiente correttivo δδδδ coefficiente correttivo Trattore Cingolato Trattore Gommato

Operatore della macchina Eccellente Medio Scadente

1.00 0.75 0.60

1.00 0.60 0.50

Materiali Ammasso di materiale sciolto 1.20 1.20 Consistente – ghiacciato Con tilt dozer Senza tilt-dozer Lama controllata da servomeccanismo

0.80 0.70 0.60

0.75

- -

Materiale difficile da ammassare (materiale secco, non coesivo) o adesivo

0.80 0.80

Roccia scarificata o frantumata 0.60-0.80 - Scavo in una sola direzione 1.20 1.20 Scavo sia in andata che in ritorno 1.15-1.25 1.15-1.25 Visibilità scarsa (pioggia, neve, nebbia o buio)

0.80 0.70

3.4.4 Ruspa La ruspa, o scraper, è una macchina costituita da due elementi principali: il trattore,

parte anteriore del veicolo comprendente cabina motore e trasmissione, e lo scraper, parte posteriore comprendente cassone e collegamento (detto collo di cigno).

La ruspa svolge la funzione di scavo, trasporto e stesa del materiale ed è adatta per terreni di scarsa consistenza e grossi volumi da trattare. Il suo utilizzo è particolarmente indicato per distanze di trasporto variabili tra i 100 e i 3'000 metri.

Lo scavo del terreno e il riempimento del cassone avvengono durante il movimento della macchina per l’azione della lama che affonda nel terreno e, per la sua inclinazione, consente al materiale scavato di salire nel cassone.

A riempimento avvenuto la lama viene sollevata in modo che, funzionando da fondo del cassone, ne provochi la chiusura.

La fase di lavoro successiva è il trasporto del materiale sino alla zona di scarico. Lo scarico avviene in movimento abbassando la lama in modo da provocare un’apertura nel fondo del cassone, ed azionando un eiettore che spinge il terreno verso l’apertura.

Si possono distinguere tre tipologie principali di ruspe: 1. standard; 2. bimotore, in grado di lavorare su pista in cattive condizioni;

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3. autocaricante, dotato di un sistema di caricamento a pale che consente di lavorare senza pusher e che lo rende particolarmente adatto in terreni compatti.

Lo scraper standard è costituito dai seguenti elementi: • Il cassone che viene abbassato fino a penetrare nel terreno per 15÷30 cm, e che

quindi opera effettivamente lo scavo per strati successivi, esso è dotatao di un tagliente composto da elementi di acciaio indurito, adatti a resistere all’usura e generalmente sostituibili;

• Il grembiule costituisce la chiusura del cassone e serve a consentire il carico, la chiusura è ottenuta per gravità e per spinta di cilindri idraulici;

• L’eiettore serve a scaricare completamente e rapidamente il cassone, esso spinge fuori il terreno ed alla fine dell’operazione torna in posizione di riposo.

Lo scraper autocaricante si differenzia dallo standard principalmente per il sistema di carico costituito da un elevatore a palette associato al tagliente. Lo scarico avviene facendo slittare indietro il fondo del cassone per circa la metà della sua lunghezza ed azionando l’eiettore in avanti fino al tagliente. L’utilizzo di tale tipo di ruspa è particolarmente indicato in terreni compatti.

Lo scraper bimotore è simile a quello standard per quanto concerne il sistema di carico e scarico, ma è dotato di un secondo motore, e quindi di una maggiore potenza, che gli permette di lavorare su piste in cattive condizioni, mantenendo una buona produzione.

Le procedure di lavoro della ruspa si distinguono in: Push-loading , push-pull. Push-loading è un metodo è utilizzato principalmente con una versione standard

dello scraper dotata posteriormente di un blocco di spinta, sul quale contrasta un bulldozer attrezzato con una lama molto robusta. L’apripista, che lavora come pusher, esercita la sua azione di spinta solo durante la fase di carico; pertanto può servire più ruspe che lavorano in parallelo (da 3 a 5 ruspe). La regola generale impiegata per valutare il numero di scraper serviti da un pusher, è la seguente:

N = tempo di ciclo dello scraper / tempo di ciclo del pusher La potenza del bulldozer da utilizzare come pusher dipende dalla capacità dello

scraper e dalla resistenza del terreno; a volte la potenza necessaria è tale da richiedere anche più di un pusher.

Sebbene sia possibile raggiungere elevate produttività, i costi elevati di tale sistema ne limitano l’utilizzo alle grandi opere.

Il Push-pull è un metodo che prevede l’impiego di due ruspe bimotori che si aiutano nelle operazioni di carico senza dover utilizzare un pusher. La ruspa posteriore spinge quella anteriore durante la fase di carico. Completata questa fase, la ruspa anteriore tira la posteriore fino al carico completo. Tale metodo è molto efficace nel caso di terreni molto duri. Talvolta, in terreni particolarmente duri, è richiesto l’ausilio di un pusher aggiuntivo persino nel caso si impieghi il metodo del push-pull.

3.4.4.1 Calcolo della produttività oraria delle ruspe La produttività delle e ruspe può essere calcolata con le formule:

cfteorica Ts

rVP hm3600

)/3( ⋅⋅= da cui si ha fPP teoricareale ⋅=

oppure δ⋅⋅= fPP ottreale dove:

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Vf è la capacità al colmo del cassone, r è il coefficiente di riempimento (vedi Tabella 3.27), f è il coefficiente di rendimento del cantiere, s è il coefficiente di rigonfiamento del terreno (vedi Tabella 3.28), Pott è la produttività in condizioni standard dedotta da diagrammi generalmente forniti

dal produttore [m3/h], Preale è la produttività relativa alle specifiche condizioni di esecuzione del lavoro [m3/h].

Tabella 3.27: Valori indicativi del coefficienti riempimento del cassone “r” in funzione del tipo di terreno e delle modalità di esecuzione.

Tipo di terreno Coefficiente di riempimento r Senza pusher Con un pusher

Sabbia asciutta 0.5 ÷ 0.7 0.8 ÷ 1.0 Sabbia limosa e limo 0.8 ÷ 0.9 1.0 ÷ 1.2 Limo duro e argilla 0.6 ÷ 0.8 0.9 ÷ 1.2

Tabella 3.28: Valori indicativi del coefficienti rigonfiamento del terreno “s” in funzione del tipo di terreno e del contenuto di umidità.

Tipo di terreno % di umidità

Massa volumica apparente del terreno allo stato naturale

[t /m3 ]

Coefficiente s

Sabbia asciutta - 1.5 ÷ 1.6 1.0 ÷ 1.2 Sabbia umida 12 ÷ 15 1.6 ÷ 1.7 1.1 ÷ 1.2

Terreno vegetale sabbioso leggero 7 ÷ 10 1.5 ÷ 1.7 1.1 ÷ 1.2 Terreno vegetale sabbioso e non 4 ÷ 6 1.6 ÷ 1.8 1.2 ÷ 1.4

Terreno vegetale mediamente addensato 15 ÷ 18 1.6 ÷ 1.8 1.2 ÷ 1.3 Terreno vegetale asciutto e addensata 8 ÷ 12 1.6 ÷ 1.8 1.3 ÷ 1.4

Terreno vegetale duro 17 ÷ 19 1.65 ÷ 1.8 1.2 ÷ 1.3 Argilla secca - 1.7 ÷ 1.8 1.2 ÷ 1.3

Il tempo di ciclo di lavoro delle ruspe può essere valutato attraverso la seguente

relazione: TC= (La / va) + (Lb / vb) + (Lc / vc) + (Ld / vd) + Tn + 2 Tm

dove La è la lunghezza del tratto che si percorre in posizione di carico [m], Lb è la distanza di trsporto del terreno [m], Lc è la lunghezza del tratto di scarico [m], Ld è la distanza percorsa dalla ruspa a vuoto [m], va è la velocità durante la fase di carico [m/sec], vb è la velocità durante il trasporto [m/sec], vc è la velocità durante la fase di scarico [m/sec], vd è la velocità durante la fase di ritorno a vuoto [m/sec], Tn è il tempo necessario per il cambio di marcia (≈ 6 sec), Tm è il tempo necessario alla ruspa per girare su se stessa (15 ÷ 20 sec),

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I tempi di trasporto e di ritorno a vuoto possono essere determinati facendo riferimento ai diagrammi (curve del tiro) caratteristici di ogni macchina forniti per le due condizioni moto a pieno carico e moto a vuoto (vedi Figura 3.37).

Figura 3.37 – Esempio di diagramma per la valutazione del tempo di spostamento a pieno carico.

Le distanze di carico e scarico possono essere valutate attraverso le seguenti

espressioni: La = l1 + ( Vf * r * Kc )/ (B * h1 * α * s) Lc = l1 + ( Vf * r )/ (B * h2 * α )

dove Vf è la capacità a colmo del cassone [m3] B è la larghezza del cassone [m], h1 è la profondità di scavo [m], h2 è l’apertura del cassone durante la fase di scarico [m], l1 è la lunghezza totale della macchina [m], α è il coefficiuente che tiene conto della non uniformità delle pezzature del

terreno ((≈ 0.7), r è il coefficiente di riempimento del cassone (vedi Tabella 3.27), s è il coefficiente di rigonfiamento del terreno (vedi Tabella 3.28), Kc è il coefficiente che tiene conto del terreno perso durante la formazione del

prisma di terreno in corrispondenza del tagliente.

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La velocità di carico e scarico non sono di facile determinazione, infatti esse variano al variare del contenuto di terrene del cassone, della compattezza del terreno (scavo) e della potenza di un eventuale trattore di spinta; valori indicativi di sono:

va = (0.65 ÷ 0.80) * vI vc = vI ÷ 0.75 * vmax

dove vI è la velocità del trattore in 1° marcia [m/sec], vmax è la velocità del trattore in ultima marcia [m/sec],

I tempi di carico, e quello di scarico e manovra, possono essere anche valutati in base alle informazioni fornite dal produttore della ruspa, e assumono generalmente i valori di seguito indicati:

(La / va) = 0.5 ÷ 1.00 minuti (Lc / vc) + 2 Tm = 0.6 ÷ 0.70 minuti.

Figura 3.38 - Ruspa autocaricatrice

Figura 3.39 – Ruspe push-pull

3.4.5 Livellatrice La livellatrice è costituita da una lama portata da un telaio a ponte, poggiante

anteriormente su di un asse a ruote direttrici e posteriormente su uno o due assi motori. La lama, sistemata al centro del telaio, può ruotare attorno ad un asse verticale di 360° (vedi Figura 3.40).

Il telaio può essere rigido oppure articolato. Attualmente vi è la tendenza generalizzata ad adottare il telaio articolato, che migliora notevolmente le prestazioni della macchina.

La livellatrice può essere impiegata in una vasta gamma di operazioni:

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− asportazione dello strato superficiale di terra vegetale; − spostamento laterale del terreno mosso dalle scarificatici (rippers); − stesa e livellamento del terreno; − profilatura scarpate; − scavo di fossi.

Figura 3.40 – Livellatrice vsita dall’alto (angolo di inclinazione della lama)

Figura 3.41 - Livellatrice

In relazione alla tipologia di impiego possono essere adottati differenti sistemi di

sterzatura: − a telaio diritto, utilizzato soprattutto nei lavori di rifinitura; − a telaio articolato, usato per ottenere un più alto gradi di manovrabilità intorno

ad ostacoli e per livellare in curva e in banchina; − a passo di granchio, ovvero con le ruote anteriori che viaggiano nella stessa

direzione di quelle posteriori mentre la macchina procede a telaio articolato, (questo metodo consente una maggiore efficienza operativa della lama, aumenta la visibilità e permette di eseguire lavori a mezza costa in condizioni di maggiore efficienza).

L’articolazione permette quindi:

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• nel riempimento di scavi di spingere il materiale nello scavo e di compattarlo con le ruote posteriori in una sola passata;

• di profilare le scarpate formate da materiali piuttosto resistenti, matenendo le ruote traenti su un piano che offre maggiore aderenza.

Le ruote dell’asse anteriore di una livellatrice articolata possono inoltre viaggare su piani a differente quota e assumere un’inclinazione rispetto alla verticale, assicurando in tal modo alle ruote sterzanti la massima aderenza anche quando il terreno è molto accidentato.

3.4.5.1 Calcolo della produttività oraria delle livellatrici La produttività può essere misurata in funzione della natura delle operazioni da

compiere: − volume di terreno tagliato (m3/h); − area livellata (m2/h); − lunghezza della pista profilata (m/h).

Nel caso di aree da livellare la seguente formula fornisce un modo pratico per

valutare la produttività:

NfAPreale

⋅=

dove: A è l’area operativa della sezione di terreno (mq) A= (Le – Lo) * v * 1000 Le = L x cos γ [m] L è la lunghezza della lama [m] Lo è la larghezza di sovrapposizione di due passate successive [m] v è la velocità [km/h] f è il coefficiente di rendimento; N è il numero di passate necessarie.

3.4.6 Rippers o scarificatori I rippers, ovvero gli scarificatori, sono costituiti da uno o più denti montati nella

parte posteriore di un trattore (di solito un dozer). Hanno la funzione di ridurre i terreni compatti e le rocce (tenere o fratturate) in pezzatura tale da consentire lo scavo da parte di pale, scrapers, graders.

I ripper possono essere suddivisi in tre tipi: • a cerniera, • a parallelogramma, • a parallelogramma regolabile.

Nel tipo a cerniera (vedi Figura 3.42) il leverismo che porta la barra ed il dente è fissato alla parte posteriore del trattore. L’arco che risulta dal movimento di sollevamento ed abassamento causa una variabilità degli angoli di penetrazione di oltre 30 gradi al variare della profondità di scarificazione, ciò crea in molti materiali difficoltà di penetrazione. Il ripper a cerniera utilizza una barra con uno o più portadenti, ognuno dei quali permette di posizionare il dente in 5 o più posizioni per adattare la profondità e l’inclinazione alle varie condizioni di lavoro. Inoltre, alcuni portadenti permettono delle oscillazioni laterali di più di 30 gradi, anche se prove pratiche hanno dimostrato che i denti fissi danno

Le Macchine

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migliori prestazioni rispetto a quelli oscillanti, in quanto la punta non può girare intorno alle rocce ma è obbligata ad andare avanti frantumandole. Nel tipo a parallelogramma (vedi Figura 3.43) il leverismo che porta la barra ed il dente mantiene sempre lo stesso angolo di penetrazione a qualsiasi profondità di scarificazione. Tale tipo di ripper ha caratteristiche eccellenti di penetrazione nella maggior parte dei materiali. Il tipo a parallelogramma regolabile (vedi Figura 3.44) riunisce in se i vantaggi del tipo a cerniera che quelli del tipo a parallelogramma, esso ha la possibilità di variare l’angolazione della punta per ottenere la posizione ottimale di penetrazione (la regolazione può avvenire anche durante il movimento).

Figura 3.42 – Ripper a cerniera

Figura 3.43 – Ripper a parallelogramma.

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Figura 3.44 – Ripper a parallelogramma regolabile.

