Perfuração de Rocha: Objetivo e Métodos

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PERFURAÇÃO DE ROCHA 
 
 
 
1.O OBJETIVO 
 
 A perfuração das rochas dentro do campo dos desmontes é a primeira operação que se 
realiza e tem como finalidade abrir uns furos, com a distribuição e geometria adequada dentro 
dos maciços para alojar as cargas de explosivos e acessórios iniciadores. A figura 1 mostra a 
evolução dos sistemas de perfuração com o decorrer do tempo. 
 
2.0 APLICAÇÕES DA PERFURAÇÃO 
 
 Os tipos de trabalho, tanto em obras de superfície como subterrâneas, podem classificar-
se nos seguintes: perfuração de banco, perfuração de produção, perfuração de chaminés 
(raises), perfuração de poços (shafts), perfuração de rochas com capeamento e reforço das 
rochas. 
 
3.0 PERFURATRIZES 
 
3.1 Perfuração por percussão: 
 
 Também conhecido por perfuração por martelo, é o método mais comum de perfuração 
para a maioria das rochas, os martelos podem ser acionados a ar comprimido ou hidráulicos. 
Tanto o martelo de superfície como o de fundo (DTH - Down-The-Hole) são utilizados. Na 
trituração por impacto a rocha é partida em fragmentos, por meio de uma grande força que é 
aplicada sobre um botão ou pastilha de material duro. 
Na perfuração percussiva o pistão transmite energia sobre a rocha através da barra de 
percussão, das uniões, da haste de perfuração e da broca. O motor de rotação ao encontrar rocha 
nova, rompe os cortes em pedaços ainda mais pequenos. O ar comprimido efetua a limpeza dos 
furos e a refrigeração das brocas. 
 2 
 
 Figura 1: A evolução dos métodos e da velocidade de perfuração das rochas 
 
3.2 Rotação/Trituração 
 
 Foi inicialmente usada na perfuração de petróleo, porém, atualmente, é também usada em 
furos para detonação, perfuração de chaminés verticais de ventilação e abertura de túneis. Esse 
método é recomendado em rochas com resistência à compressão de até 5000 bar. 
 Quando perfuramos por este método, usando brocas tricônicas, a energia é transmitida 
para a broca por um tubo, que gira e pressiona o bit contra a rocha. Os botões de metal duro são 
pressionados na rocha, causando o fraturamento desta, de acordo basicamente com o mesmo 
princípio da perfuração por percussão. A velocidade normal de rotação é de 50 a 90 rev/min. 
 3 
 
3.3 Rotação/Corte 
 
 Este método é usado principalmente em rochas brandas com resistência à compressão de 
até 1500 bar. 
 A perfuração por rotação necessita de uma forte capacidade de empuxo na broca e um 
mecanismo superior de rotação. A pressão aplicada e o torque rompem e moem a rocha. Neste 
método a energia é transmitida ao cortador pelo tubo de perfuração, que gira e pressiona o mesmo 
sobre a rocha. A área de corte da ferramenta exerce pressão sobre a rocha e as lascas são 
arrancadas. 
 A relação entre a pressão necessária e a faixa de rotação, determinam a velocidade e a 
eficiência da perfuração: 
a) a rocha branda requer menor pressão e rotação mais rápida; 
b) a rocha dura necessita de alta pressão e rotação mais lenta. 
 A velocidade de rotação é de 120 rev/min para um furo de 110 mm e 300 rev/min para 
furos de 60 mm de diâmetro. 
 
4.0 CARACTERÍSTICAS DOS FUROS 
 
 Os furos são geralmente caracterizados por quatro parâmetros: diâmetro, profundidade, 
retilinidade e estabilidade. 
 
4.1 Diâmetro dos furos 
 
 O diâmetro do furo depende da finalidade do mesmo. Em furos para detonações, há 
vários fatores que influem na escolha do diâmetro, por exemplo, o tamanho desejado dos 
fragmentos, após a detonação; tipo de explosivo a ser utilizado, vibração admissível do terreno 
durante a detonação etc. Em grandes pedreiras e outras minerações a céu aberto, furos de grande 
diâmetro apresentam menores custos de perfuração e detonação por m3 ou tonelada de rocha 
escavada. Nas minas subterrâneas, as dimensões dos equipamentos de perfuração são 
determinados pelo método de lavra adotado. Em trabalhos menores, o diâmetro do furo pode 
também ser determinado pelo tamanho do equipamento disponível para perfuração, carregamento 
e transporte. 
 4 
 A eleição do diâmetro dos furos depende, também, da produção horária, do ritmo da 
escavação e da resistência da rocha. A figura 2 mostra a relação entre os diâmetros e o número de 
furos, porte dos equipamentos de escavação, altura da pilha e granulometria dos fragmentos 
rochosos após a detonação. 
 
 Figura 2: Influência do diâmetro no n.º de furos, na fragmentação da rocha, 
 na altura da pilha e no porte do equipamento de carregamento. 
 
A figura 3 mostra a relação entre o diâmetro de perfuração e a seção do túnel ou galeria e o tipo 
de equipamento de perfuração. 
 
4.2 Profundidade dos furos 
 
 A profundidade do furo determina a escolha do equipamento de perfuração. Em espaços 
confinados somente ferramentas de perfuração curtas poderão ser usadas. 
 
 5 
 
Figura 3: Influência do diâmetro da perfuração 
 na seção da galeria 
 
 No caso de maiores profundidades (50 a 70 m ou mais) usa-se perfuração de fundo de 
furo, ao invés de martelo de superfície, já que o método de fundo de furo proporciona mais 
eficiência de transmissão energética e remoção dos cavacos de rocha a essa profundidade. 
Quando utilizamos martelos DTH a energia é em princípio transmitida da mesma forma com a 
vantagem de que o pistão da perfuratriz trabalha diretamente sobre a broca. 
 
4.3 Retilinidade do furo 
 
 A retilinidade de uma perfuração varia, dependendo do tipo e natureza da rocha, do 
diâmetro e da profundidade do furo, do método e das condições do equipamento utilizado, da 
experiência do operador. Na perfuração horizontal ou inclinada, o peso da coluna de perfuração 
pode concorrer para o desvio do furo. Ao perfurar furos profundos para detonação, o furo deve 
ser tão reto quanto possível para que os explosivos, sejam distribuídos corretamente, para se 
obter o resultado desejado. 
 Para compensar o desvio dos furos às vezes é necessário furar com menor espaçamento o 
que resulta em maior custo. Um problema particular causado por um furo com desvio é a 
possibilidade de encontrar-se com um outro já perfurado, causando a detonação de cargas por 
“simpatia”. A probabilidade do equipamento se prender é grande e a detonação não pode ser 
executada adequadamente. 
 Além do desvio do furo propriamente dito, o alinhamento pode ser afetado pelo 
desalinhamento da lança e pelo cuidado durante o emboque do furo. 
 6 
 
4.4 Estabilidade do furo 
 
 Outra necessidade em perfuração é que o furo permaneça “aberto” enquanto estiver 
sendo utilizado para carregamento de explosivos. Em certas condições, por exemplo, quando a 
perfuração é em material “solto” ou rocha (que tendem a desmoronar e tapar o furo), torna-se 
essencial estabilizar-se o furo com tubos ou mangueiras de revestimentos. 
 
5.0 PERFURAÇÃO VERTICAL X INCLINADA 
 
 Principais vantagens da perfuração inclinada 
 
◼ melhor fragmentação; 
◼ diminuição dos problemas de repé devido ao melhor aproveitamento das ondas de 
 choque na parte crítica do furo (linha de greide, pé da bancada); 
◼ maior lançamento; 
◼ permite maior malha; 
◼ permite redução da Razão de Carregamento que pode ser obtida pelo uso de 
 explosivos de menor densidade; 
◼ maior estabilidade da face da bancada; 
◼ menor ultra arranque. 
 
 Principais desvantagens da perfuração inclinada 
 
◼ menor produtividade da perfuratriz; 
◼ maior desgaste de brocas, hastes e estabilizadores; 
◼ maior custo de perfuração; 
◼ maior comprimento de furo para uma determinada altura da bancada; 
◼ maior risco de ulta-lançamentos dos fragmentos rochosos. 
 
5.0 MALHAS DE PERFURAÇÃO 
 
 7 
 A geometria das malhas de perfuração podem ser quadrada, retangular, estagiada, 
triângulo equilátero ou malha alongada:A 
 
 E 
 
a) malhar quadrada b) malha retangular 
 
 
 
 
 
 c) malha estagiada (pé de galinha) 
 
Malhas quadradas ou retangulares: devido a sua geometria é de fácil perfuração (menor tempo 
de locomoção de furo a furo). 
 
Malhas estagiada: devido a geometria de furos alternados dificulta a perfuração (maior tempo 
de locomoção furo a furo), porém possui melhor distribuição do explosivo no maciço rochoso. 
 
Malha Triângulo Equilátero: são malhas estagiadas com a relação E/A: 1,15. São indicadas 
para rochas compactas e duras. Possuem ótima distribuição da energia do explosivo na área de 
influencia do furo, maximizando a fragmentação. O centro do triângulo equilátero, o ponto mais 
crítico para fragmentação, recebe igual influência dos três furos circundantes. 
 
Malhas alongadas: : Conforme a relação E/A as malhas podem assumir várias configurações. 
As malhas alongadas possuem elevada relação E/A, geralmente acima de 1,75. São indicadas 
para rochas friáveis/macias aumentando o lançamento por possuir um menor afastamento. 
 
 
6.0 CÁLCULO DOS COMPONENTES DA PERFURATRIZ 
 
 8 
a) Número de furos por dia (Nf ) 
 
 N
VA
A x E x H xF
f
=
365
 
 
sendo: 
VA = volume anual (m3); A = afastamento (m); E = espaçamento (m); 
Hf = comprimento do furo (m). 
 
 
b) Profundidade Total perfurado por ano (PT) 
 
 PT = Nf x Hf x Nd (m) 
 
sendo: 
Nf = número de furos por dia; Hf = comprimento do furo (m); 
Nd = número de dias trabalhados durante o ano. 
 
 
c) Metros diários perfurados por uma perfuratriz (MP) 
 
 MP = NH x TP x DM x RMO x U 
 
sendo: 
NH = número de horas/dia trabalhado por uma perfuratriz; 
TP = taxa de penetração (m/h); 
DM = disponibilidade mecânica da perfuratriz (%); 
RMO = rendimento da mão-de-obra (%); 
U = utilização do equipamento (%). 
d) Relação entre metros de haste e metro de furo (K) 
 
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 A vida de uma haste de extensão é geralmente dada em metro/haste que difere de metros 
perfurados, quando mais de uma haste é utilizada. A relação entre metro/haste e metro perfurado 
poderá ser calculada pela seguinte fórmula: 
 
 K
H C
C
f
=
+
2
 
 
 
sendo: 
C = comprimento da haste; 
K = coeficiente através do qual o número de metros perfurados precisa ser multiplicado para 
 obter o número de metros/haste. 
 
A figura 4 mostra a relação entre metro/haste e metro perfurado, nesse caso teremos: 
K = (Hf + C) / 2C = (9 + 3) / 2 x 3 = 2 significando que o número de haste/metro é 2 vezes 
maior que o de metros perfurado. Isto pode ser verificado facilmente: 
- a primeira haste perfura 9 m 
- a segunda haste 6 m 
- a terceira haste 3 m 
- Total 18 m 
A relação entre metro/haste e metros perfurados = 18/9 = 2 
 
 
Figura 4: Relação entre metro/haste e metros perfurados. 
e) Número de hastes (NH) e luvas (NL) 
 
 10 
 N e N
P x K
vida utilH L
T
= 
 
 
f) Número de punhos (NP) 
 
 N
P
vida utilP
T
= 
 
 
g) Número de coroas (Nc) 
 
 
utilvida
P
N T
C = 
 
Exemplo 
 
 Uma mineração pretende produzir anualmente 1.000.000 m3 de hematita. Seu desmonte 
de rocha apresenta a as seguintes características: 
 
- Malha de perfuração: Afastamento (A) = 2,5 m; Espaçamento = 5,0 m 
 Altura do furo = 10 m; Inclinação dos furos = 0 
 Diâmetro da perfuração = 4” (102 mm) 
 - Taxa de penetração: 40 m/h 
 - Disponibilidade mecânica do equipamento: 85% 
 - Rendimento da mão de obra: 80% 
 - Utilização do equipamento : 80% 
- Dias de trabalho no ano: 365 
- Horas trabalhadas por dia: 8 h 
- Comprimento das hastes: 3 m. 
A vida útil média dos componentes é a seguinte: 
 
- coroas : 500 m 
 11 
- punho : 2.500 m 
- haste e luvas : 1.500 m 
 
 Calcular o número de perfuratrizes necessárias para executar a perfuração, e os 
componentes gastos anualmente (hastes, luvas, punhos e coroas). 
 