Figura 3.45 - Apripista cingolato con scarificatore

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In un ripper caratteristiche basilari sono la facilità di penetrazione e la capacità di mantenere la profondità di scarifica. Quando il materiale è di difficile penetrazione si sfrutta parte del peso del trattore per spingere e mantenere il dente nel terreno. Elementi fondamentali del ripper sono i denti e le punte, a tale riguardo si segnala che i denti dritti sono più indicati per terreni molto compatti e rocce stratificate, mentre i denti curvi sono più indicati per rocce fratturate. Le punte si possono suddividere in corte, medie e lunghe. Le punte corte vengono impiegate generalmente dove vi sono difficoltà di penetrazione; le punte lunghe sono invece adatte a materiali molto abrasivi, ove la possibilità di rottura non è il problema principale, mentre le punte medie sono raccomandate per applicazioni in cui il materiale abrasivo è duro abbastanza da rompere la punta lunga. Generalmente per capire se un determinato materiale è scarificabile o meno, ci si basa su alcuni elementi facilmente osservabili: Statificazioni, faglie e fratture visibili sono indice di un materiale scarificabile, Una roccia che si frantuma se gettata contro una superficie dura è indice di rippabilità, Una roccia che gettata contro una superficie dura non si frantuma ma rimbaza provocando un suono squillante è indice di un materiale che probabilmente non è scarificabile, Infomazioni sicuramente più dettagliate circa la scarificabilità o meno di una determinata formazione, possono essere ricavate attraverso la prova del sismografo a rifrazione, il quale indica il grado di compattezza, durezza e fratturazione, la stratificazione ed il tipo di decomposizione o alterazione. Il principio di analisi sismica è basato sul calcolo del tempo che un’onda sismica impiega per attraversare i diversi strati del sottosuolo. Misurando la velocità dell’onda sismica nei vari strati, si può determinare il grado di compatezza e il metodo può opportuno per rendere scavabile il materiale (ripper o esplosivi vedi Figura 3.46).

Figura 3.46 – Esempio di diagramma per la determinazione della scarificabilità dei materiali in funzione della velocità di propagazione delle onde sismiche.

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Le tecniche di lavoro durante le operazioni di scarificazione hanno alcuni elementi caratteristici:

• La potenza minima richiesta al trattore è pari a acirca 112 kW, fino ada arrivare a 300 kW o più in condizioni di lavoro particolarmente difficili;

• Le operazioni di scavo avvengono ad una velocità di 1÷2 km/h nel primo rapporto di trasmissione, al fine di ottenere condizioni di lavoro ottimali;

• Quando le condizioni del terreno lo permettono è auspicabile scarificare con tre denti e portare la velocità alla minima possibile al fine di ridurre il logorio dei denti e del trattore;

• Quando si opera con materiali che tendono a rompersi in grossi pezzi è in genere sufficiente un solo dente;

• I denti delle macchine più moderne possono arrivare ad una profondità di scavo di circa un metro, nei casi in cui le caratteristiche del terreno lo permettono;

• La distanza tra le passate del trattore è influenzata dal tipo di terreno (passo di 1.0÷1.5 m per materiale compatto, passo di 2.0÷2.5 m per materiale leggermente fratturato).

3.4.6.1 Calcolo della produttività oraria delle scarificatrici Il metodo migliore per valutare la produttività di una scarificatrice è quello di misurare l’area della superficie prima di effettuare la scarifica e di misurare il tempo effettivo impiegato per effettuare l’operazione. Una volta effettuato lo scavo attraverso un ulteriore rilievo è possibile valutare il volume di roccia rimossa, il quale, diviso per il tempo impiegato, fornisce la produttività in metri cubi ora (il volume di roccia rimosso può essere valutato anche contando il numero di carichi eseguiti dal mezzo di trasporto). Un altro metodo per quantificare la produttività, meno accurato ma più frequentemente impiegato, consiste nell’effettuare una valutazione rapida della velocità di traslazione della macchina durante l’operazione di scarifica (i.e. distanza / tempo), quantificando successivamente, in base a tale informazione, il il tempo di ciclo totale:

TC= (L/ v) + Tm dove TC è il tempo di ciclo [sec], L è la lunghezza di una singola passata della scarificatrice [m], v è la velocità del ripper durante l’operazione di scarifica (0.28 ÷0.55 m/sec), Tm è il tempo di manovra (0.20 ÷0.30 min). Il volume di terreno scarificato viene valutato in via teorica attraverso la seguente epressione:

V = L * d * h dove: V è il volume teorico di terreno rippato con un ciclo di lavoro [m3]; d è la distanza tra le passate (1.00 ÷2.50 m), h è la profondità di penetrazione media dei denti (< 1.00m ). Le valutazioni condotte attraverso quest’ultimo metodo forniscono generalmente valori della produttività 10÷20% più elevati di quelli reali. Sia che si utilizzi il primo sistema di valutazione che il secondo la produttività si ottiene dalla seguente espressione:

fT

VPC

reale ⋅⋅= 3600

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dove: Preale è la produttività del ripper [m3/ora], V è il volume di terreno rippato con un ciclo di lavoro [m3/ora]; f è il coefficiente di efficienza del cantiere; Tc è il tempo di ciclo (secondi). La produttività può essere infine valutata a partire da abachi che forniscono la produttività di una determinata macchina in condizioni standard, o ottimali, applicando a questa opportuni coefficienti correttivi (vedi Figura 3.47):

fPP ottreale ⋅=

Figura 3.47 - Esempio di diagramma per valutare la produttività standard di uno specifico tipo di ripper in funzione della velocità di propagazione delle onde sismiche.

3.4.7 Macchine costipanti Le caratteristiche meccaniche dei terreni sciolti sono strettamente legate al grado di

addensamento. All’aumentare dell’addensamento del terreno migliorano le proprietà meccaniche e soprattutto si riducono le deformazioni plastiche del terreno.

Non solo i materiali sciolti necessitano di costipamento per migliorarne le caratteristiche meccaniche ma anche i conglomerati bituminosi e le miscele di aggregati legati con leganti idraulici.

L’azione di costipamento consiste nell’aumentare la densità del materiale (sciolto o legato) con riduzione dei vuoti ed espulsione di gas ed aria.

Le macchine costipanti forniscono l’energia necessaria all’addensamento esplicando azione di pressione, urto, vibrazione e manipolazione (terreni coesivi).

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L’energia costipante può essere fornita mediante azione statica, dovuta al peso proprio del mezzo, o dinamica, ossia azione di urto e vibrazione impressa dal peso proprio del mezzo associato ad un eccentrico. A seconda del prevalere di una delle due tipologie di azione i rulli si distinguono in statici e dinamici.

Rulli statici Ruote metalliche: esplicano azione superficiale, si usano per la chiusura di strati già

costipati, solitamente per strati in conglomerato bituminoso (P/L <30 kg/cm rulli leggeri, P/L > 60 kg/cm rulli pesanti).

Ruote gommate: esplicano un'azione manipolatrice ed in funzione della pressione di gonfiaggio dei pneumatici esplicano un'azione più o meno superficiale, adatti per i terreni incoerenti (Q<2,5 T rulli leggeri, Q>6 T rulli pesantissimi).

Piedi costipanti: adatti ai terreni coesivi dove esplicano un'azione puntuale in grado di rompere i legami coesivi tra i granuli.

Figura 3.48 - Rullo a zoccoli costipanti

Rulli dinamici Sono rulli lisci o gommati dotati di due masse eccentriche ruotanti in verso opposto

la cui azione orizzontale si annulla (Q/L < 15 kg/cm rulli leggeri, Q/L > 45 lg/cm rulli pesantissimi). In via indicativa si può dire che un rullo vibrante da 4 T equivale ad un rullo statico da 20 T.

La scelta del tipo di rullo da impiegare dipende da vari fattori, tra i quali i principali

sono: tipo di materiale che si deve costipare (p.e. vedi Figura 3.50), grado di finitura dello strato superficiale, spessore dello strato.

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Figura 3.49 – Rullo vibrante liscio a singolo cilindro

Figura 3.50 - Campi indicativi di impiego dei vari tipi di rulli costipanti in funzione delle caratteristiche dei materiali sciolti da compattare.

3.4.7.1 Calcolo della produttività oraria dei costipatori La produttività dei rulli può essere calcolata con la formula:

( )p

svBLPteorica3600⋅⋅⋅−= da cui ( ) f

psvBLPreale ⋅⋅⋅⋅−= 3600

dove: Pteorica è la produttività teorica della macchina costipatrice [m3/ora], Preale è la produttività reale della macchina costipatrice [m3/ora], L è la larghezza del rullo [m],

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B è la larghezza della fascia di sovrapposizione [m], s è lo spessore del tratto costipato (m); f è il coefficiente di rendimento; v è la velocità di lavoro del rullo (m/sec); p è il numero delle passate necessarie.

Nel caso in cui i rulli siano impiegati per compattare gli strati delle sovrastrutture

stradali è possibile anche fare riferimento a valori della produttività in condizioni standard indicati dai produttori delle macchine (p.e. vedi Tabella 3.29). Per stimare la produttività nelle reali condizioni di impiego si applicano a tale produttività in condizione standard dei coefficienti correttivi:

tsptsottteorica EFFFPP ⋅⋅⋅⋅= dove Pott è la produttività in condizioni standard della macchina costipatrice

[m3/ora], Fs= veff/vs è il coefficiente di correzione per tenere conto della diversa velocità del

rullo rispetto a quella considerata per le condizioni di riferimento standard,

Ft= seff/ss è il coefficiente di correzione per tenere conto del diverso spessore dello strato costipato rispetto a quello considerato per le condizioni di riferimento standard,

Fp= peff/ps è il coefficiente di correzione per tenere conto del diverso numero di passaggi rispetto a quello considerato per le condizioni di riferimento standard,

Ets è il coefficiente di correzione per tenere conto di una lunghezza diversa da quella di riferimento, usulamente pari a 75 m (vedi Figura 3.51).

Tabella 3.29: Valori indicativi della produttività di compattatori a singoli rulli vibranti lisci.

PRODUTTIVITA’ [m3/ora] Larghezza Spessore N. Passaggi 3.7 m 9.15 m Rullo [cm] Costipato [cm] Richiesti (Trincee) (Strati di base) Aree estese

127 10.2 6 80 111 122 167.6 10.2 4 159 249 249 213.4 15.2 4 - 448 486 127 15.2 6 120 133 183

167.6 15.2 6 159 199 249 213.4 30.5 6 478 478 647

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Figura 3.51 - Coefficiente di riduzione “Ets“ della produttività in condizioni standard in funzione della lunghezza di costipamento.

Tabella 3.30: Esempio di valori della produttività di compattatori vibranti a doppio rullo (liscio + gommato) nelle operazioni di costipamento di conglomerati bituminosi [tonnellate/ora].

Tipo di LARGHEZZA DELLA SOVRASTRUTTURA [m] (2) compattatore 1.8 2.4 3.0 3.7 4.3 4.9 5.5

CB-214D 138.4 184.5 179.4 176.1 173.9 198.7 193.7 CB-224D & 193.7 184.5 230.6 215.3 205.5 234.8 223.5 CB-225D 213.6 203.4 254.2 237.3 226.5 258.9 246.4

CB-334D & 193.7 184.5 230.6 215.3 251.1 234.8 264.2 CB-335D 213.6 203.4 254.2 237.3 276.8 258.9 291.2 CB-434C 193.7 258.3 230.6 276.8 251.1 287.0 264.2

213.6 284.7 254.2 305.1 276.8 316.4 291.2 CB-534C 193.7 258.3 322.9 276.8 322.9 287.0 322.9

213.6 284.7 355.9 305.1 355.9 316.4 355.9 CB-634C 322.9 258.3 322.9 387.5 322.9 369.0 415.1

355.9 284.7 355.9 427.1 355.9 406.8 457.6 Legenda 1) I dati fanno riferimento alle seguenti condizioni: Spessore di materiale costipato [mm]= 51 mm, Massima

velocità di avanzamento [km/h] =5.6 , N. Passaggi 2, Densità del materiale compattato [kg/m3] = 2486 , Larghezza fascia di sovrapposizione [mm] = 152, Larghezza della fascia di bordo [mm] = 76 , Tempo di ciclo (2 passaggi) [sec]=120.

2) Nel caso la larghezza della sovrastruttura sia intermedia considerare il valore maggiore.

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Tabella 3.31: Esempio di valori della produttività di compattatori gommati [tonnellate/ora].

DATI TIPO DI MATERIALE DA COMPATTARE DI RIFERIMENTO Conglomerato a caldo

Bituminoso Aggregati Lapidei

Conglomerato Riciclato a freddo in sito

Spessore starto compattato [mm]

51 152 203

Massima velocità [km/h] 8 8 4.8 N. passaggi 4 4 6

Densità del materiale compattato [kg/m3]

2486 2085 2246

Larghezza fascia di sovrapposizione [mm]

152 152 152

Franco laterale [mm] 76 76 76 Tempo di ciclo (2 passaggi) [sec]

120 120 120

Tipo di LARGHEZZA DELLA SOVRASTRUTTURA [m] compattatore 1.8 2.4 3.0 3.7 4.3 4.9 5.5 Conglomerati a caldo

PS-150B & 195.2 260.2 325.3 270.2 315.3 275.5 310.0 PS-200B 215.1 286.8 358.6 297.9 347.5 303.7 341.7

PF-300B & 195.2 260.2 325.3 270.2 315.3 360.3 310.0 PS-300B 215.1 286.8 358.6 297.9 347.5 397.2 341.7

PF-290B & 351.3 260.2 325.3 390.3 455.4 360.3 405.3 PS-360B 387.2 286.8 358.6 430.3 502.0 397.2 446.8

Aggregati lapidei PS-150B & 490.1 653.4 816.8 678.6 791.7 691.9 778.4 PS-200B 540.2 720.3 900.4 748.0 872.7 762.7 858.0

PF-300B & 490.1 653.4 816.8 678.6 791.7 904.8 778.4 PS-300B 540.2 720.3 900.4 748.0 872.7 997.3 858.0

PIF-290B & 882.2 653.4 816.8 980.2 1143.5 904.8 1017.9 PS-360B 972.4 720.3 900.4 1080.4 1260.5 997.3 1122.0

Conglomerati Riciclati a freddo PS-150B & 288.0 384.0 480.0 394.1 459.8 399.4 449.3 PS-200B 317.5 423.3 529.2 434.5 506.9 440.3 495.3

-PF-300B & 288.0 384.0 480.0 394.1 459.8 525.5 449.3 PS-300B 317.5 423.3 529.2 434.5 506.9 579.3 495.3

PF-290B & 534.9 384.0 480.0 576.1 672.1 525.5 591.2 PS-360B 589.6 423.3 529.2 635.0 740.8 579.3 651.7

3.5 CODE NELL’IMPIEGO DELLE RISOSE Nella gestione ed organizzazione dei lavori il project manager deve assicurarsi che le

risorse richieste e/o suddivise tra le varie attività siano adeguate; i problemi che sorgono a tale riguardo sono quelli realativi alla formazione di code per l’impiego delle risorse durante le operazioni di costruzione. Nel momento in cui si crea la coda ci saranno delle operazioni in attesa di essere eseguite, quindi dei tempi di attesa e dei ritardi a cui corrisponde un costo.

Per analizzare tali problemi possono essere di ausilio alcuni criteri di teoria dei fenomeni di attesa.

3.5.1 Problema di un singolo punto di servizio con arrivi deterministici

Si supponga che sia nota la funzione della domanda cumulata di impiego di una determinata risorsa ad ogni istante t, detta A(t), e quindi anche il tasso di domanda per unità di tempo:

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A’(t)= ∆At /∆t=A(t)-A(t-1) (avendo posto ∆t=t-(t-1)=1) Il numero cumulato di richieste soddisfatto è rappresentato dalla funzione D(t), e il

tasso di richieste soddisfatte per unità di tempo sarà: D’(t)= ∆Dt /∆t=D(t)-D(t-1) Negli istanti di tempo in cui la richiesta di risorse eccede la massima offerta di risorse

disponibile “x”, solo “x” richieste verranno soddisfatte e si inizia a formare una coda. Rappresentando graficamente la funzione cumulata di domanda e quella relativa alle richieste soddisfatte “D(t)” si possono trarre notevoli informazioni sul processo e valutare la lunghezza della coda che si crea nei vari istanti di tempo “Q(t)” nonché i tempi spesi in attesa:

Q(t)= A(t)-D(t) Volendo procedere ad un primo esame analitico del processo si supponga che sia la

domanda che l’offerta siano deterministici, e si costruisca quindi la funzione cumulata della domanda di risorse A(t), e quella delle richieste soddisfatte D(t) impiegando il seguente schema logico:

1) Partendo dall’istante t=0 in cui sia A(t)=0 che D(t)=0 si trova il tasso di servizio per il tempo t=1 ∆D1=minimo{x;A1}

2) Partendo da A(t-1)=0 per t=1 si trova la funzione cumulata degli arrivi per t=2, 3,…,n A(t)=A(t-1) + ∆At

3) Si valuta la lunghezza della coda per t=1, 2, ….,n Q(t)=Q(t-1)+ ∆At + ∆Dt

4) Si valuta ∆Dt per t=2, 3, …, n ∆Dt=minimo{x;Q(t-1)+∆At}

5) Se A’(t)>x si trova la funzione cumulata delle partenze nel periodo tra ti dove si inizia a formare la coda ed il periodo tk dove la coda si dissipa D(t)=D(t-1) + ∆Dt

6) Si valuta il tempo di attesa ∆w per l’impiego della risorsa durante l’intervallo di tempo ∆t ∆w=Q(t)*(∆T)

7) Si valuta il tempo totale di attesa W nel periodo tra ti dove si inizia a formare la coda ed il periodo tk dove la coda si dissipa

∑=

∆=k

i

t

ttwW

8) Si valuta quindi il tempo medio di attesa w per l’utilizzo della risorsa nel processo in esame

( ) ( )ik tAtAWw−

=

3.5.2 Problema di un singolo punto di servizio con arrivi aleatori Nel caso in cui la richiesta di risorse non sia deterministica ma aleatoria, si può

verificare che la formazione della coda è possibile anche nel caso in cui l’offerta di risorse sia maggiore della richiesta media. Infatti la richiesta delle risorse può variare risultando in alcuni istanti superiore all’offerta. Nel caso più generale di domanda delle

Le Macchine

Tecnica ed Organizzazione del Cantiere

73

risorse e di offerta di tipo aleatorio è possibile valutare il tempo medio di attesa attraverso la relazione.

( ) ( )( )( )][][12

][][][][2

DEOEOVarOEDEOEWE

⋅−⋅+⋅+=

dove E[W] è il tempo medio che si attende per impiegare la risorsa comprensivo del

tempo di utilizzo della risorsa stessa; E[O] è il tempo medio di utilizzo della risorsa (p.e. tempo medio necessario a

movimentare un carico ore/carico); E[D] è la domanda media di utilizzo della risorsa (p.e. numero medio di carichi

che giungono e che devono essere movimentati per unità di tempo carichi/ora);

Var(O) è la varianza del tempo medio di utilizzo della risorsa.

Se si esclude il tempo impiegato per l’utilizzo della risorsa, il tempo medio in attesa di accedere alla risorsa “ w ” è pari a:

( ) ( )( )( )][][12

][][ 2

DEOEOVarOEDEw

⋅−⋅+⋅=

Se si suppone che l’offerta non sia una variabile aleatoria ma sia costante e pari a “b” (p.e. b=numero di carichi movimentabili per unità di tempo), l’espressione precedentemente introdotta si semplifica ulteriormente e si ottiene:

( )ubu

bab

aw−⋅⋅

=

−⋅⋅

=1212 2

dove a è il valore medio della domanda di risorse (risorse per unità di tempo),

bau = è il tasso medio di utilizzo delle risorse (intensità di impiego).

Dall’espressione precedentemente indrodotta appare evidente che quando la domanda media delle risorse “a” si avvicina all’offerta media di risorse i tempi medi di attesa possono assumere valori estremamente elevati.

0

5000

10000

15000

20000

0 5 10 15 20

b [risorse /ora]

Tem

po d

i atte

sa [s

ec]

u=0.5 u=0.7 u=0.9

Figura 3.52 – Tempi di attesa in funzione della domanda e del rapporto u.

4 LE OPERE PROVVISIONALI

4.1 GENERALITÀ Per opera provvisionale si intende l'allestimento di strutture di supporto

specifiche, che vengono rimosse o smontate ad ultimazione del lavoro. Esse hanno la funzione di: permettere l’accesso ad un posto di lavoro, di consentire la realizzare un'opera, proteggere un posto di lavoro. Tali opere devono essere realizzate non solo pensando al modi di eseguire un lavoro, o di raggiungere un posto di lavoro a qualsiasi altezza o profondità, ma anche considerando che dette strutture debbano essere adatte per garantire situazioni di sicurezza assoluta al lavoratore contro il pericolo della sua caduta dall'alto, ovvero della caduta di materiali e/o di attrezzature. Per questo ogni struttura provvisionale deve essere pensata proporzionata ed idonea allo scopo e realizzata con buoni materiali ed a regola d’arte.

Le opere provvisionali per l’accesso o la protezione di un posto di lavoro, maggiormente impiegate in cantiere, sono:

− scala portatile a mano , − scale fisse a pioli "alla marinara" , − scale fisse a gradini , − andatoie e passarella , − le protezioni delle aperture prospicienti il vuoto. Le opere provvisionali costruite per l’esecuzione dei lavori più diffusamente

impiegate in cantiere sono: − scale ad elementi innestati, − scale doppie, − scale aeree e ponti mobili sviluppati su carro , − ponteggi, − ponti sospesi , − ponti sospesi motorizzati o autosollevanti , − ponti su cavalletti , − ponti mobili su ruote (trabattelli) , − ponti a sbalzo , − castelli ed i balconcini per elevatori.

Nei paragrafi che seguono si daranno alcune sintetiche indicazioni circa le opere

sopra elencate rimandando per ulteriori approfondimenti ai testi specifici [3], soprattutto per quanto concerne i ponteggi.

Le Opere Provvisionali

Tecnica ed Organizzazione del Cantiere

75

4.2 LE SCALE

4.2.1 Scale portatili a mano La scala portatile a mano è un opera provvisionale molto comune nei cantieri, essa

deve essere utilizzata solo per superare un dislivello e non per eseguire un lavoro. Riferimenti a tali opere sono contenuti nell’art. 8 del D.P.R. n.164 del 7/1/1956 e artt. 16, 17, 18, 19 del D.P.R. 547 del 27/4/1955, nonché D.Lgs. 242/96.

Dal punto di vista tecnico le scale a mano devono essere costruite con materiali adatti alle condizioni di impiego, resistenti nell'insieme e nei singoli elementi; ed inoltre va osservato che: − Le scale in legno, devono avere i pioli incastrati nei montanti e devono essere

provviste di tiranti sotto i due pioli estremi; − È vietato utilizzare scale a mano improvvisate in cantiere, con tavole chiodate sui

montanti; − Le scale a mano in ferro devono essere integre e provviste di dispositivi

antisdrucciolevoli; − Le scale devono essere dotate di dispositivi di appoggio antisdrucciolevole alla

base dei montanti ed in sommità, o in alternativa di ganci di trattenuta, per assicurarne la stabilità.

Naturalmente vale, per queste come per tutte le opere provvisionali, la regola del controllo periodico del loro stato di conservazione (p.e. le scale che presentano pioli rotti od altre anomalie devono essere subito scartate). Le principali accortenze che devono essere osservate durante il loro impiego sono:

− La scala deve superare di almeno un metro il piano di accesso, curando la corrispondenza del piolo con il piano medesimo;

− Le scale usate per l'accesso a piani successivi non devono essere poste una in prosecuzione dell'altra;

− La scala deve distare dalla verticale di appoggio per circa 1/4 della sua lunghezza.

− Le scale posizionate su terreno cedevole vanno appoggiate su un'unica tavola di ripartizione.

− Il luogo dove viene installata la scala deve essere sgombro di materiali. − Le scale non vincolate devono essere trattenute al piede da altra persona; − Durante gli spostamenti laterali nessun lavoratore deve trovarsi sulla scala; − Evitare l'uso di scale eccessivamente sporgenti oltre il piano di arrivo. − La scala deve essere utilizzata da una sola persona per volta limitando il peso

dei carichi da trasportare. − Quando si eseguono lavori in posizione elevata, utilizzando scale ad elementi

innestati, una persona deve esercitare da terra una continua vigilanza sulla scala.

− La salita e la discesa devono essere effettuate con il viso rivolto verso la scala. Le scale a mano non necessitano di parapetti a meno che non vengano usate per il superamento di due impalcati di ponteggio, e siano poste sul lato esterno del ponteggio stesso.

I principali rischi connessi all’uso delle scale a mano sono:

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− lo scivolamento, − lo sbandamento, − la flessione, − la rottura di un piolo, − la caduta dell'uomo.

Figura 4.1 – Esempi di scale portatili a mano

4.2.2 Scale fisse a pioli Le scale fisse a pioli, o “alla marinara”, sono strutture di accesso alte piu' di 5 m, e

poste con inclinazione superiore a 75°. Dal punto di vista tecnico esse devono: − essere dotate di solida gabbia di protezione, o parete retrostante distante non

più di 60 cm dal piano dei pioli, a partire da mt. 2,50 dalla partenza; − avere i pioli ad almeno 15 cm dalla parete in cui sono ancorati. Riferimenti a tali opere sono contenuti nell’art. 17 del D.P.R. 547 del

27/4/1955.

4.2.3 Scale fisse a gradini Le scale fisse a gradini non sono propriamente opere provvisionali, ma sono

classificate tra le strutture da realizzare per accedere ai posti di lavoro; esse dal punto di vista tecnico devono:

− avere dimensioni e resistenza in funzione delle esigenze del transito e del massimo affollamento,

− avere pedate ed alzate dimensionate a regola d'arte (2a + p = 62 cm), − essere munite di un corrimano, se delimitate da due pareti,

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Figura 4.2 – Scale a mano doppie

− essere dotate di idoneo parapetto verso il vuoto. − nel caso di un loro utilizzo prima di porre un'opera i gradini, sul percorso delle

rampe devono essere fissati intavolati larghi cm. 60, con listelli trasversali posti ogni 40 cm.

− i vani scala devono essere protetti con robusto intavolato in corrispondenza del 1 ° solaio.

Riferimenti a tali opere sono contenuti nell’art. 69 del D.P.R. n.164 del 7/1/1956 e art. 16 del D.P.R. 547 del 27/4/1955.

4.2.4 Scale ad elementi innestati Sono scale portatili composte di due o più elementi innestati (tipo all'italiana o

simili), per esse, oltre a quanto già prescritto per le scale a mano, si devono osservare le seguenti prescrizioni (art. 20 del D.P.R. 547 del 27/4/1955):

− la lunghezza della scala in opera non deve superare i 15 metri, salvo particolari esigenze, nel quale caso le estremità superiori dei montanti devono essere assicurate a parti fisse;

− le scale in opera lunghe più di 8 metri devono essere munite di rompitratta per ridurre la freccia di inflessione;

− nessun lavoratore deve trovarsi sulla scala quando se ne effettua lo spostamento laterale;

− durante l'esecuzione dei lavori, una persona deve esercitare da terra una continua vigilanza della scala.

4.2.5 Scale doppie Sono un posto di lavoro improprio, la

cui stabilità e' affidata anche al lavoratore che la usa perché immancabilmente tende a sporgersi e sbilanciarsi onde aumentare la superficie di intervento, sia orizzontale che verticale, prima del successivo posizionamento. Dal punto di vista tecnico le scale doppie (vedi art. 21 D.P.R. 547 del 27/4/1955):

− non devono superare l'altezza di 5 m, − devono essere provviste di catena di

trattenuta, od altro meccanismo per bloccare il compasso di apertura.

4.2.6 Scale aeree e ponti mobili sviluppabili su carro

La loro caratteristica e' che sono montate su carro, azionate meccanicamente e ad inclinazione variabile. Riferimenti a detti dispositivi sono contenuti nell’art. 22 del D.P.R. 547

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del 27/4/1955 e negli artt. 53 e 54 del D.P.R. n.164 del 7/1/1956. In particolare dette scale devono essere dotate di un proprio specifico libretto ove siano indicati: la targa; il nome del costruttore, l'anno di costruzione; istruzioni e grafici per il rispetto delle portate massime in funzione dell’altezza e della inclinazione del braccio; il numero di persone che contemporaneamente possono stare sulla scala; il collaudo iniziale e le verifiche annuali cui sono assoggettate (effettuate dall 'ispesl).

Le scale aeree non possono in ogni caso essere adoperate con pendenze minore di 60 gradi o maggiori di 80 gradi sull'orizzontale, ed il controllo della pendenza deve essere effettuato mediante dispositivo a pendolo annesso al primo tratto della scala. È necessario verificare che, prima dell’inizio delle operazioni di sollevamento, il carro sia in posizione orizzontale, anche con l'ausilio di stabilizzatori, sia posto su una base solida, e ad ogni ruota siano state applicate robuste calzatoie doppie, sagomate e collegate con catenelle o tiranti. La orizzontalità del carro deve poter essere controllata in ogni momento con idonea strumentazione.

Inoltre, i pezzi delle scale a tronchi distaccati, che compongono la volata, devono portare un numero progressivo nell'ordine di montaggio.

In fase operativa è necessario assicurarsi che: − qualunque operazione di spostamento e di messa a punto sia eseguita a scala

scarica; − durante la salita siano evitate scosse ed urti, − il lavoratore ed eventuali carichi, in ogni caso non superiori a 20 chilogrammi

a pieno sviluppo della scala, gravino sulla linea mediana della stessa, − non siano applicati sforzi di trazione da parte di chi lavora in cima alla scala, − la scala non poggi con la estremità superiore a strutture fisse..

sia posta la massima attenzione alla eventuale presenza di linee elettriche durante lo spostamento della scala aerea, evitando ogni possibilità di contatto, eventualmente abbassando opportunamente la volata della scala.

4.3 ANDATOIE E PASSARELLE Le andatoie devono avere larghezza non minore di 0,60 m, quando siano destinate

soltanto al passaggio di lavoratori, e di 1,20 m, se destinate al trasporto di materiali, e la loro pendenza non deve essere maggiore del 50% (vedi art. 27 del D.P.R. 547 del 27/4/1955 e art. 29 del D.P.R. n.164 del 7/1/1956 e Circolare Ministero del Lavoro 15/80) .

Sulle tavole che compongono il piano di calpestio inclinato devono essere fissati listelli trasversali a distanza di circa 40 cm, corrispondenti al passo di un uomo carico, inoltre le andatoie devono essere interrotte da pianerottoli di riposo ogni 6m. le tavole costituenti il piano di calpestio devono essere appoggiate sui traversi posti a distanza non superiore a 1,20 m dotati di supporti dimensionati in base alla portanza del piano di appoggio, alla lunghezza della passerella ed ai carichi di servizio previsti. Le andatoie e le passerelle devono essere munite, verso il vuoto, di normali parapetti e tavole fermapiede. Inoltre, qualora vi sia il pericolo di caduta di materiale dall'alto, le passerelle e le andatoie devono essere difese con un impalcato sovrastante. Durante la fase di esecuzione dei lavori è necessario eseguire sulle passerelle e le andatoie i controlli di seguito elencati, segnalando al responsabile del cantiere le eventuali anomalie:

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− :verificarne la stabilità e la regolarità con particolare riguardo alle tavole che compongono il piano di calpestio,

− verificare la robustezza dei parapetti, − verificare che non siano sovraccaricate.