Solução: 
 
a) Número de furos por dia (Nf ) 
 
 N
VA
A x E x H x x x xF
f
= = =
365
1000 000
2 5 5 10 365
22
. .
,
 
 
b) Profundidade Total perfurado por ano (PT) 
 
 PT = Nf x Hf x Nd = 22 x 10 x 365 = 80.300 m 
 
c) Metros diários perfurados por uma perfuratriz (MP) 
 
 MP = NH x TP x DM x RMO x U = 8 x 40 x 0,85 x 0,8 x 0,8 = 174,08 m 
 
d) Número de perfuratrizes necessárias (NP) 
 
 NP
P
x MP x
T= = =
365
80300
365 174 08
1 26
.
,
, 
Obs.: Matematicamente o cálculo aponta, aproximadamente, para a necessidade de duas 
perfuratrizes. Entretanto, a escolha correta será de uma só perfuratriz, pois basta aumentarmos o 
número de horas trabalhadas por dia para obtermos a produção diária desejada. Outra 
possibilidade seria a de perfurar com uma maior taxa de penetração. 
e) Relação entre metros de haste e metro de furo (K) 
 
 K
H C
C x
f
=
+
=
+
=
2
10 3
2 3
217, 
 12 
 
f) Número de hastes (NH) e luvas (NL) 
 
 N e N
P x K
vida util
x
H L
T
= = =
80300 217
1500
116
. ,
 
 
g) Número de punhos (NP) 
 
 N
P
vida utilP
T
= = =
80300
2500
32
.
.
 
 
h) Número de coroas (NB) 
 
 161
500
300.80
===
utilvida
P
N T
C 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
7.0 CÁLCULO DO CUSTO TOTAL DA PERFURAÇÃO 
 
7.1 Custo Total da Perfuração/m (CTP) 
 
 13 
 Uma relativamente simples, mas bastante interessante análise, foi recentemente 
apresentada por Robert W. Thimas, da Baker Hughes Mining Tools Inc., que pode ser assim 
enunciada: 
 
CTP
A
M
D
VP
= + 
 
 
sendo: 
A = custo da ferramenta de perfuração (brocas e cortadores); 
M = vida útil da ferramenta em metros; 
D = custo horário da perfuratriz (custo de propriedade e custo operativo); 
VP = velocidade de penetração (m/h). 
 
 O exemplo a seguir evidencia que a soma expedida na aquisição de uma broca com uma 
maior velocidade de penetração, aumenta os dividendos, pois o custo total de perfuração será 
reduzido e a produção aumentará. 
 
Exemplo do CTP 
 
Uma perfuratriz trabalha em uma mina de cobre a céu aberto, com uma broca de diâmetro de 
12¼” . Considerando os seguintes dados: 
- Velocidade de penetração da broca normal: 25,0 m/h 
- Custo da broca normal: US$ 5.356 
- Velocidade de penetração da broca especial XP: 27,5 m/h 
- Custo da broca especial XP: US$ 6.169 
- Vida útil da broca: 3.000 m 
 
 
Broca normal: 
 
CTP
US
m
US h
m h
US m= + =
$ .
.
$ /
/
$ , /
5356
3000
450
25
19 785 
 14 
 
Broca especial XP: 
 
CTP
US
m
US h
m h
US m= + =
$ .
.
$ /
, /
$ , /
6169
3000
450
27 5
18 420 
 
Diferença de custo: US$ 1,365/m (6,9%) 
 
Velocidade de penetração da BROCA NORMAL = 25,0 m/h 
 
Velocidade de penetração da BROCA ESPECIAL XP = 27,5 m/h 
 
INCREMENTO DE PRODUTIVIDADE = 2,5 m/h (10%) 
 
 Um acréscimo de apenas 10% na velocidade de perfuração representa uma economia de 
US$ 409.500,00 por ano, em um programa de perfuração de 300.000 m, isto é:(US$ 1,365/m x 
300.000 m = US$ 409.500,00). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
PROPRIEDADES E SELEÇÃO DE EXPLOSIVOS 
 
 
 
1 INTRODUÇÃO 
 
 Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os explosivos vêm sofrendo, desde os 
anos 40, um acentuado desenvolvimento tecnológico, objetivando alcançar os seguintes 
resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior segurança no manuseio, maior resistência 
à água, menor custo por unidade de rocha desmontada. 
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2 EXPLOSIVOS 
 
2.1 Definição 
 
 Explosivos são substâncias ou misturas, em qualquer estado físico, que, quando 
submetidos a uma causa térmica ou mecânica suficientemente enérgica (calor, atrito, impacto 
etc.) se transformam, total ou parcialmente, em gases, em um intervalo de tempo muito curto, 
desprendendo considerável quantidade de calor. 
 