4.4 PROTEZIONI DELLE APERTURE PROSPICIENTI IL VUOTO Protezioni vanno applicate su ogni apertura prospiciente il vuoto non protetta dal

ponteggio esterno (p.e. su balconi, pianerottoli, scale, vani degli ascensori, aperture a pavimento e casi simili, fosse della calce, le passerelle ecc), nonché in corrispondenza dei vani che abbiano una profondità superiore a m 0,50 (vedi D.P.R. 547/55 artt. 10, 16, 23, 26, 27, 193, 213, 242 , D.P.R. 164/56 artt. 4, 6, 24, 29, 56, 68, 69, Circolare Ministero del Lavoro 15/80 e Circolare Ministero del Lavoro 13/82). Tali protezioni provvisorie possono essere parapetti o sbarramenti (p.e. nel caso di vani a pavimento copertura con tavole da ponte fissate contro il pericolo di loro spostamento). Le protezioni devono essere allestite a regola d'arte, idonee allo scopo e fissate rigidamente a strutture resistenti, ed essere conservate in efficienza per l'intera durata del lavoro fino all'installazione delle eventuali protezioni definitive (i.e. vanno rimosse solo previa autorizzazione). Tale protezione non è richiesta solo per i piani di caricamento di altezza inferiore a m.1,50.

Si considera “parapetto normale” (art. 26 del D.P.R. 547 del 27/4/1955) allorchè: − sia costruito con materiale rigido, resistente e in buono stato di conservazione; − sia alto almeno 1 metro; − abbia almeno due correnti di cui uno intermedio posto a metà distanza tra quello

superiore ed il pavimento; − sia costruito, nell'insieme ed in ogni singolo elemento, in modo da poter resistere

alla massima sollecitazione in relazione a condizioni ambientali o funzioni specifiche (la norma UNI fissa tale sollecitazioni in 50 kg/ml).

I parapetti per le opere provvisionali devono essere provvisti di fascia di "arresto al piede", costituita da una fascia continua posta a pavimento alta 20 cm.

4.5 I PONTEGGI METALLICI FISSI

4.5.1 Generalità I ponteggi sono opere provvisionali impiegate essenzialmente nelle costruzioni

dell’ingegneria civile, al fine di consentire il sostegno e il transito del personale e/o il sostegno di materiali e di apparecchiature destinate al sollevamento di questi ultimi. Essi sono obbligatori per lavori da eseguire ad altezze superiori ai 2 m, al fine di minimizzare i pericoli di caduta di uomini o cose. I ponteggi costituiscono delle vere e proprie costruzioni e come tali vanno progettate secondo le norme strutturali vigenti, e comunque secondo le regole della buona tecnica delle costruzioni, e devono essere realizzate con tutte le precauzioni che si adottano per le costruzioni ordinarie. Inoltre sia nella fase di realizzazione che durante il loro impiego devono essere attuate tutte quelle misure di prevenzione degli infortuni causati dalla caduta

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del personale e delle cose (i.e. realizzazione di parapetti, mancorrenti, tavole fermapiede, mantovane, ecc.). I principali riferimenti normativi per i ponteggi sono: D.P.R. 164/56 artt. 30, 31, 32, 33, 34, 35, 36, 37, 38, D.M. 2/9/1968, Circolare Ministero del Lavoro 24/63, Circolare Ministero del Lavoro 13/82, Circolare Ministero del Lavoro 149/85.

Attualmente i ponteggi sono realizzati quasi esclusivamente in elementi metallici specificamente destinati a tale scopo ed approvati e autorizzati. Gli elementi devono riportare impresso il marchio della ditta costruttrice che costituisce la conferma della conformità dell’elemento con quelli provati in sede di collaudo.

I ponteggi devono essere realizzati in base alle specifiche tecniche ed alle caratteristiche contenute nel progetto soggetto ad approvazione, e conseguente autorizzazione, rilasciate dal Ministero del Lavoro (vedi D.P.R. n. 164/56). Essi possono essere realizzati in base solo ad un disegno esecutivo tipo, sempre obbligatorio, firmato dal responsabile del cantiere, se hanno ottenuto l'autorizzazione ministeriale, per le strutture:

− alte fino a m 20 dal piano d'appoggio delle piastre di base all'estradosso del piano di lavoro più alto;

− conformi agli schemi-tipo riportati nell'autorizzazione; − comprendenti un numero complessivo d'impalcati non superiore a quello

previsto dagli schemi-tipo; − con gli ancoraggi conformi a quelli previsti nell'autorizzazione e in ragione

d'almeno uno ogni 22 m2; − con sovraccarico complessivo non superiore a quello considerato nella verifica

di stabilità; − con i collegamenti bloccati mediante l'attivazione dei dispositivi di sicurezza.

I ponteggi che non rispondono anche ad una soltanto delle precedenti condizioni, devono essere allestiti in conformità ad una relazione di calcolo e ad un disegno esecutivo specifici, redatti da un ingegnere o architetto iscritto all'albo professionale (vedi Tabella 4.1 e Tabella 4.2). Nel caso di ponteggio allestito con elementi misti sovrapposti è necessaria, oltre alla documentazione di calcolo aggiuntiva, quella dei diversi fabbricanti. L'installazione sul ponteggio di tabelloni pubblicitari, teloni, reti o altri elementi che offrano resistenza al vento, richiede pure la documentazione di calcolo aggiuntiva. Le eventuali modifiche al ponteggio devono essere riportate nella prevista documentazione.

I tipi di ponteggi metallici utilizzati sono: − I ponteggi a tubi e giunti, in cui le stilate sono costituite da due montanti uniti,

per mezzo di giunti, con più traversi; in essi può essere scelta l’altezza a cui posizionare gli impalcati e pertanto sono generalmente destinati all’esecuzione di strutture libere da vincoli;

− I ponteggi a telai prefabbricati, che sono costituiti da telai prefabbricati (di forma e dimensioni fisse) e consentono la realizzazione di impalcati a livelli altimetrici prefissati e sono destinati alla realizzazione di strutture regolari e ripetitive.

Gli elementi principali dei ponteggi metallici sono: − gli ancoraggi, − la basetta,

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− le controventature, − i correnti, − le diagonali, − i giunti, − gli impalcati, − i mancorrenti, − le mensole, − i montanti, − i parapetti, − i parasassi (o mantovane), − i perni, − i ponteggi, − il sottoponte o ponte di sicurezza, − le stilate − i telai − la torre vano, − i traversi

Ulteriori dettagli circa il progetto ed il montaggio dei ponteggi sono contenuti in

[3].

4.5.2 Indicazione per la sicurezza del lavoro I ponteggi metallici, a tubi e giunti o ad elementi prefabbricati, devono essere

allestiti a regola d'arte, secondo le indicazioni del costruttore e devono essere conservati in efficienza per l'intera durata dei lavori.

I principali rischi durante il montaggio e l’uso dei ponteggi sono connessi: Cadute di persone dall'alto, punture, tagli, abrasioni, scivolamenti, cadute a livello, caduta di materiale dall'alto, movimentazione manuale dei carichi.

Le principali misure di prevenzione possono essere sinteticamente riassunte nei punti di seguito indicati:

− Il montaggio e lo smontaggio del ponteggio siano eseguiti da personale pratico ed idoneo, dotato di dispositivi personali di protezione, rispettando quanto indicato nell'autorizzazione ministeriale e sotto la diretta sorveglianza di un preposto ai lavori.

− Il ponteggio abbia un piano di appoggio solido e di adeguata resistenza, mezzi di collegamento efficaci, ancoraggi sufficienti e robusti e deve possedere una sicura stabilità.

− Gli impalcati, realizzati con tavole di legno o con tavole metalliche, sianoessere messi in opera secondo quanto indicato nell'autorizzazione ministeriale o secondo progetto.

− Sui ponti di servizio sia vietato qualsiasi deposito, salvo quello temporaneo dei materiali e degli attrezzi in uso, la cui presenza non deve intralciare i movimenti e le manovre necessarie per l'andamento del lavoro ed il cui peso deve essere sempre inferiore a quello previsto dal grado di resistenza dell'impalcato.

− Gli impalcati di servizio abbiano un sottoponte di sicurezza, costruito come il ponte, a distanza non superiore a m 2,50 con la funzione di trattenere persone o

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materiali che possono cadere dal ponte soprastante in caso di rottura di una tavola.

− Alla base di ogni ponteggio sia espostoe il cartello che ne indichi le caratteristiche (per costruzione o per manutenzione, numero degli impalcati previsti dall'autorizzazione o dal progetto, carichi massimi ammissibili sugli impalcati stessi).

− Teli o reti non esonerano dall'obbligo di applicare i parasassi in corrispondenza dei luoghi di transito o di stazionamento all'altezza del solaio di copertura del piano terreno ed eventualmente, per ponteggi molto alti, da ripetersi, con l'avanzare dei lavori, ogni dodici metri (ogni sei piani di ponteggio).

− Reti o teli devono essere contenuti all'interno dei correnti o, in ogni caso, devono essere fissati molto saldamente.

Durante l’esecuzione dei lavori è inoltre opportuno verificare: − che il ponteggio sia realizzato dove necessario; − che il ponteggio sia in buone condizioni di manutenzione, che il marchio del

costruttore si mantenga rintracciabile e decifrabile; − la stabilità e l'integrità, ad intervalli periodici e specialmente dopo violente

perturbazioni atmosferiche o prolungata interruzione delle attività; − la possibilità di accedere ai vari piani del ponteggio in modo comodo e sicuro

(le scale a pioli di collegamento fra i diversi piani devono essere sicure e vincolate, possibilmente non devono essere in prosecuzione una dell'altra e, se poste verso la parte esterna del ponteggio, devono essere dotate di una laterale protezione);

− che non si salga o scenda lungo gli elementi del ponteggio; − che non si corra o salti sugli intavolati del ponteggio; − che non si getti dall'alto materiale di qualsiasi genere; − che si abbandoni il ponteggio in presenza di un forte vento; − che gli elementi del ponteggio, ritenuti idonei al reimpiego, siano conservati

separati dal materiale non più utilizzabile; − Che sia segnalata al responsabile del cantiere qualsiasi anomalia.

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Tabella 4.1: Quadro sinottico dei dati e delle verifiche da riportare nei progetti dei ponteggi.

PRINCIPALI DATI DA RIPORTARE a) Peso proprio del ponteggio e

sezioni di verifica b) Tipo di materiale in acciaio tipo 1 o

2, Fe 360 o Fe 510 c) Tipo di ponteggio, da costruzione o

da manutenzione d) Carichi sugli impalcati e propri dei

tavolati e) Il numero di impalcati f) Il sovraccarico complessivo in

proiezione verticale.

Principali sollecitazioni da riportare a) Momenti sui montanti dei telai b) Momento dovuto all’azione del vento:

variazione pressione del vento/quota secondo zone Italia

c) Momento dovuto al carico di esercizio d) Carichi a pressoflessione e) Azioni nel tratto a montante singolo f) Azioni nei tratti eventuali a montante

multiplo g) Giunti e capacità di resistenza a

scorrimento h) Forza all’ancoraggio i) Carichi a compressione sulle diagonali l) Carico massimo al piede e relativa

pressione sul suolo. LE PRINCIPALI VERIFICHE DA EFFETTUARE

Elementi Tipo di verifica

Montante sforzo assiale + flessione per maggiore numero di tavolati ponteggio

Massima lunghezza libera montante Pressoflessione

Diagonali facciata/telaio parapetto sforzo trazione compressione

Montanti sotto carichi da diagonali Pressoflessione SBALZI

Diagonali in pianta trazione/compressione

Corrente interno + parasassi sforzo assiale + flessione

Giunti Scorrimento

Stilate sforzo di taglio

Telaio ai carichi d’esercizio Flessione

Impalcato: resistenza flessione

ANCORAGGI Sforzo secondo i vari tipi a cravatta scorrimento del giunto a sbadacchio con anello tranciamento dell’anello a vitone flessione dell’asta e scorrimento del

giunto a tassello trazione o azione secondo il tipo di

collegamento/materiale

verifica del coefficiente di sicurezza

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Tabella 4.2: Indice dei disegni del progetto esecutivo dei ponteggi

DISEGNI ESECUTIVI DEI PONTEGGI

A) Il tipo di costruzione: prefabbricati, o a tubi e giunti ed il costruttore. B) Altezza strutturale massima delle varie sezioni. C) Presenza di parasassi, canale di scarico, cartelli pubblicitari, reti di

protezione ed altre schermature, che aumentano la superficie esposta al vento ed il peso proprio.

D) Ultimo ripiano di lavoro utilizzabile per ogni facciata. E) Il numero di impalcati per ogni sezione. F) I carichi per ogni tavolato che dovranno essere rispettati nel lavoro in

cantiere. G) Il massimo valore di pressione a terra. H) il massimo carico ammesso per il castello di tiro. I) Il massimo carico ammesso per le piazzole di carico. L) Presenza di diagonali in pianta per piano. M) Diagonali di facciata per campo. N) Correnti per piano di ponteggio. O) Posizione, numero e tipo degli ancoraggi. P) Posizione degli eventuali giunti doppi. Q) Disegno in scala standard 1:100; eventuali particolari esplicativi del

montaggio scala 1:50 oppure 1:20. R) Il riquadro delle iscrizioni, zona del foglio in basso a destra, strutturato a

norme vigenti e predisposto per contenere le informazioni relative alla identificazione; la forma sarà rettangolare e le dimensioni inferiori del riquadro saranno quelle del foglio A4, cioè larghezza 190 mm con bordi di 10 mm, mentre l’altezza dipenderà dalla entità delle notizie; la parte prestampata non supererà l’altezza di 148,5 mm. I principali dati presenti e necessari saranno:

a) committente; b) cantiere; c) composizione ponteggio; d) esecuzione progetto; e) data; f) numero disegno e disegnatore.

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4.6 I CASTELLI DI CARICO E SCARICO

4.6.1 Generalità Nei cantieri edili, una volta effettuata la realizzazione dei solai, l’introduzione dei

materiali all’interno non può più essere effettuata attraverso le gru, essa invece avviene attraverso i castelli di carico (o di tiro) e le piazzole.

In particolare i castelli di carico sono destinati a consentire la movimentazione di salita e discesa dei materiali a mezzo di argani e il loro afflusso all’interno della costruzione. Il principale riferimento normativo è costituito ancora una volta dal D.P.R. 164/56 artt. 55, 56. La loro costruzione deve rispondere a rigorosi criteri tecnici che ne garantiscano solidità e stabilità, in particolare: I castelli devono essere ancorati alla costruzione ad ogni piano di ponteggio; I montanti devono essere controventati per ogni due piani di ponteggio; Gli impalcati devono risultare ampi per quanto necessario e robusti; Gli intavolati devono essere formati con tavole di spessore non inferiore a cm 5, poggianti su traversi aventi sezione ed interasse dimensionati in relazione al carico massimo previsto per ciascun piano; Su tutti i lati verso il vuoto deve essere installato un parapetto normale, con tavola fermapiede; Per queste strutture il progetto è sempre obbligatorio e tutte le citate caratteristiche devono essere comunque contemplate nella relazione di calcolo e nel disegno redatto da ingegnere o architetto abilitato.

Per i dettagli costruttivi e progettuali relativi a tali elementi si può fare riferimento

a [3].

4.6.2 Indicazione per la sicurezza del lavoro I principali rischi durante il montaggio e l’uso sono connessi a: cadute di persone

dall'alto, punture, tagli, abrasioni, scivolamenti, cadute a livello, movimentazione manuale dei carichi.

Le misure di prevenzione che si possono mettere in atto consistono: − Per il passaggio del carico, lasciare un varco con un parapetto mobile, non

asportabile, apribile solo verso l'interno, delimitato da robusti e rigidi sostegni laterali e con tavola fermapiede alta non meno di cm 30.

− Realizzare il parapetto con un cancello che si chiuda automaticamente abbandonandone l'azione d'apertura.

− Applicare, dal lato interno dei sostegni laterali, due staffoni in ferro, sporgenti almeno cm 20, ai quali l'addetto possa afferrarsi.

− Mettere a disposizione dell'operatore la cintura di sicurezza. − Esporre su ogni piano del castello il cartello con l'indicazione della sua portata

massima. Durante l’esecuzione dei lavori è opportuno: − Verificare gli ancoraggi e le condizioni delle tavole da ponte. − Controllare che le protezioni perimetrali del castello siano complete e che il

cartello di portata massima permanga visibile.

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− Verificare che l'eventuale posto di carico e scarico a terra sia segnalato e protetto, o delimitato con barriere, per impedire la permanenza ed il transito sotto i carichi;

− Verificare la disponibilità e l’uso dei dispositivi di protezione individuali (i.e. casco, guanti, cinture di sicurezza).

Figura 4.3 – Prospetto di un castello di carico e scarico

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4.7 BALCONCINI DI CARICO E SCARICO

4.7.1 Generalità Sono delle piazzole a sbalzo sfalsate rispetto alla verticale, aggettate in aggiunta al

ponteggio, che consentono il carico/scarico dei materiali movimentati dagli argani posti sui castelli di tiro, esse sono previste dall’articolo 56 del D.P.R. 164/56.

Alcune indicazioni relative a tali elementi sono: − I balconcini, o piazzole di carico, vanno realizzati a regola d'arte, dimensionati

e idonei allo scopo ed essere conservati in efficienza per l'intera durata del lavoro.

− L'intavolato dei balconcini di carico deve essere costituito da tavole di spessore non inferiore a cm 5, poggianti su traversi con sezione ed interasse dimensionati al carico massimo previsto.

− Gli impalcati devono essere sufficientemente ampi e muniti sui lati verso il vuoto di parapetti completamente chiusi, per evitare la possibilità che il materiale scaricato cada dall'alto.

− I balconcini di carico devono essere realizzati conformemente a quanto previsto dall'autorizzazione ministeriale, con particolare riguardo alle dimensioni di larghezza e profondità. In caso contrario è necessario elaborare la documentazione di calcolo aggiuntiva;

− Ai fini della stabilità del ponteggio, sulla stessa verticale non possono insistere più balconcini di carico.

Per i dettagli costruttivi e progettuali relativi a tali elementi si può fare riferimento

a [3].

4.7.2 Indicazione per la sicurezza del lavoro I principali rischi durante il montaggio e l’uso sono connessi a: cadute di persone

dall'alto, punture, tagli, abrasioni, scivolamenti, cadute a livello, movimentazione manuale dei carichi.

Durante l’esecuzione dei lavori è opportuno: − Verificare la stabilità e le condizioni degli impalcati e dei parapetti; − Verificare che sia possibile accedere al balconcino di carico in modo sicuro; − Verificare che sia presente e chiaramente visibile l’indicazione relativa il limiti

di portata massima che il balconcini, o la piazzole di carico, sono predisposti per ricevere;

− Verificare che non siano rimosse le protezioni; − Accertare che l'operatore abbia una completa visione della movimentazione

del carico effettuata con l'apparecchio di sollevamento; − Concordare le segnalazioni operative con l'operatore addetto all'imbracatura

del carico e della manovra dell'apparecchio di sollevamento; − Controllare la disponibilità e l’uso dei dispositivi di protezione individuali

(casco, guanti, cinture di sicurezza); − Segnalare al responsabile del cantiere qualsiasi anomalia. .

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Figura 4.4 – Vista schematica di una piazzola di carico.

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Figura 4.5 - Esempio di piazzola di carico e scarico dimensionata per sovraccarichi distribuiti di 300 daN/m2 .

4.8 I PONTEGGI MOBILI

4.8.1 I ponteggi sospesi I ponteggi sospesi sono opere provvisionali mobili destinate ad operare ancorate

alla costruzione esistente e sono regolati dagli artt. da 39 a 50 del D.P.R. n. 164/56. Attualmente trovano impiego sempre più limitato ed essenzialmente per opere di finitura. I ponti sospesi strutturalmente sono costituiti da: − un impalcatura (art. 40 D.P.R. n.164/56), − un argano di manovra (art. 42/164) con una fune di sospensione alle estremità

(due argani e due funi nel caso di "ponti pesanti"), − travi di sostegno, − funi di trattenuta.

L'unità di ponte deve essere costituita da due telai metallici, collegati da correnti che sostengono i traversi, sui quali viene fissato il tavolame. I due telai devono essere

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montati con distanza di non più di tre metri ed i correnti devono avere un franco a sbalzo, oltre ciascun telaio, di 50 centimetri e devono essere muniti di un sistema di trattenuta contro il pericolo di sfilamento dai telai. Il piano di calpestio, avente larghezza di 1 m (1,50 m per i ponti pesanti), è costituito da tavole di spessore non inferiore a 4 centimetri, bene accostate fra loro ed assicurate contro eventuali spostamenti. Il legname impiegato nel ponte deve essere a fibre longitudinali dirette e parallele, privo di nodi. Gli elementi in legno possono essere sostituiti da elementi metallici di resistenza non minore. Il collegamento di più unità di ponti pesanti deve essere effettuato rendendo direttamente connesse fra di loro le unità contigue, senza inserzione di passerelle tra l'una e l'altra. I bulloni usati nel montaggio devono essere assicurati con rondelle elastiche e con controdadi.

Gli argani (stesso tipo e stessa portata) sono rigidamente connessi ai telai di sospensione ed hanno il tamburo di avvolgimento non inferiore a 12 volte il diametro della fune e la flangia con tronco di almeno 2 volte il diametro della fune, a completo avvolgimento. Essi sono dotati di arresto con discesa autofrenante hanno, in posizione visibile, una targhetta indicante il carico massimo ed il numero delle persone ammesse, la casa costruttrice, l'anno di costruzione, il n. di matricola. Gli argani sono soggetti a collaudo e verifica biennale, riportati su apposito libretto di immatricolazione (art. 50 del D.P.R. n.164/56).

Le travi di sostegno (art. 41 D.P.R. n.164/56) sono costituite da profilati in acciaio dimensionati per lo specifico uso, e devono essere ancorate nella costruzione per una lunghezza doppia della sporgenza libera (e' vietato usare contrappesi).

Le funi di trattenuta (art. 43 D.P.R. n.164/56) sono collegate alle travi di sostegno mediante anelli o ganci, con non meno di 3 morsetti a bulloni (coefficiente di sicurezza non inferiore a 6) e devono essere di tipo flessibile, con fili di acciaio carico di rottura compreso tra 120 e 160 daN/mm2 e coefficiente di sicurezza non inferiore a 10. L’attacco delle funi al tamburo deve essere piombato e l'attacco ai ponti deve essere a non meno di 1,50 m dall 'impalcato. Le funi necessitano di periodiche revisioni (trimestrali) e ingrassatura ed i risultati delle verifiche vanno riportati su apposito libretto.

I parapetti (art. 41/164) dei ponti sospesi devono avere il corrente superiore in ferro tubolare con diametro di 40 mm, il corrente intermedio con distanza non maggiore di 30 cm dal corrente superiore e la "tavola fermapiedi" alta 80 cm. Nei ponti leggeri i parapetti vanno applicati anche sul lato verso l'edificio, mentre nei ponti pesanti e' sufficiente una sponda alta almeno cm. 5; dovendo l'impalcato, in questi ponti, essere distante dalla costruzione non più di 10 cm.

È opportuno ricordare che ad ogni livello di lavoro i ponti vanno ancorati all'edificio ed è vietato usare il ponte come apparecchio di sollevamento così come e' vietato installare sui ponti apparecchi di sollevamento.

Si ricorda inoltre che per il collaudo e le verifiche biennali degli organi dei ponti sospesi, ai sensi del D.M. 12/05/59, deve mettersi a disposizione del funzionario addetto, il personale necessario, escluse le apparecchiature di misurazione.

Sui ponti sospesi leggeri, che hanno una fune di sospensioni ed un argano di manovra per ciascuna estremità, non devono gravare sovraccarichi, compreso il peso dei due lavoratori, superiori a 100 chilogrammi per metro lineare di sviluppo (larghezza ≤ 1m). Sui ponti sospesi pesanti (larghezza ≤ 1,50m), che hanno quattro funi di sospensione per ogni unità (ponte singolo) e quattro argani di manovra, non è consentita la contemporanea presenza di persone in numero superiore a quello indicato nelle targhette relative agli argani.

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91

Gli argani dei ponti sospesi devono essere manovrati simultaneamente nei ponti leggeri ed alternativamente sui due laterali se trattasi di ponti pesanti, avendo cura che la pendenza dell'impalcato non superi, ogni volta il 10%.

Il lavoro sui ponti sospesi e' vietato ai minori di 18 anni ed alle donne, inoltre i lavoratori devono essere formati (almeno uno dei due) sulle manovre da eseguire.

L'accesso e l'uscita degli addetti dai ponti deve avvenire con modalità sicure e con l’uso di cinture di trattenuta; solo per i ponti pesanti è ammesso l'uso di scala a mano, previo ancoraggio della stessa e del ponte.

Le zone sottostanti ai ponti sospesi devono essere segnalate e recintate per evitarne il transito.

Figura 4.6 - Esempio di ponte sospeso

4.8.2 I ponteggi sospesi motorizzati o autosollevanti I ponti sospesi motorizzati, simili ai ponti sospesi, sono costituiti da navicelle o

piattaforme sospese a mezzo di organi flessibili e sollevate da organi a motore elettrico. Essi possono essere permanenti, ed in tal caso sono fissati alla costruzione di cui sono a servizio, oppure mobili se possono lavorare in più luoghi diversi per periodi di tempo limitati ed in modo non vincolato alla struttura portante del costruendo. Nel primo caso i ponti sospesi motorizzati sono spesso realizzati con travi portanti a traliccio in acciaio poste ai due lati, e fissate alla costruzione ogni 2 livelli di piano, mediante staffoni a v, e la movimentazione della piattaforma avviene attraverso una guida a cremagliera situata nei tralicci stessi (D.M. 4/3/82). Tali

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apparati sono destinati al sollevamento di persone e di materiale necessario al lavoro da eseguire.

I ponti sospesi motorizzati hanno le stesse prescrizioni già illustrate per i ponti sospesi, ma si differenziano da questi per i seguenti aspetti: − il sollevamento e la discesa sono comandati da argani azionati mediante forza

motrice. (motoriduttori), − gli argani possono essere indifferentemente montati all'interno o all'esterno della

piattaforma, − gli argani sono dotati di freno che agisce automaticamente in mancanza di forza

motrice, − la piattaforma deve essere prevista per un carico massimo di 200 kg/mq pari a

due persone con 20 kg di materiale ciascuna (sono collaudati per una portata di 240 kg, con un franco quindi del 20%).

Il montaggio di tali opere provvisionali deve essere effettuato seguendo le

indicazioni riportate sul libretto della casa costruttrice; inoltre l'impianto elettrico di f.m. e le strutture metalliche devono essere messe a terra.

Per i ponti posti ad altezza >60 m è obbligatoria l’installazione sul ponte di uno strumento misuratore della velocità del vento, in quanto il loro uso è vietato per velocità >45 km/h (60 km/h in caso sia munito di guide).

Figura 4.7 - Ponte sospeso motorizzato

4.8.3 I ponteggi su cavalletti I ponti su cavalletti sono utilizzati prevalentemente per lavori all'interno degli

edifici (quali tramezzature, intonaci e tinteggiature, impiantistica ecc.) ad altezze inferiori a 2 m. I ponti su cavalletti sono costituiti da due o più cavalletti con un

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impalcato di tavoloni (vedi art. 51 D.P.R. n.164/56). I cavalletti devono essere irrigiditi da tiranti e diagonali e i tavoloni dell’impalcato, devono essere ben accostati tra loro e fissati ai cavalletti.

È opportuno inoltre sottolineare il rispetto per i ponti a cavalletti delle seguenti indicazioni: − i cavalletti devono appoggiare su pavimento solido e piano, − la distanza massima fra due cavalletti è di m 1,80, con le normali tavole da ponte

da cm 20 x 5, e di m 3,60 con tavole da cm 30 x 5 cm, − la larghezza dell'impalcato non deve essere inferiore a cm 90, − le tavole dell'impalcato devono essere accostate fra loro e fissate ai cavalletti. − l’impalcato deve essere ad una altezza non maggiore di 2,00 m, − le parti laterali a sbalzo devono essere di lunghezza non maggiore di 20 cm, − devono essere allestiti a regola d'arte ed essere conservati in efficienza per l'intera

durata del lavoro, − possono essere usati solo per lavori da eseguirsi al suolo o all'interno degli edifici, − non devono essere montati sugli impalcati dei ponteggi esterni, − non possono essere usati uno in sovrapposizione all'altro, − non è consentito l’uso come appoggi di mezzi di fortuna quali scale a pioli, pile di

mattoni, sacchi di cemento e simili. Durante l’esecuzione dei lavori è inoltre sempre opportuno:

− verificare le condizioni generali della struttura, con particolare riguardo all'orizzontalità dell'impalcato, all'integrità dei cavalletti e delle tavole,

− non modificare la corretta composizione del ponte rimuovendo i cavalletti o tavole,

− non sovraccaricare il ponte con materiali eccedenti quelli necessari per la lavorazione in corso.

Figura 4.8 - Ponti su cavalletti

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Figura 4.10 – Ponte su ruote

4.8.4 I ponteggi mobili su ruote I ponti mobili su ruote o trabattelli sono ponteggi metallici ad elementi

componibili (telai prefabbricati), innestabili uno sull’altro, dotati di ruote idonee a consentirne la traslazione al termine del lavoro eseguito. L’uso dei ponti su ruote è regolato dall’art. 25 del D.P.R. n.547/55, dagli artt. 30, 52 del D.P.R. 164/56 nonchè Circolare Ministero del Lavoro 24/82. Tali ponti non sono soggetti ad alcun iter autorizzativi da parte di strutture pubbliche ma dovrebbero essere progettate nel rispetto delle norme UNI (UNI 10011/67, UNI 10012/67, UNI 7070 , nonché tutte le normative relative alla qualità e all’utilizzo dei profilati per strutture metalliche).

Figura 4.9 - Rappresentazione schematica di alcuni tipi di ponteggi mobili su ruote.

Per quanto concerne le caratteristiche tecniche e di sicurezza da tenere presenti si

sottolinea che: − I ponti a torre su ruote devono essere realizzati a regola d'arte, essere idonei

allo scopo ed essere mantenuti in efficienza per l'intera durata dei lavori;

− La stabilità deve essere garantita anche senza la disattivazione delle ruote, prescindendo dal fatto che il ponte sia o meno ad elementi innestati, e fino all'altezza e per l'uso cui può essere adibito;

− Nel caso in cui la stabilità non sia assicurata contemporaneamente alla mobilità, i ponti su ruote sono assimilabili ai ponteggi metallici fissi;

− Devono avere una base sufficientemente ampia da resistere, con largo margine di sicurezza, ai carichi e alle sollecitazioni cui possono essere sottoposti durante gli spostamenti;

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− I ponti su ruote devono essere usati esclusivamente per l'altezza massima prevista dal costruttore;

− Sull'elemento di base deve essere esposta una targa riportante i dati del fabbricante, le caratteristiche della struttura e le indicazioni di sicurezza.