2.2 Ingredientes de um explosivo 
 
(a) Explosivo básico (ou explosivo base) é um sólido ou líquido que, submetido a uma aplicação 
suficiente de calor ou choque, desenvolve uma reação exotérmica extremamente rápida e 
transforma-se em gases a altas temperaturas e pressões. Exemplo típico de explosivos básico é 
a nitroglicerina C3H5O9N3, descoberta em 1846 pelo químico italiano Ascanio Sobrera. 
(b) Os combustíveis e oxidantes são adicionados ao explosivo básico para favorecer o balanço de 
oxigênio na reação química de detonação. O combustível (óleo diesel, serragem , carvão em 
pó, parafina, sabugo de milho, palha de arroz etc) combina com o excesso de oxigênio da 
mistura explosiva, de forma que previne a formação de NO e NO2; o agente oxidante (nitrato 
de amônio, nitrato de cálcio, nitrato de potássio, nitrato de sódio etc) assegura a completa 
oxidação do carbono, prevenindo a formação de CO. A formação de NO, NO2 e CO é 
indesejável, pois além de altamente tóxicos para o ser humano, especialmente em trabalhos 
subterrâneos, esses gases reduzem a temperatura da reação “ladrões de calor” e 
consequentemente, diminuem o potencial energético e a eficiência do explosivo. 
(c) os antiácidos geralmente são adicionados para incrementar a estabilidade do produto à 
estocagem, exemplo: carbonato de cálcio, óxido de zinco. 
(d) os depressores de chama (cloreto de sódio) normalmente são utilizados para minimizar as 
possibilidades de fogo na atmosfera da mina, principalmente nas minas onde ocorre a 
presença do gás metano (grisu). 
(e) os agentes controladores de densidade e sensibilidade dividem-se em: químicos (nitrito de 
sódio, ácido nítrico) e mecânicos (micro esferas de vidro). No controle do pH do explosivo 
utilizam-se a cal e o ácido nítrico. 
(f) os agentes cruzadores (cross linking) são utilizados juntamente com a goma guar para dar 
uma forma de gel nas lamas e evitar a migração dos agentes controladores da densidade. 
Exemplo: dicromato de sódio. 
 
 
3. PROPRIEDADES DOS EXPLOSIVOS 
 
3.1 Densidade de um explosivo 
 
Densidade é a relação entre a massa e o volume dessa massa, medida em g/cm3. A 
densidade dos explosivos comerciais varia de 0,6 a 1,45 g/cm3. A densidade dos explosivos é um 
fator importante para a escolha do explosivo. Os explosivos com densidade inferior ou igual a 1 
não devem ser utilizados em furos contendo água, para evitar que os mesmos bóiem. Para 
detonações difíceis, em que uma fina fragmentação é desejada, recomenda-se um explosivo 
denso. Para rochas fragmentadas “in situ”, ou onde não é requerida uma fragmentação demasiada, 
um explosivo pouco denso será suficiente. 
 
 16 
3.2 Energia de um explosivo 
 
A finalidade da aplicação de um explosivo em um desmonte é gerar trabalho útil. A 
energia liberada pelo explosivo em um furo é utilizada da seguinte forma: pulverização da rocha 
nas paredes do furo, rompimento da rocha, produção de calor e luz, movimento da rocha, 
vibração do terreno e sobrepressão atmosférica. 
No passado, a energia de um explosivo era medida em função da porcentagem de 
nitroglicerina (NG) contida no mesmo. Um explosivo que possuía 60% de (NG) em peso era 
qualificado como tendo força de 60%. Acontece que os modernos explosivos, especialmente os 
agentes detonantes, não possuem NG nas suas formulações, daí a necessidade de se estabelecer 
um novo padrão de comparação. Na atualidade, os seguintes conceitos são utilizados: 
 
- RWS - Relative Weight Strength (Energia relativa por massa): é a energia disponível por 
massa de um explosivo x, comparada com a energia disponível por igual massa de um explosivo 
tomado como padrão. Normalmente o ANFO é tomado como o explosivo padrão. O cálculo do 
RWS é feito através da seguinte expressão: 
 
RWS
ETx
ETp
= 
 
onde: ETx e ETp são as energias termoquímicas do explosivo x e padrão, respectivamente. 
 
Exemplo 1: Considere como o explosivo padrão, o ANFO qua apresenta as seguintes 
propriedades: 
densidade = 0,85 g/cm3; Energia termoquímica = 900 cal/g. 
Cálculo da Energia Relativa por Massa (RWS) do explosivo emulsão que apresenta as seguintes 
propriedades: densidade = 1,15 g/cm3; Energia termoquímica = 1014 cal/g. 
 
RWS
ETx
ETp
cal g
cal g
= =
1014
900
/
/
 
RWS = 1,127 ou RWS = 112,7. Uma unidade de massa da emulsão possui 12,7% a mais 
de energia quando comparada com a mesma unidade de massa do ANFO. 
 
- RBS - Relative Bulk Strength (Energia relativa por volume): é a energia disponível por 
volume de um explosivo x comparada com a energia disponível por igual volume de um 
explosivo tomado como padrão. Isto é: 
 
RBS
ETx
ETp
x
x
p
RWS x
x
p
= =




 
 
onde: x e p são as densidade do explosivo x e p, respectivamente. 
 
Exemplo 2: Utilizando os dados do exemplo anterior; cálculo da Energia Relativa por Volume 
(RBS): 
 
RBS
ETx
ETp
x
x
p
cal g
cal g
x
g cm
g cm
= =


1014
900
115
0 85
3
3
/
/
, /
, /
 
 17 
 
RBS = 1,52 ou RBS = 152. Uma unidade de volume da emulsão possui 52,0% a mais de 
energia quando comparada com a mesma unidade de volume do ANFO. 
 
 
3.3 Balanço de Oxigênio de um explosivo 
 
 A maioria dos ingredientes dos explosivos são compostos de oxigênio, nitrogênio, hidrogênio e 
carbono. Para misturas explosivas, a liberação de energia é otimizada quando o balanço de 
oxigênio é zero. Balanço zero de oxigênio é definido como o ponto no qual uma mistura tem 
suficiente oxigênio para oxidar completamente todos os combustíveis (óleo diesel, serragem, 
carvão, palha de arroz etc.) presentes na reação, mas não contém excesso de oxigênio que possa 
reagir com o nitrogênio na mistura para formação de NO e NO2 e nem a falta de oxigênio que 
possa gerar o CO, pois além de altamente tóxicos para o ser humano, esses gases reduzem a 
temperatura da reação e, consequentemente, diminuem o potencial energético e a eficiência do 
explosivo. 
 Teoricamente, os gases produzidos na detonação a balanço zero de oxigênio são: CO2, H2O e 
N2 e na realidade pequenas quantidades de NO, CO, NH2, CH4 e outros gases. 
 Como exemplo, considere a mistura ideal do nitrato de amônio (N2H403) com o óleo diesel 
(CH2): 
 
N2H403 + CH2 → CO2 + H2O + N2 
 
Composto Fórmula Produtos desejados na 
reação 
Necessidade (-) ou excesso 
(+) de oxigênio 
Nitrato de amônio 
Óleo diesel 
 
N2H403 
CH2 
N2, 2H2O 
CO2, H2O 
 
+ 3 - 2 = + 1 
- 2 - 1 = - 3 
 
Necessidades de oxigênio: -3 
 
Tabela 1: Cálculo da necessidade de oxigênio para equilibrar a equação. 
 