Nell’impiego bisogna sempre verificare che: − Durante l’uso il ponte sia ancorato almeno ogni due piani (è opportuno

l’ancoraggio ogni volta che il momento stabilizzante sia inferiore a 2 volte il momento ribaltante);

− Il piano di scorrimento delle ruote sia compatto e livellato; − Il ponte sia dotato di dispositivo per il controllo dell'orizzontalità; − L'impalcato sia completo e ben fissato sugli appoggi; − Il parapetto di protezione sul piano di lavoro sia completo di tavola fermapiede; − L'accesso ai vari piani di calpestio sia effettuato tramite l’utilizzo di regolari scale

a pioli; − Siano state rispettate con scrupolo le prescrizioni e le indicazioni fornite dal

costruttore; − Sia rispettata l’orizzontalità e verticalità della struttura; − Siano stati usati i ripiani in dotazione e non impalcati di fortuna; − Non vi siano linee elettriche aeree a distanza inferiore a m 5; − Non siano stati installati apparecchi di sollevamento sul ponte; − Non vengano effettuare spostamenti con persone o materiali instabili sul ponte.

4.9 I PONTEGGI A SBALZO I ponti a sbalzo possono essere costruiti (art. 25 D.P.R. n.164/56) purché sia

garantita la solidità e la stabilità. Per tali elementi valgono in generale le indicazioni relative ai ponteggi, devono essere assicurati inoltre i seguenti requisiti:

− impalcato con tavole connesse tra loro, − parapetto pieno, o almeno al primo ponte, − impalcato con larghezza utile inferiore a mt. 1,20. Per quanto concerne i traversi essi devono: − essere solidamente ancorati, all'interno dell'edificio, a parti stabili e irrigiditi

con saettoni (non sono ammessi in linea generale i contrappesi), − appoggiare su strutture resistenti, − essere collegati internamente con due robusti correnti di cui uno applicato

contro il lato interno del muro dell’edificio.

4.10 ALTRE OPERE PROVVISIONALI

Sono considerate opere provvisionali accessorie: a) le impalcature mobili per il getto dei pilastri, b) le passerelle e gli impalcati a sbalzo per il getto dei solai, c) le mantovane, poste all'altezza del 1° piano contro il pericolo di caduta di

materiali dall'alto, d) i puntellamenti o sbadacciature contro il pericolo di smottamento del terreno.

5 ESERCIZI SULLE MACCHINE

Esercizio 1 - Escavatore Un’impresa deve eseguire uno scavo per asportare un volume di terreno pari a 15300

m3 , il terreno da scavare è una sabbia limosa umida. Il piano inferiore dello scavo è ad una profondità di 2.4 m dalla superficie e l’organizzazione del lavoro prevede una rotazione di 60-90°.

La durata dell’operazione prevista è di 10 gg e l’impresa esecutrice ha pianificato una quantità di ore lavorative al giorno pari a 8÷10 ore/gg stimando un efficienza pari a circa l’83 % (quindi 50 minuti di lavoro effettivo per ogni ora di lavoro nominale).

L’impresa esecutrice dispone di due escavatori cingolati tipo A con benna da 1.0 m3 e tipo B con benna da 1.9 m3 . Si vuole valutare quale delle due macchine appare più idonea ad eseguire il lavoro nei tempi previsti.

Soluzione Considerando un fattore di decostipamento del 25% il volume da movimentare

risulta essere pari a: Vreale= 15300x1.25=19100 m3.

L’escavatore utilizzato deve quindi produrre 1900 m3 di scavo al giorno il che implica, avendo considerato una giornata lavorativa di non più di 10 ore, una produttività oraria di 190 m3 /ora. Osservando che è stata prevista un’efficienza lavorativa dell’83% (per 50 minuti di lavoro per ora lavorativa) la produttività dell’escavatore dovrà essere pari a circa 230 m3 /ora.

Ricordando che le formule per il calcolo della produttività di un escavatore sono:

bennac

teorica Csr

TP ⋅⋅= 3600

=⋅⋅⋅⋅= γβαfPP teoricareale 218 * 0.83 * 1 * 1*1 / 1.25 = 144.7 [mc/ora] dove: Cbenna è il volume al colmo della benna; r è il coefficiente di riempimento benna (vedi Tabella 5.2); f è il coefficiente di rendimento del cantiere; s è il coefficiente di rigonfiamento del terreno; Preale è la produttività nelle reali condizioni di impiego; Pott è la produttività in condizioni medie ottimali; α è il coefficiente per rotazione torretta differente da 60÷90°; β è il coefficiente di comparazione benna, diversa dalla benna diritta; γ è il coefficiente di profondità di scavo, diversa dalla profondità ottimale (<1 per

benna colma con + di un movimento); Poiché caso specifico i coefficienti e le costanti sopra menzionate assumono i valori

indicati nella Tabella 5.1, si ottengono le seguenti equazioni:

bennac

bennac

ott CT

Csr

TP ⋅⋅=⋅⋅=

25.100.136003600

=⋅⋅⋅⋅= γβαfPP ottreale Pott * 0.83 * 1 * 1*1 da cui si può ricavare il tempo di ciclo necessario:

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=⋅⋅⋅⋅⋅⋅= bennareale

c CP

T 11183.025.100.13600 15.72*Cbenna

Tabella 5.1: Valori assegnati ai coefficienti presenti nella formula per la valutazione della produttività dell’escavatore. Coefficiente Valore

r 1.00 s 1.25 f 0.83 α 1.00 β Non si impiega perché si fa già

riferimento ad una specifica macchina γ 1.00

Tabella 5.2: Valori indicativi del coefficiente di riempimento in funzione del tipo di terreno da scavare.

Materiali Intervalli di valori per il Coefficiente di riempimento r Limo e sabbie argillose 100 ÷ 110% Sabbia o aggregati grossi 95 ÷ 110 % Argilla compatta 80 ÷ 90 % Rocce ben frantumate 60 ÷ 75% Rocce poco frantumate 40 ÷ 50 %

Pertanto i due escavatori dovrebbero effettuare lo scavo con i seguenti tempi di ciclo

teorici: Escavatore cingolato A (sigla 320) con la benna da 1 m3 Tc = 15.72 * 1.00 = 15.72 sec Escavatore cingolato B (sigla 330) con la benna da 1.90 m3 Tc = 15.72 * 1.90 = 29.88 sec Per giudicare se tali tempi di ciclo sono plausibili impieghiamo l’abaco che la casa

costruttrice degli escavatori ci ha fornito, per valutare i tempi di ciclo in condizioni standard (vedi Figura 5.1).

Confrontando i tempi di ciclo necessari per eseguire il lavoro nei tempi previsti con i due escavatori disponibili con i tempi di ciclo forniti dal produttore (vedi Figura 5.1) si osserva che l’escavatore A (sigla 320) dovrebbe lavorare con tempi di ciclo al di sotto dei valori medi e quindi con produttività prossima ai valori massimi, mentre l’escavatore B (sigla 330) dovrebbe lavorare con tempi di ciclo largamente superiori ai medi e quindi con produttività facilmente raggiungibili.

Entrambi gli escavatori potrebbero quindi svolgere l’operazione nei tempi previsti, pertanto in questo caso la scelta definitiva deve essere effettuata a valle di una più accurata valutazione delle reali condizioni di lavoro, in particolare andrà accertata: l’abilità dell’operatore, la sequenza operazioni (p.e. rotazione prevista), la profondità di scavo, ecc..

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Figura 5.1 – Abaco per la valutazione dei tempi di ciclo medi indicati dal produttore delle macchine escavatrici.

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Esercizio 2 - Livellatrice Un impresa esecutrice deve eseguire la finitura della superficie di un rilevato stradale

di larghezza 11 m e di lunghezza 10 km (area totale=110000 m2) . Essa dispone di un motor-grader (Carterpillar 140H) con una lama di lunghezza paria a 3.66 m. Si vuole sapere che tempo si deve prevedere per tale operazione.

Ricordando che la produttività può essere stimata attraverso la seguente espressione:

NfAPreale

⋅=

dove Preale è la produttività reale della livellatrice [m2 /h], A = v * (Le - Lo) * 1000 *E v è la velocità operativa della macchina [km/h], Le=L x cos θ è larghezza effettiva della lama [m], Lo è la larghezza della fascia di sovrapposizione (generalmente pari a 0.6 m) [m], E è un coefficiente riduttivo per tenere conto tiene conto delle caratteristiche dell’operazione da eseguire nonché dell’abilità dell’operatore,

f è il coefficiente di rendimento, N è il numero di passate necessarie, γ è l’angolo di inclinazione in pianta della lama della livellatrice. Per quanto concerne le velocità operative valori indicativi sono riportati nella Tabella

5.3; il coefficiente di efficienza tiene conto delle caratteristiche dell’operazione da eseguire nonché dell’abilità dell’operatore, esso può essere posto in via indicativa, ed in mancanza di misure dirette, pari a 0.70÷0.85.

Tabella 5.3: Velocità operative tipiche in funzione dell’operazione eseguita dalla livellatrice.

Operazione Velocità Finitura 0÷4

Miscelazione profonda 0÷9 Manutenzione cunette 0÷5

Manutenzione stradale (strade bianche) 5÷16 Considerando un angolo di inclinazione della lama di 60° ed una velocità operativa di

3 km/h e un efficienza lavorativa dell’83% (50 minuti per ora), si ha una produttività reale pari a: Preale = v * (Le - Lo) * 1000 * E* f / N= = 3 * (3.17 – 0.6) * 1000 * 0.8 *0.83 /2 = 2559 [m2 /h]

Considerando un giornata lavorativa di 8 ore si ha una produzione giornaliera di Pgiorno=2559 * 8 = 20472 [m2 /gg].

Il tempo necessario ad eseguire l’operazione sarà pertanto pari a : Ttot = 110000/39968 = 5.37 ≈ 6 gg

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Esercizio 3 - Pala Caricatrice Si devono movimentare dei cumuli di inerti scaricati da un trasportatore a nastro e

trasportarli ad una distanza di 150 m per caricarli su autocarri, adoperando una pala meccanica gommata con una benna di volume pari a 3 m3 (volume al colmo pari a 3.5 m3). Si desidera valutare che quantità di materiale si riesce a movimentare con una specifica pala per ogni ora di lavorazione (produttività oraria), tenendo presente che il tempo effettivo di lavoro è pari 45 min per ora (f=0.75).

Il materiale da movimentare è costituito da inerti con dimensione massima di 15 mm con una densità di circa 1660 kg/ m3 .

Per stimare la produttività è necessario quantificare il tempo di ciclo che ricordiamo è pari a:

TC=Td + Tm + Tt1 + Tt2+ Ts = Tbase + Tt1 + Tt2 dove Td tempo di carico, Tm tempo di manovra a pieno carico , Tt1 tempo di trasporto a pieno carico, Ts tempo di scarico, Tt2 tempo di ritorno a vuoto, Tbase tempo base (Tb=Td+ Ts + Tm)

Il tempo di ciclo base in condizioni standard è pari a circa 0.50 min a cui vanno aggiunti o sottratti dei tempi che permettono di passare dalle condizioni standard a quelle effettive, nel caso specifico si ha: Tempo base = 0.50 Materiale (inerti dmax = 15 mm) = -0.02 Tipo di cumulo da cui si preleva il materiale (scaricato da dumpers) +0.02 Operazioni continue = -0.02 Totale tempo ciclo base effettivo = 0.502 minuti

Il tempo di trasporto a pieno carico ed a vuoto può essere valutato attraverso

diagrammi forniti dal produttore della macchina e di seguito riportati in funzione della resistenza al moto della pala espressa attraverso la pendenza equivalente, quest’ultima funzione della pendenza del sito e delle caratteristiche di portanza del piano di rotolamento della pista (i.e. pendenza longitudinale + resistenze al rotolamento). Nel caso specifico il trasporto avviene su un sito con pendenza longitudinale del 2% e la pendenza equivalente indotta dalle resistenze al rotolamento può essere quantificata nel 2% circa (piano di rotolamento rigido). Il moto a pieno carico avviene sulla livelletta in salita mentre quello a vuoto su quella in discesa. Impiegando i diagrammi di seguito riportati si ottiene un tempo di trasporto a pieno carico pari a circa 0.40 minuti (vedi Figura 5.2 curva relativa alla pendenza equivalente del 2+2=4%), ed un tempo di ritorno a vuoto pari a 0.32 minuti (vedi Figura 5.3 curva con la minima pendenza equivalente pari al 2%).

Il tempo totale di ciclo stimato è: TC= 0.502 + 0.40 + 0.32 = 1.222 minuti = 73.32 secondi

La produttività risulta essere quindi pari a:

32.733600

0.19.05.33600 ⋅⋅=⋅⋅=

cteorica Ts

rVP = 154.7 [m3/ora]

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fPP teoricareale ⋅= = 154.7 * 0.75 = 116 [m3/ora] dove: V è il volume a colmo della benna (3.5 m3), r è il coefficiente di riempimento benna (0.9), f è il coefficiente di rendimento del cantiere (0.75), s è il coefficiente di rigonfiamento del terreno (1.0), Pteorica è la produttività teorica [ m3/ora], Tc è il tempo di ciclo (espresso in secondi) pari a tempo di ciclo base (carico +

scarico + tempo di manovra) più il tempo di trasporto (73.32 secondi).

Figura 5.2 – Tempi di trasporto della pala caricatrice gommata carica in funzione della distanza.

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Figura 5.3 – Tempi di trasporto della pala caricatrice gommata a vuoto in funzione della distanza.

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Esercizio 4 - Ripper Un impresa esecutrice deve scarificare un tratto di lunghezza L=100 m e vuole

stimare il costo unitario dell’operazione. Si prevede di eseguire l’operazione di scarifica secondo le seguenti modalità:

• scarificatore con un singolo dente di lunghezza pari a 610 mm, • distanziamento spaziale tra i passaggi pari a 910 mm, • velocità di traslazione della macchina durante l’operazione di scarifica 1.6 km/h, • tempo effettivo di lavoro pari a 45 minuti per ogni ora di lavorazione. Si conosce inoltre il costo orario della macchina che si intende impiegare che è pari a

C= 115 [euro/ora]. La prima operazione da effettuare è quella di valutare la produttività della macchina,

a tal fine si utilizza la seguente espressione: passreff NVP ⋅=

dove Peff è la produttività effettiva [m3 /h],

sBLVr ⋅⋅= è il volume di materiale frantumato ad ogni passaggio [m3 / passaggio],

ciclo

lavpass T

TN = è il numero di passaggi eseguibili in un ora di lavoro,

Valutiamo pertanto il tempo necessario ad eseguire un singolo ciclo “ Tciclo”:

25.060

1000+

⋅=+=

vLTTT mlciclo = 3.75 + 0.25 = 4.00 [min] = 240 [sec]

Il tempo di lavoro per ogni ora lavorativa è stato stimato pari a 45 min, pertanto il numero di passaggi per ora risulta essere:

25.11445 ===

ciclo

lavpass T

TN [cicli/h]

Il volume di materiale scarificato risulta essere pari a: sBLVr ⋅⋅= =100 * 0.91 * 0.61 =55.51 [m3 / passaggio]

dove L è la lunghezza interessata da ogni passaggio [m], B è la larghezza della zona scarificata [m], s è la profondità scarificata funzione della profondità di infissione dei denti [m],

La produttività risulta pertanto essere pari a:

passreff NVP ⋅= =55.51*11.25 = 624 [m3 / h], Si deve comunque osservare che la produttività calcolata attraverso tale metodo di

valutazione risulta essere normalmente superiore del 10÷20 % a quella reale che dovrebbe assumere pertanto il valore di:

Preale = Peff * (0.80÷0.90) = 624 * (0.80÷0.90) = 499÷562 [m3 / h]). Nota la produttività è possibile procedere alla stima del costo unitario dell’operazione

(ricordando che il costo di esercizio della macchina = 115 euro), che risulta essere pari a: Costo unitario = costo orario / produttività = 115 / 499 = 0.23 [euro / m3]

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Esercizio 5 - Ripper Si sta effettuando la programmazione dei lavori di costruzione di una trincea in una

formazione di rocce basaltiche fratturate e si vuole stimare il tempo necessario per l’esecuzione dell’operazione di scarifica del materiale. Il volume totale di materiale da scarificare e scavare è pari a V= 10000 [m3].