 O resultado é uma deficiência de 3 átomos de oxigênio por unidade de CH2 . Desde que cada 
molécula do nitrato de amônio apresenta excesso de um átomo de oxigênio, 3 unidades de 
nitrato de amônio são necessárias para o balanço de cada unidade de óleo diesel na mistura de 
AN/FO. Equilibrando a equação: 
3N2H403 + CH2 → CO2 + 7H2O + 3N2 
 
Cálculodas percentagens de N2H403, CH2 por peso de mistura de AN/FO: 
 
Usando os pesos moleculares da tabela 3, podemos calcular a soma dos pesos moleculares dos 
produtos: 
 
Tabela 2: Cálculo da soma do peso molecular 
 dos produtos da reação. 
 Composição Peso molecular (g) 
 3N2H403 3 x 80 = 240 
 CH2 14 
 Total 254 
 18 
 
 
A percentagem do nitrato de amônio na mistura, será: 
 
(240 : 254) x 100% = 94,5% 
 
Então sabemos que 240 g de nitrato de amônio reagem com 14 g de carbono quando o balanço é 
perfeito, quer dizer, o óleo deve representar, em peso: 
 
(14 : 254) x 100% = 5,5% 
 
 
3.4 Velocidade e Pressão de detonação de um explosivo 
 
A velocidade de detonação de um explosivo (VOD) é o índice mais importante da 
performance do mesmo, desde que a pressão de detonação de um explosivo é diretamente 
proporcional ao quadrado da velocidade de detonação, conforme a expressão abaixo. Uma 
maneira de avaliar a performance de um explosivo é pela comparação da pressão produzida no 
furo durante a detonação. Caso a pressão produzida no furo durante a detonação não supere a 
resistência dinâmica da rocha, a mesma não será fragmentada, entretanto a energia não utilizada 
no processo de fragmentação e deslocamento da rocha se propagará no terreno sob a forma de 
vibração. 
O pique da pressão exercida pela expansão dos gases, depende primariamente da 
densidade e da velocidade da detonação. As pressões podem ser calculadas usando a seguinte 
equação: 
 
 
PF x x
VOD
x
=
+
−228 10
1 0 8
6
2

( , )
 
 
sendo: 
PF = pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente acoplado ao furo 
(MPa); 
 = densidade do explosivo (g/cm3); 
VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s). 
 Para a medição da VOD do explosivo, pode-se utilizar o “VOD PROBRE - BLAST 
EVALUATOR” de fabricação da INSTANTEL INC. (Canadá) ou o MiniTrap III, de fabricação 
da MREL do Canadá. O medidor da VOD (The VOD Probe - Blast Evaluator) possui um 
cronômetro eletrônico que é acionado por fibras óticas introduzidas no furo a ser detonado e 
mede a VOD. À medida que ocorre a detonação do explosivo, a luz resultante que é emitida 
aquece o probe de fibra ótica em um certo tempo, permitindo dessa maneira a medição da VOD 
do explosivo. Já o MiniTrap III mede a VOD utilizando cabo coaxial. 
 
 A medição da velocidade de detonação dos explosivos tem os seguintes objetivos: 
 
• determinar a velocidade de detonação do explosivo, para que a partir da mesma seja calculada 
a pressão produzida no furo durante a detonação; 
• comparar a performance do explosivo quando iniciados com diferentes escorvas, acessórios, e 
diferentes materiais utilizados para o confinamento do tampão; 
 19 
• verificar se os explosivos e acessórios estão detonando de acordo com o valor fornecido pelos 
fabricantes. 
 
 
 
3.5 Sensibilidade à iniciação 
 
Define-se como a susceptibilidade de um explosivo à iniciação, isto é, se o explosivo é 
sensível a espoleta, cordel, booster etc. 
 
 
 
3.6 Diâmetro crítico 
 
As cargas de explosivos com forma cilíndrica têm um diâmetro abaixo do qual a onda de 
detonação não se propaga ou propaga-se a velocidade muito abaixo das de regime. A esse 
diâmetro, dá-se o nome de diâmetro crítico. Os principais fatores que influenciam no diâmetro 
crítico são: tamanho das partículas, reatividade dos seus ingredientes, densidade e confinamento. 
 
 
 
3.7 Gases gerados pelos explosivos 
 
A classificação dos fumos é primordialmente importante na seleção de explosivos para 
desmontes subterrâneos ou utilização em túneis em que as condições de ventilação e renovação 
do ar são limitadas. Quando o explosivo detona, decompõe-se em estado gasoso. Os 
principais componentes são Dióxido de Carbono, Monóxido de Carbono, Oxigênio, Oxidos de 
Nitrogênio e Gás Sulfídrico. Os gases nocivos ao ser humano, quanto ao nível de toxidade, são 
classificados como: 
- Classe 1 - não tóxicos (menor que 22,65 l/kg); 
- Classe 2 - mediamente tóxicos (de 22,65 a menos de 46,7 l/kg); 
- Classe 3 - tóxicos (de 46,7 a menos de 94,8 l/kg). 
 
Observação: Explosivos mal iniciados ou desbalanceados geram mais gases tóxicos. 
3.8 Resistência à água 
 
É a capacidade que um explosivo tem de resistir a uma exposição à água durante um 
determinado tempo, sem perder suas características. A resistência de um explosivo à água pode 
ser classificada como: nenhuma, limitada, boa, muito boa e excelente. 
 
 
4.0 CLASSIFICAÇÃO DOS EXPLOSIVOS 
 
 A figura 5 mostra como podem ser classificados os explosivos. Neste artigo discutiremos 
apenas os explosivos químicos, por serem os mais utilizados pelas minerações e obras civis. 
 Como mostra a figura 5, há três tipos de explosivos comerciais: 
 
(a) altos explosivos, isto é, explosivos caracterizados pela elevadíssima velocidade de reação 
(1500 a 9000 m/s) e alta taxa de pressão (50.000 a 4 milhões de psi). Os altos explosivos 
 20 
serão primários quando a sua iniciação se der por chama, centelha ou impacto. Secundários 
quando, para sua iniciação, for necessário um estímulo inicial de considerável grandeza. 
Exemplo de altos explosivos: TNT, dinamites, gelatinas; 
(b) baixos explosivos, ou deflagrantes, caracterizam-se por uma velocidade de reação muito baixa 
(poucas unidades de m/s) e pressões no máximo de 50.000 psi. Exemplo: pólvora e 
explosivos permissíveis. 
(c) Agentes detonantes são misturas cujos ingredientes não são classificados como explosivos. 
Exemplo: ANFO, ANFO/AL, lama, ANFO Pesado, emulsões. 
 
 
 
Classificação dos Explosivos 
 
 
 
 Mecânicos Químicos Nucleares 
 
 
 
 Altos Explosivos Baixos Explosivos Agentes Detonantes 
 
 
 
 Primário Secundário 
 
 
 Permissíveis Não permissíveis 
 
 
 Figura 5 - Classificação dos explosivos 
 
 
 
 
 21 
4.1 Explosivos deflagrante 
Baixo explosivos (propelantes), ou deflagrantes, são aqueles cuja reação química é 
uma combustão muito violenta chamada deflagração, que se propaga a uma velocidade 
da ordem de 400 a 800 m/s e pressões de no máximo 50.000 psi. 
Entre os explosivos deflagrantes, o protótipo é a pólvora negra. Conhecida da remota 
antigüidade, sua invenção tem sido atribuída aos chineses, árabes e hindus. Usada pela 
primeira vez, em mineração, em 1627, na Hungria, e logo após, na Inglaterra. 
A percentagem ponderal média dos componentes da pólvora negra é a seguinte: 
- Nitrato de potássio (KN03) ou de sódio (NaN03) ................................................. 75% 
- Carvão vegetal (C) .............................................................................................. 15% 
- Enxofre (S) ......................................................................................................... 10% 
 
4.2 Altos explosivos com base de nitroglicerina 
 
Dinamites 
As dinamites, inventada pelo químico sueco Alfred Nobel, em 1866, diferem em tipo e graduação 
conforme o fabricante, podendo, contudo, serem classificadas segundo os seguintes grupos 
principais: 
• Dinamite guhr 
• Dinamites simples 
• Dinamites amoniacais 
 
Dinamite guhr 
De interesse puramente histórico, resulta da mistura de Nitroglicerina, Kieselguhr e 
estabilizantes. Não é mais usada. 
Dinamite simples 
Resultante da mistura: Nitroglicerina + Serragem + Oxidante + Estabilizante. Como se vê, a 
serragem substitui o kieselguhr como absorventee nitrato de sódio é, em geral, o oxidante usado. 
Como estabilizante, ou anti-ácido, usa-se o carbonato de cálcio, com cerca de 1%. A dinamite 
simples produz boa fragmentação. Em contrapartida, apresenta um alto custo e gera gases 
tóxicos. 
Dinamites amoniacais 
O alto custo da dinamite simples e as qualidades indesejáveis já citadas permitiram o 
desenvolvimento das dinamites amoniacais. As dinamites amoniacais são similares em 
composição, às dinamites simples, mas a nitroglicerina e o nitrato de sódio são parcialmente 
substituídos por nitrato de amônio. 
 22 
Gelatinas 
A gelatina também foi descoberta por Alfred Nobel, em 1875. A gelatina é um explosivo 
bastante denso de textura plástica, parecendo uma goma de mascar, constituida de nitrocglicerina 
+ nitrocelulose + nitrato de sódio. É utilizada apenas em casos especiais. Gera gases nocivos. 
Tem grande velocidade de detonação, produz boa fragmentação e ótimo adensamento no furo. 
Gelatinas amoniacais 
As gelatinas amoniacais têm formulações semelhantes àquelas das gelatinas, porém o nitrato de 
amônio substitui, parcialmente, a nitroglicerina e o nitrato de sódio. Essas gelatinas foram 
desenvolvidas para substituir as gelatinas, com maior segurança no manuseio e custo menor de 
produção, porém menos resistentes à água. 
Semi-gelatinas 
Constituem um tipo intermediário entre as gelatinas e as dinamites amoniacais, combinando a 
baixa densidade das amoniacais com a resistência à água e a coesão das gelatinas, em grau mais 
atenuados. As composições são semelhantes àquelas da gelatinas amoniacais, com variações nas 
proporções de nitroglicerina, nitrato de sódio e nitrato de amônio, este em porcentagens mais 
altas. Os gases variam de excelentes a pouco tóxicos. Existem diversas variantes comerciais. 
A tabela 4 mostra as % dos ingredientes dos altos explosivos. 
 
Tabela 4: Porcentagem dos ingredientes dos altos explosivos 
 PORCENTAGEM (%) DOS INGREDIENTES 
Produto N glic. N celul. N Sódio N Amônio Combustível S Antiácido 
 
Dinamites simples 20 - 60 - 60 – 20 - 15 – 18 3 – 0 1,3 – 1,0 
Dinamites Amoniacais 12 – 23 - 57 – 15 12 – 50 10 - 9 7 – 2 1,2 – 1,0 
Gelatinas 20 – 50 0,4 – 1,2 60 – 40 - 11 - 8 8 – 0 1,5 – 1,1 
Gelatinas Amoniacais 23 – 35 0,3 – 0,7 55 – 34 4 - 20 8,0 7 - 0 0,7 – 0,8 
Semi-gelatinas sem informação 
 
 
4.2 AGENTES DETONANTES 
 
4.2.1 EXPLOSIVOS GRANULADOS 
 
Os explosivos granulados, também conhecidos como agentes detonantes, geralmente 
consistem em misturas de nitratos inorgânicos e óleo combustível, podendo sofrer adição ou não 
de substâncias não explosivas (alumínio ou ferro-silício). 
 