La formazione ha una velocità di propagazione delle onde sismiche pari a v=1600 m/sec.

Si prevede di eseguire l’operazione con un solo ripper e si hanno a disposizione due macchine, ripper A e ripper B, di cui si dispone dei diagrammi di produttività forniti dal produttore (vedi Figura 5.4 ripper A e Figura 5.5 ripper B). Si prevede inoltre una giornata lavorativa di 8 ore ed un tempo effettivo di lavoro si pari a 50 minuti per ogni ora di lavorazione.

La produttività reale può essere stimata, a partire dal valore ottimale dedotto dai diagrammi, attraverso la seguente espressione (i diagrammi fanno riferimento ad un’efficienza lavorativa del 100%):

fPP ottreale ⋅=

Figura 5.4 - Diagramma per la valutazione della produttività in condizioni standard per il ripper A.

Esercizi

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Figura 5.5 - Diagramma per la valutazione della produttività in condizioni standard per il ripper B.

Nel caso in esame si hanno i seguenti valori di produttività: Ripper A

fPP ottreale ⋅= =24983.030072683.0875

=⋅=⋅

[m3 /ora]

Ripper B

fPP ottreale ⋅= =24983.030083083.01000

=⋅=⋅

[m3 /ora]

Il tempo minimo e massimo previsto per l’esecuzione dell’attività di scarifica sarà

pertanto pari a: Ripper A Durata = 10000 / (Preale * 8) = 1.72 ÷ 4.16 gg ≈ 2 ÷ 4 gg Ripper B Durata = 10000 / (Preale * 8) = 1.52 ÷ 4.16 gg ≈ 1.5 ÷ 4 gg

Esercizi

Parte III – Il progetto del cantiere: gli impianti, le opere provvisionali, le attrezzature e le macchine

:

106

Esercizio 6 - Dozer Si deve realizzare un tratto in trincea con una larghezza massima pari a 14.5 m

(sezione strada extraurbana 10.5 + franchi laterali 2 m + scarpate a 45° ≈ 1 m), una lunghezza di 180 m ed una quota di progetto di –1m dal piano campagna, rimovendo una roccia poco consistente precedentemente scarificata. Il materiale rimosso sarà impiegato per la formazione dei rilevati presenti nei tratti che precedono e seguono quello in trincea. Si progetta di eseguire tale operazione impiegando dei dozer che scavano e depositano il materiale alla fine della trincea. Si ha a disposizione un determinato tipo di dozer. Si deve determinare quanto tempo si impiegherà ad eseguire tale operazione.

Per determinare la durata dell’operazione è necessario innanzitutto quantificare la produttività del dozer. Tale valutazione viene effettuata facendo ricorso ai diagrammi che forniscono la produttività, della macchina che si intende impiegare, in funzione della distanza di lavoro L, forniti dal costruttore del dozer, per le seguenti condizioni:

• Efficienza lavorativa del 100%, • Tempo per i cambi di velocità 0.05 minuti, • Lunghezza di scavo Lc =15 m, • Sito a pendenza nulla, • Densità del materiale scavato 1370 kg/m3 , • Coefficiente di aderenza 0.5 per i trattori cingolati e di 0.4 per quelli

gommati, • Controllo idraulico della lama.

Utilizzando tali diagrammi, e facendo riferimento ad una distanza media di lavoro L=45m (180/4), si individua un valore della produttività pari a 480 m3/h (vedi Figura 5.6).

Il valore individuato deve essere corretto per tenere conto delle reali condizioni in cui si svolge il lavoro, ed in particolare:

• materiale da scavare è non coesivo asciutto e con una massa volumica apparente pari a 1600 kg/m3 ,

• scavo in una sola direzione, • operatore di capacità medie, • efficienza con un tempo effettivo di lavoro di 50 minuti all’ora (f=0.83), • pendenza longitudinale del sito pari al - 7%.

Pertanto la produttività reale si ottiene moltiplicando la produttività in condizioni

ideali per i coefficienti di correzione di seguito elencati. Fattore Descrizione Valore

a1 Fattore riduttivo relativo al tipo di materiale rocce disgregate con ripper

0.70

a2 Massa volumica apparente del materiale diversa da quella di riferimento

=1370/1600=0.856

a3 Operatore con abilità media 0.75 a4 Pendenza diversa da quella nulla e pari al -7% 1.8 (vedi Figura 5.7) f Efficienza lavorativa 0.83

Esercizi

Tecnica ed Organizzazione del Cantiere

107

Figura 5.6 - Abaco per la valutazione della produttività dei dozer in funzione della distanza di lavoro.

Figura 5.7 – Diagramma per valutare il fattore correttivo dovuto alla pendenza.

Esercizi

Parte III – Il progetto del cantiere: gli impianti, le opere provvisionali, le attrezzature e le macchine

:

108

Si ottiene infine il seguente valore della produttività reale dell’apripista cingolato che

si intende impiegare: Preale = Pideale * a1 * a2 *a3 *a4 * f = 480 * 0.70 * 0.856 * 0.75 *1.18 * 0.83 = 211.27 m3/h

Il volume di materiale da rimuovere è pari a: Vscavo = [(14.5 + 12.5) *1 / 2] * 180 = 2430 m3 Considerando il rigonfiamento del materiale si ha un volume totale di materiale da

scavare e movimentare pari a: V = 2430 * 1.7 = 4131 m3 Vista la produttività del dozer prima valutata il lavoro avrà una durata pari a: D = V/ P = 4131 / 211.27 = 19.53 ore pari a circa 19.53 / 8 = 2.44 ≈ 3 giorni

Esercizi

Tecnica ed Organizzazione del Cantiere

109

Esercizio 7 - Ruspa Si deve effettuare lo scavo di una trincea attraverso un attacco superficiale ed il

terreno scavato viene reimpiegato per la formazione di un rilevato che dista 1 km dallo scavo. Il materiale da scavare è un terreno sabbioso ed il volume totale di materiale da scavare risulta essere pari a 5600 m3.

Per effettuare il lavoro si dispone di una ruspa avente le caratteristiche di seguito indicate:

DATO VALORE DATO VALORE

Volume cassone 23.7 m3 Massa trasportata 34020 kg Profondità massima di scavo 437 mm Massa totale a pieno carico 44210 kg Spessore massimo di stesa 480 mm Lunghezza totale macchina 14.56 m Larghezza scavo (B) 3.51 m Velocità nel I rapporto di trasmissione 4 km/h Raggio di svolta 180° 12.2 m Velocità max (rapporto di trasmissione

+ elevato) 53 km/h

Si vuole sapere quanto tempo si impiegherà per eseguire l’operazione e che volumi

potranno essere stesi per la formazione del rilevato ogni giorno. Per rispondere ai quesiti posti è necessario valutare la produttività della macchina,

stimiamo pertanto il tempo di ciclo: Il tempo di ciclo di lavoro delle ruspe può essere valutato attraverso la seguente

relazione: TC= (La / va) + (Lb / vb) + (Lc / vc) + (Ld / vd) + Tn + 2 Tm dove

La è la lunghezza del tratto che si percorre in posizione di carico [m], Lb è la distanza di trasporto del terreno [m], Lc è la lunghezza del tratto di scarico [m], Ld è la distanza percorsa dalla ruspa a vuoto [m], va è la velocità durante la fase di carico [m/sec], vb è la velocità durante il trasporto [m/sec], vc è la velocità durante la fase di scarico [m/sec], vd è la velocità durante la fase di ritorno a vuoto [m/sec], Tn è il tempo necessario per il cambio di marcia (≈ 6 sec), Tm è il tempo necessario alla ruspa per girare su se stessa (15 ÷ 20 sec),

La = l1 + ( Vf * r * Kc )/ (B * h1 * α * s) =

= 14.56 + ( 23.7 * 0.8 * 1.2)/ (3.51 * 0.20 * 0.7 * 1.25)=51 m Lc = l1 + ( Vf * r )/ (B * h2 * α )= 14.56 + ( 23.7 * 0.8 )/ (3.51 * 0.15 * 0.7 ) = 66 m

va = (0.65 ÷ 0.80) * vI = 0.775 * 4.5/3.6 = 0.97 ≈ 1 m/sec vc = vI ÷ 0.75 * vmax = (4.5/3.6 + 0.75 * 53/3.6)/2 = 6.14 m/sec

Ta= (La / va) = (51 / 1) =51 sec= 0.85 min Tc= (Lc / vc) = (66 / 6.14) =10.75 sec= 0.18 min

Esercizi

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Tt1= (Lb / vb) = 2.2 min ≈ 132 sec (vedi Figura 5.8 per pendenza equivalente 4% e distanza 1000m) Tt2= (Ld / vd) = 1.35 min ≈ 81 sec (vedi Figura 5.9 per pendenza equivalente 0 % e distanza 1117m) Tn = 6 sec, Tm = 20 sec ,

Pertanto si ha un tempo di ciclo pari a: Tciclo = Ta + Tt1 + Tt2 + Tc + Tn + 2 Tm =

= 51 + 132 + 81 + 10.75 + 6 + 2* 20 = 320 sec

Figura 5.8 - Diagramma per valutare i tempi di trasporto della ruspa a pieno carico.

Esercizi

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111

Figura 5.9 – Diagramma per valutare i tempi di trasporto della ruspa a vuoto.

La produttività, considerando un tempo effettivo di lavoro pari a 50 (f=50/60 =0.83)

risulta essere quindi pari a:

3203600

25.18.07.233600 ⋅⋅=⋅⋅=

cteorica Ts

rVP = 170.6 [m3/ora]

fPP teoricareale ⋅= = 170.6* 0.83 = 142 [m3/ora] Il tempo che si impiega sarà pari a: TT = 5600/ 142 = 39.44 ore pari a circa 5 giorni considerando un turno lavorativo

di 8 ore

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Esercizio 8 - Ruspa

Considerando le condizioni riportate nell’esercizio precedente ma immaginando di dover scavare 50000 m3 e di voler impiegare un dozer di spinta (pusher) si vuole conoscere quanti ruspe dovremmo impiegare per minimizzare i tempi di attesa del trattore di spinta.

Il trattore di spinta ha un tempo di ciclo pari: Tciclo = 1.40 * Ta + 15 = 1.40 * 51 + 15 = 86.40 sec = 1.44 minuti. Il rapporto tra il tempo di ciclo del trattore e quello della ruspa indicano il numero di

ruspe che è opportuno impiegare:

N= 40.86

320==−

pusherciclo

ruspaciclo

TT

N = 3.7

Ogni trattore di spinta può servire 3 ruspe. Eseguendo il lavoro con tre ruspe aventi le medesime caratteristiche si ottiene un

tempo totale di durata del lavoro pari a TT = 50000/ (142 x 3)= 117 ore pari a circa 15 giorni lavorativi considerando un

turno lavorativo di 8 ore (3 settimane).

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113

Esercizio 9 - Dumper Si vuole determinare il numero di dumper che dovranno essere impiegati per l’attività

di scavo dell’esercizio N.1, sapendo che il materiale sarà scaricato in un sito distante 4 km , e che i dampers utilizzati hanno un volume del cassone pari a: Vcass=16.5 m3.

Per risolvere il problema bisogna innanzitutto determinare la produttività di un dumper:

.3600

cassc

media VT

P ⋅=

In tale espressione figura oltre al volume del cassone anche il tempo di ciclo che è la somma di un tempo praticamente costante dovuto alle operazioni di carico e scarico, e di un tempo variabile dovuto agli spostamenti a pieno carico (andata) e a vuoto (ritorno). Tc = tempo di carico + tempo manovra + tempo di scarico e manovra + tempo di

trasporto a pieno carico + tempo di ritorno a vuoto [sec]; La parte sostanzialmente invariabile del tempo di ciclo è la somma dei seguenti

addendi: Tca tempo di carico del dumper (funzione della produttività delle macchine che

eseguono il caricamento); Tm il tempo di manovra nell’area di carico (tipicamente pari a 0.6÷0.8 minuti); Ts il tempo di manovra e scarico nell’area di deposito dei materiali (tipicamente pari

a 1.0÷1.2 minuti). Ricordando che l’escavatore ha una produttività pari a:

=⋅⋅⋅⋅= γβαfPP mediareale 218 * 0.83 * 1 * 1*1 1.25 = 230 [m3/ora] Il tempo fisso di ciclo sarà pari a:

Tcf = 16.5 * 60 / 230 + 0.7 + 1.1 = 4.30 + 0.7 + 1.1 = 6.1 [min] = 366 sec La parte del tempo di ciclo dovuta agli spostamenti è funzione della distanza, della

pendenza media, delle resistenze al rotolamento, oltre che al traffico (in caso di spostamenti sulla viabilità ordinaria). Per spostamenti sulla viabilità di cantiere può essere valutata facendo riferimento a diagrammi forniti dal costruttore del dumper. Utilizzando i diagrammi di Figura 5.10 è possibile valutare i tempi di spostamento nota la distanza (pari a 5 km) la pendenza equivalente in andata e al ritorno ( pendenza longitudinale 5% resistenze al rotolamento pari al 3% ⇒ pendenza equivalente 8% andata e 0% ritorno). Dai diagrammi risulta che il tempo di trasporto è pari a:

Tt = 11.6 + 3.40 = 15.0 [min] = 900 sec Il tempo totale di ciclo sarà quindi pari a: Tc = Tfisso + Tt = 366 + 900 = 1266 sec = 21.10 minuti

La produttività del dumper sarà quindi pari a:

Esercizi

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114

=⋅⋅=⋅⋅= 83.05.16126636003600

. fVT

P cassc

media 38.94 [m3/ora]

Il numero di dumper “n” necessari per servire l’escavatore sarà pertanto pari a: n = 230 / 38.94 = 5.9 ≈ 6 dumper

Figura 5.10 – Diagrammi per valutare il tempo di trasporto di un dumper in funzione della pendenza media equivalente e della distanza dello spostamento.

Esercizio 10 - Rulli compattatori Su un tronco stradale di lunghezza pari a 8 km è in corso la realizzazione della

sovrastruttura che ha uno strato di fondazione in misto granulare stabilizzato granulometricamente di spessore pari 15 cm La larghezza dello strato di fondazione è pari a 11.00 m. Si vuole sapere quanto tempo si impiegherà ad effettuare l’operazione di costipamento dello strato di fondazione.