 
 23 
ANFO 
Entre os explosivos granulados, há um universalmente conhecido, formado pela mistura pura e 
simples de nitrato de amônio (94,5%) e óleo diesel (5,5%) denominado ANFO, sigla esta 
resultante dos vocábulos ingleses Ammonium Nitrate e Fuel Oil. As proporções acima, 
consideradas ideais, foram determinadas pelos americanos Lee e Akre, em 1955. As maiores 
vantagens do ANFO são: ocupar inteiramente o volume do furo, grande insensibilidade aos 
choques, poucos gases tóxicos e redução do preço global do explosivo (US$0,30/kg). As maiores 
desvantagens: falta de resistência à água, baixa densidade (0,85 g/cm3) e necessidade de um 
iniciador especial. A reação ideal do ANFO (N2H403 - Nitrato de amônio e CH2 - Óleo diesel) 
quando o balanço de oxigênio é zero, pode ser expressa por: 
 
3N2H403 + CH2 → CO2 + 7H2O + 3N2 + 900 cal/g. 
 
Outros explosivos granulados, fabricados por diferentes produtores, nada mais são do que 
formulações similares à do ANFO, com adição de outros ingredientes, explosivos ou 
sensibilizantes, combustíveis, oxidantes e absorventes. 
 
ANFO/AL 
 
 Os primeiros trabalhos realizados com explosivos contendo alumínio na sua formulação, a fim 
de otimizar os custos de perfuração e desmonte, foram conduzidos no início da década de 60, em 
minas de ferro no Peru e mais tarde na Austrália. O objetivo da adição e alumínio ao ANFO é 
aumentar a produção de energia do mesmo. A adição de alumínio no ANFO varia de 5 a 15% por 
peso. Acima de 15% a relação custo-benefício tende a não ser atrativa. A reação do ANFO/AL 
contendo 5% de Al pode ser expressa por: 
 
4,5N2H403 + CH2 + AL → CO2 + 10H2O + 4,5N2 + ½Al203 + 1100 cal/g 
 
Uma composição de AN/FO/Al (90,86/4,14/5) apresenta as seguintes propriedades: densidade = 
0,87 g/cm3; RWS = 1,13 e RBS = 1,16 comparada com o ANFO padrão. 
 
4.2.2 LAMAS (SLURRIES) E PASTAS DETONANTES 
 
 Desenvolvidas e pantenteadas nos Estados Unidos da América, representam vários anos de 
pesquisa de Mr. Melvin A. Cook e H. E. Forman. A lama explosiva foi detonada com sucesso, 
pela primeira vez em dezembro de 1956, na Mina Nob Lake, em Labrador, Canadá. 
 Os materiais necessários à composição da lama (tabela 5) são representados por sais 
inorgânicos (nitrato de amônio, nitrato de cálcio e nitrato de sódio), sensibilizantes (alumínio 
atomizado, ferrosilício) combustíveis (carvão e/ou óleo diesel), estabilizantes, agentes 
controladores de densidade (nitrito de sódio e ácido nítrico) e de pH, agentes gelatinizantes, 
agentes cruzadores e gomas. As pastas são superiores ao ANFO, apresentam boa resistência à 
água, todavia são bem mais caras. Com a introdução das emulsões no mercado internacional, o 
consumo de lama vem decaindo. 
 
 24 
Tabela 5: Composição básica da Lama 
FASE CONTÍNUA 
Água 15 - 20% 
Nitrato de Amônio e/ou de Sódio/Cálcio 65 – 80% 
Goma + Agentes Cruzadores 1 – 2% 
FASE DESCONTÍNUA 
Óleo Diesel 2 - 5% 
Alumínio 0 - 10% 
Agentes de Gaseificação 0,2 % 
 
 
4.2.3 EMULSÕES 
 
 O interesse em explosivos em emulsão deu-se no início da década de 60. Explosivos em 
emulsão são do tipo “água-em-óleo” (water-in-oil). Eles consistem de microgrotículas de solução 
oxidante supersaturada dentro de uma matriz de óleo. Para maximizar o rendimento energético, 
enquanto minimiza custos de produção e preço de venda, o oxidante dentro das microgotículas 
consiste principalmente de nitrato de amônio. Dentro de um ponto de vista químico, uma emulsão 
se define com uma dispersão estável de um líquido imiscível em outro, o qual se consegue 
mediante agentes que favorecem este processo (agentes emulsificantes) e uma forte agitação 
mecânica. A tabela 6 mostra a composição básica de um explosivo em emulsão. 
 
 Tabela 6: Composição típica de um explosivo em emulsão (Silva, V. C., 1986) 
 
INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA 
Nitrato de Amônio 
Água 
Óleo diesel 
Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou 
Monoleato de ezorbitol 
 77,3 
 16,7 
 4,9 
 1,1 
 _____ 
 100,0 
 
 
 
 
4.2.4 ANFO PESADO (HEAVY ANFO) 
 
 A primeira patente utilizando ANFO como agente redutor de densidade foi 
concedida em 1977 (Clay, 1977) desde que os prills e os interstícios do ANFO pode ser 
utilizados para aumentar a sensibilidade da emulsão e ao mesmo tempo aumentar a densidadedo 
ANFO. A blendagem da emulsão com o ANFO ou Nitrato de amônio é conhecida como ANFO 
Pesado (tabela 7). A densidade do ANFO Pesado resultante situa-se na faixa de 1,00 a 1,33 
g/cm3. A resistência à água do ANFO pesado é moderada. Para uma blendagem de 
ANFO/Emulsão: 50/50, a uma densidade de 1,33 g/cm3, o ANFO pesado passa a apresentar 
resistência à água, porém a mínima escorva de iniciação deve apresentar uma massa acima de 
450 g. 
 
 
 
 25 
Tabela 7: Composição típica do ANFO Pesado com resistência à água (Katsabanis, 1999). 
 
INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA 
Nitrato de Amônio 
Nitrato de Cálcio 
Água 
Óleo diesel 
Alumínio 
Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou 
Monoleato de ezorbitol 
 59,1 
 19,7 
 7,2 
 5,9 
 7,0 
 1,1 
 _____ 
 100,0 
 
 
 
4.3 EXPLOSIVOS PERMISSÍVEIS 
 
 São assim chamados os explosivos que podem ser usados em algumas minas 
subterrâneas, nas quais podem acontecer emanações de metano que, com o ar, forma uma mistura 
inflamável, ou então, em minas com poeiras carbonosas em suspensão. 
 