Per tale operazione verrà impiegato compattatore con singolo rullo liscio di larghezza pari a L=167.6 cm. Dallo studio pilota si è visto che per ottenere una densità pari al 98% di quella ottima AASHTO modificata di laboratorio, le operazioni dovranno essere eseguite con le seguenti modalità: velocità 4.0 km/h , numero di passaggi 6. La lunghezza di costipamento è stata fissata in 50 m per.

Per rispondere al quesito è necessario valutare la produttività del compattatore, a tal fine si può fare riferimento ai dati forniti dal produttore in condizioni standard: PRODUTTIVITA’ [m3/ora]

Larghezza Spessore N. Passaggi Velocità 9.15 m Rullo [cm] Costipato [cm] 6.4 km/h (Strati di base o

fondazione) Aree estese

167.6 10.2 4 249 249

La produttività teorica del rullo nelle condizioni in cui viene eseguita l’operazione

può essere calcolata con la formula: tsptsottteorica EFFFPP ⋅⋅⋅⋅= = 249 * (4.0/6.4) * (15.0/10.2)*(4/6)*0.92 =

= 249 * 0.625 * 1.47 * 0.66 * 0.92 = 139 [m3/ora] dove Pott è la produttività in condizioni standard della macchina costipatrice

[m3/ora], Fs= veff/vs è il coefficiente di correzione per tenere conto della diversa velocità del

rullo rispetto a quella considerata per le condizioni di riferimento standard,

Ft= seff/ss è il coefficiente di correzione per tenere conto del diverso spessore dello strato costipato rispetto a quello considerato per le condizioni di riferimento standard,

Fp= peff/ps è il coefficiente di correzione per tenere conto del diverso numero di passaggi rispetto a quello considerato per le condizioni di riferimento standard,

Ets è il coefficiente di correzione per tenere conto di una lunghezza diversa da quella di riferimento, usualmente pari a 75 m (vedi Figura 3.51).

La produttività reale, considerando un tempo di lavoro di 50 minuti ora è: Preale= 139 * 0.83 = 115.4 [m3/ora]

Per completare l’operazione saranno necessarie: T = 8000 * 0.15 * 11.0 / 115.4 = 114.38 ore Se si considera una giornata lavorativa di 8 ore si ha una durata in giorni pari a: T = 114.38 / 8 = 14.30 ≈ 15 giorni lavorativi ( 3 settimane)

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116

Esercizio 11 - Rifacimento strato superficiale sovrastruttura stradale Si deve eseguire il rifacimento dello strato di usura in conglomerato bituminoso

ordinario di una corsia di un’autostrada avente una larghezza di 3.75 m. Per minimizzare il disturbo agli utenti l’operazione viene effettuata chiudendo al traffico un tratto di lunghezza pari a 3500 m ed eseguendo i lavori per una lunghezza di 3 km.

Si vuole effettuare una programmazione delle attività per verificare dopo quanto tempo è possibile effettuare la riapertura al traffico della strada.

Le operazioni da eseguire per l’esecuzione del lavoro sono, per ciascun cantiere di lavoro:

• L’istallazione delle protezioni all’area di lavoro e il trasferimento delle macchine nell’area stessa;

• La fresatura dello strato di usura esistente; • La stesa della mano di attacco di emulsione bituminosa; • La stesa dello strato di usura in conglomerato bituminoso nuovo; • La maturazione (raffreddamento) del conglomerato; • La rimozione del cantiere. Di seguito si analizzerà la durata la durata delle fasi e la loro sequenza. Fresatura La fresatura sarà effettuata con una scarificatrice a freddo che rimuove lo strato di

usura di 5 cm per una larghezza di 3.75 m con una produttività di 17.4 [ m2/min] (velocità di traslazione 4.6 m/min). La produttività in termini di peso, considerando un peso specifico del conglomerato pari a 1475 daN/m3 sarà pari a:

Pfresatrice = 17.4 * 0.05 * 1475 = 1283 daN/min ≈ 1.31 t /min = 78.6 [t/ora] Considerato che il carico massimo trasportabile dal dumper è pari a 10 t , la fresatrice

caricherà il dumper in un tempo pari a: Tcarico = 10 / 1.31 = 7.63 minuti = 458 sec

Portata utile

Peso a pieno carico

Lunghezza Cassone F

Larghezza cassone G

Volume cassone Potenza Velocità Max [km/h] Pendenza superabile

Dimensioni [m]

[t] [t] [m] [m] raso colmo (CV) avanti indietro [%] L l h

10,0 19,0 3,80 2,50 6,0 7,6 175 50,0 50,0 45 5,80 2,50 2,80

Supposto che il tempo totale di ciclo del dumper sia pari a: Tc = Tca+ Tm+ Ts+ Tt1+ Tt2 = 7.63 + 0.7 + 1.1 + 15 + 10 = 34.43 min = 2066 sec La produttività dei dumpers sarà:

=⋅⋅=⋅⋅= 83.00.10206636003600 fP

TP

cdumper 14.46 [t/ora]

È necessario prevedere l’impiego di un numero di dumpers pari a: n = 78.6 / 14.46 = 5.43 ≈ 6 dumpers Stesa mano di attacco L’autobotte che esegue la stesa dell’emulsione bituminosa viaggia alla velocità di circa

5 km/h ed ha una larghezza del distributore pari a 2.10 m, pertanto ha una produttività pari a:

Pautob. = 10 * 1000 * 2.10 = 10500 [m2/ora] = 175 [m2/min] Affinchè non si abbiano attese è necessario che l’operazione di fresatura e quella di

stesa dell’emulsione siano consecutive con uno slittamento pari a “ ∆“:

Esercizi

Tecnica ed Organizzazione del Cantiere

117

Dautob. + ∆ =Dfresatura. ⇒ ∆= Dfresatura - Dautob. = (3.75 *3000)/17.4 – (3.75 *3000)/175 = 646 55 – 64.28 = 582 min = 9.70 [ore]

Stesa del conglomerato nuovo La stesa del conglomerato viene eseguita con una finitrice che ha una larghezza di

stesa pari 3.75 m ed una velocità di traslazione pari a 10 m/min ed un tramoggia di carico di capacità pari a 5 m3 . La produttività teorica di tale macchina sarà pari a:

Pfinitrice = 250 * f = 250 * 0.75 = 187.5 [t/ora] (di materiale compattato) Pfinitrice = 187.5 / 1.503 = 124.75 [m3/ora] (di materiale compattato) Pfinitrice = 124.75 * 1.10 ≈ 140 [m3/ora] (di materiale non compattato) Vista la capacità della tramoggia sarà necessario prevedere di ricaricare il cassone al

limite ogni: Tricarica = 5 / 140 = 0.0357 ore = 2.14 min Praticamente la finitrice viene caricata di continuo dai dumpers infatti 2.14 minuti è

circa pari al tempo di scarico e manovra del dumper stesso. Per valutare il numero di dumpers necessari al trasporto del conglomerato procediamo a valutare il tempo di ciclo: Tc = Tca+ Tm+ Ts+ Tt1+ Tt2 = 1.0 + 0.7 + 1.1 + 15 + 10 = 27.8 min = 1668 sec La produttività dei dumpers sarà:

=⋅⋅=⋅⋅= 83.00.10166836003600 fP

TP

cdumper 17.9 [t/ora]

Bisognerà pertanto prevedere un numero di dumpers per il trasporto del conglomerato pari a: n = 187.5 / 17.9 = 10.47 ≈ 11 dumpers

La produttività reale giornaliera è pari a P’finitrice = 250 * 0.75 * 8 = 1500 [t/gg] Il tempo impiegato dalla finitrice ad eseguire il lavoro sarà pari a: Dfinitrice = (1.503 * 3.75 * 0.05 * 3000) / 187.5 = 845.4 / 187.5 = 4.51 ore Programmazione Le attività di costruzione hanno una durata di circa 17 ore e possono essere realizzate

in un solo giorno lavorativo prevedendo il lavoro su due turni di 9 ore, la riapertura al traffico può essere effettuata dopo circa un giorno dall’apertura del cantiere ottenendo così un limitato disturbo agli utenti

Figura 5.11 – Rappresentazione schematica della sequenza di attività

Fresatura strato esistente D = 11 ore

Stesa mano diattacco

D = 1 ora

Stesa conglomerato nuovo

D = 4.51

Raffreddamento +Rimozione cantiere

D = 8 ore

Istallazione cantiere D = 1 ora

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118

Esercizio 12 - Attese (controlli di qualità) Delle gabbie di armatura per elementi in cemento armato vengono prodotte

all’esterno e trasportate in cantiere con degli autocarri. Tali gabbie devono essere verificate ed accettate dagli ispettori, nominati dal direttore dei lavori, prima di poter essere scaricate dagli autocarri. Gli arrivi delle gabbie in cantiere si succedono nel tempo in maniera casuale (i.e. è una variabile casuale il tempo di percorrenza degli autocarri per effetto dei ritardi indotti dal traffico, dalle condizioni metereologiche ecc.) con un valore medio di arrivi pari a 5 per ogni ora. Ogni ispezione richiede un tempo pari a 10 minuti, sicché un ispettore può analizzare ed accettare 6 carichi all’ora. Il costo orario dell’autocarro, comprensivo del costo del conducente, è pari a 60euro l’ora. Si vuole sapere qual è il costo delle operazioni di controllo ed accettazione di tali materiali nel caso in esame e di quanto tale costo si riduce se i controlli di accettazione vengono effettuati in 6 minuti invece che in 10.

Ricordando che nel caso di domanda aleatoria di una risorsa e di tempi di servizio costanti i tempi di attesa medi possono essere valutati attraverso l’espressione:

( )ubu

bab

aw−⋅⋅

=

−⋅⋅

=1212 2

dove a è il valore medio della domanda di risorse (risorse medie richieste per unità di

tempo), b è il valore costante dell’offerta (risorse disponibili per unità di tempo)

bau = è il tasso medio di utilizzo delle risorse (intensità di impiego).

Nel caso in esame la risorsa è rappresentata dall’operazione di accettazione e controllo di qualità dei materiali mentre la domanda dipende dagli arrivi dei carichi da ispezionare, pertanto:

a =5 [richieste/ora] , b = 6 [ispezioni/ora] (nel caso 1° caso) e b = 10 [ispezioni/ora] (nel 2° caso). Per quanto precedentemente illustrato si ha che nel 1° caso il tempo medio di attesa è

pari a:

( )65162

65

−⋅⋅=w =0.4 ore

Tale tempo medio di attesa, visto il costo orario degli autocarri, si traduce in un costo pari a:

Costo = 60 * 0.4 * 5 = 120 euro/ora Nel 2° caso si ha invece:

( )1051102

105

−⋅⋅=w =0.05 ore

Costo = 60 * 0.05 * 5 = 15 euro/ora

Esercizi

Tecnica ed Organizzazione del Cantiere

119

Esercizio 13 - Attese (gru a torre)

Si supponga che in un cantiere per la realizzazione di un edificio sia disponibile una sola gru per la movimentazione dei materiali e che ciascun trasporto richieda 3 minuti, compreso il tempo necessario all’aggancio del carico. In tal caso l’offerta massima di trasporto “x” è pari quindi a: x=60/3 = 20 sollevamenti/ora.

Si supponga che i materiali da sollevare ai vari piani dell’edificio in costruzione, giungano alla base della gru secondo lo schema temporale illustrato nella tabella di seguito riportata.

Fascia oraria N. carichi per ora

Dalle 6.00 alle 7.00 4 Dalle 7.00 alle 8.00 15 Dalle 8.00 alle 11.00 25 Dalle 11.00 alle 12.00 5 Dalle 12.00 alle 16.00 8 Dalle 16.00 alle 18.00 4 Dalle 18.00 alle 6.00 0

Si vuole determinare il tempo totale di attesa per i carichi e la lunghezza massima della coda che si viene a formare.

In tal caso è nota la funzione di domanda A(t) e l’offerta della risorsa, pertanto si applica lo schema di seguito riproposto: 1) Partendo dall’istante t=0 in cui sia A(t)=0 che D(t)=0 si trova il tasso di servizio

per il tempo t=1 ∆D1=minimo{x;A1} 2) Partendo da A(t-1)=0 per t=1 si trova la funzione cumulata degli arrivi per t=2,

3,…,n A(t)=A(t-1) + ∆At

3) Si valuta la lunghezza della coda per t=1, 2, ….,n Q(t)=Q(t-1)+ ∆At + ∆Dt

4) Si valuta ∆Dt per t=2, 3, …, n ∆Dt=minimo{x;Q(t-1)+∆At}

5) Se A’(t)>x si trova la funzione cumulata delle partenze nel periodo tra ti dove si inizia a formare la coda ed il periodo tk dove la coda si dissipa D(t)=D(t-1) + ∆Dt

6) Si valuta il tempo di attesa ∆w per l’impiego della risorsa durante l’intervallo di tempo ∆t

∆w=Q(t)*(∆T) 7) Si valuta il tempo totale di attesa W nel periodo tra ti dove si inizia a formare la

coda ed il periodo tk dove la coda si dissipa

∑=

∆=k

i

t

ttwW

8) Si valuta quindi il tempo medio di attesa w per l’utilizzo della risorsa nel processo in esame

Esercizi

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120

( ) ( )ik tAtAWw−

=

Impiegando il criterio prima illustrato è possibile costruire le funzioni cumulate degli arrivi e delle partenze (vedi Figura 5.12), e di conseguenza stimare: la massima lunghezza della coda, l’ora in cui si verifica tale lunghezza massima, il tempo totale di attesa e il tempo medio di attesa. I valori risultanti sono riassunti nella Tabella 5.4.

Tabella 5.4: Quadro sinottico della movimentazione dei carichi e dei tempi di attesa.

Fasce oraria Arrivi Tasso di Partenze Tempo di Inizio Fine Arrivi Cumulati Coda Partenze Cumulate Attesa [ore] 6.00 7.00 4 4 0 4 4 0.00.00 7.00 8.00 15 19 0 15 19 0.00.00 8.00 9.00 25 44 5 20 39 5.00.00 9.00 10.00 25 69 10 20 59 10.00.00 10.00 11.00 25 94 15 20 79 15.00.00 11.00 12.00 5 99 0 20 99 0.00.00 12.00 13.00 8 107 0 8 107 0.00.00 13.00 14.00 8 115 0 8 115 0.00.00 14.00 15.00 8 123 0 8 123 0.00.00 15.00 16.00 8 131 0 8 131 0.00.00 16.00 17.00 4 135 0 4 135 0.00.00 17.00 18.00 4 139 0 4 139 0.00.00 18.00 19.00 0 139 0 0 139 0.00.00 19.00 20.00 0 139 0 0 139 0.00.00 20.00 21.00 0 139 0 0 139 0.00.00

Totale= 30

Coda massima= 15 Medio = 0.60

020406080

100120140160

6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20

orario

N. c

aric

hi (i

n ar

rivo

o m

ovim

enta

ti)

A(t) D(t)

Figura 5.12 - Diagramma delle funzioni A(t) e D(t).

BIBLIOGRAFIA ESSENZIALE

[1] Manuale di Ingegneria, Edizione Cremonese, Vol II parte II. [2] S. Arcangeli, “Organizzazione e sicurezza in cantiere”, Editrice Edilstampa,

Roma. [3] L. Falsino, A. Michelon, M. Vinci, “ Ponteggi – Progetto, norme e

procedure, pianificazione per la sicurezza, giurisprudenza”, Edizioni Dei Roma, Tipografia del Genio Civile.

[4] Caterpillar Performance Handbook, Edition 31