 
 
A tabela 8 apresenta um resumo das principais propriedades dos explosivos industriais. 
 
 
Tabela 8: Algumas propriedades dos explosivos industriais. Fonte: (Fernandéz, 2000) 
 
Produto Densidade Velocidade de Detonação Pressão de Detonação Energia da Volume de 
 (confinada) Explosão Gases 
 (g/cm3) (m/s) (Kbar) (cal/g) (l/kg) 
Dinamites especiais 1,40 2700 – 5700 25 – 144 935 
Dinamite amoniacal 1,25 4700 69 664 821 
Gelatina 1,50 7500 – 7800 225 1430 740 
Gelatina amoniacal 1,32 5000 83 1125 900 
Semi-gelatina 1,24-1,30 4900 – 5100 74 – 85 890 – 950 800 – 810 
ANFO (=6”) 0,85 3500 28 900 1050 
ANFO+Al 2 a 12% 0,86-0,90 4500 – 4700 43 – 47 960 – 1360 900 – 1030 
Lama 1,05-1,15 3300 – 5400 28 – 80 700 – 1400 
Emulsão (1 a 2”) 1,10-1,18 5100 – 5800 72 – 79 710 – 750 900 – 1000 
ANFO Pesado 1,34-1,37 3620 – 4130 44 – 56 630 – 865 1045 – 1120 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
5 CRITÉRIOS GERAIS DE SELEÇÃO DE UM EXPLOSIVO COMERCIAL 
 26 
 
5.1 Critério de seleção de explosivos 
 
 A escolha adequada de um explosivo é uma das partes mais importantes no projeto de 
desmonte de rocha. Esta seleção é ditada por considerações econômicas e condições de campo. 
Os fatores que devem ser levados em consideração na escolha do explosivo incluem: tipo de 
desmonte, propriedades dos explosivos (densidade, velocidade e pressão de detonação, 
resistência à água, classe dos gases), segurança no transporte e manuseio, diâmetro da carga; 
custo do explosivo, da perfuração, do carregamento, do transporte e britagem da rocha; 
condições da geologia local, características da rocha a ser desmontada (densidade, resistência à 
tração, à compressão e cisalhamento, módulo de Young, coeficiente de Poisson, velocidade 
sísmica), condições da ventilação dos ambientes subterrâneos, impactos ambientais gerados pelos 
desmontes de rocha etc. Conhecidos esses fatores, pode-se definir qual o explosivo mais indicado 
para cada situação particular. 
 
 
5.2 Guia para seleção de explosivos disponíveis no mercado brasileiro 
 
 Para auxiliar os profissionais que atuam na atividade do desmonte de rocha, é que 
desenvolvemos as tabelas de equivalência dos diferentes produtos de diversos fabricantes que 
atuam no mercado brasileiro. Além da equivalência, as tabela 9, 10 e 11 mostram a aplicação de 
cada explosivo e acessório, respectivamente. 
 
 
Tabela 9: Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no mercado 
 brasileiro. 
TIPO DE 
EXPLOSIVO 
FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES 
PERMISSÍVEL BRITANITE TOVEX 300 Ambientes inflamáveis de 
poeira e grisu. 
EMULSÃO 
ENCARTUCHADA 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
ORICA 
AVIBRAS 
MAGNUM 
PIROBRÁS 
ORICA 
 
ORICA 
 
ORICA 
 
ORICA 
 
 
 
MAGNUM 
 
TEC HARSEIM 
- POWERGEL 800 
- BRASPEX 
- MAG-GEL 100 
- PIROFORT 
- POWERGEL 800 
 SISMOGRÁFICO 
- POWERGEL RX 
800 
- POWERGEL RX 900 
 
- POWERGEL 900 E 
 1000 (EMULSÃO 
 ALUMINIZADA 
- PREMIUM 
- MAG-GEL 200 
(EMULSÃO ALUM.) 
- DINEX C 
- Mineração a céu aberto, 
 subterrânea e subaquático. 
- Qualquer tipo de rocha, céu 
aberto, subsolo e subaquático 
- Especial para prospecção 
 sísmica. 
- Minerações no subsolo e 
túneis. 
- Mineração a céu aberto, 
 pré-fissuramento e fogacho. 
- Pedreiras e mineração a céu 
 aberto, construção civil em 
 geral e desmontes 
subaquáticos. 
 
- Desmontes em geral 
Tabela 10: Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no mercado 
brasileiro. 
 27 
 
TIPO DE 
EXPLOSIVO 
FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES 
EMULSÃO 
BOMBEADA 
ORICA 
MAGNUM 
IBQ 
 
POWERGEL 
MAG-MAX 
IBEMUX 
 
Rochas brandas ou duras. 
Carga de fundo. 
Desmonte em geral 
ANFO PESADO 
BOMBEADO 
ORICA 
IBQ 
EXPLON AP 
IBEMEX / IBENITE 
Rocha dura, sã ou fissurada. 
Em furos com água. 
GRANULADO 
BOMBEADO 
ORICA 
IBQ 
MAGNUM 
EXPLON OS 65 
ANFOMAX 
MAGMIX /MAGNUMB 
Rochas brandas e friáveis em 
furos secos. 
AQUAGEL 
(LAMAS) 
BRITANITE TOVEX E 
BRITANITE AL 
Desmonte subaquático, céu 
aberto e subterrâneo. 
GRANULADO MAGNUM 
IBQ 
 
 
AVIBRAS 
 
ORICA 
 
TEC HARSEIM 
MAGNUM BD SE HD 
NITRON, BRITAMON 
E BRITON 
 
BRASPON 
 
POWERMIX MG 
 
DINEX “G” – PPA – 
PPS - PPH 
- Explosivos de coluna em 
furos secos, e para o desmonte 
secundário (fogacho). 
 
- Operações a céu aberto ou 
subsolo, em furos secos onde 
existe a necessidade de 
explosivos de baixa densidade 
de carregamento e nas 
operações com carregamento 
pneumático. 
GELATINA BRITANITE 
 
 
 
IMBEL 
BRITAGEL 
GELATEL 
 
 
BELGEX 
 
PV 15 
- Rochas duras e médias. 
- Rochas muito duras e 
resistentes. 
 
- Rochas muito duras e 
resistentes. 
- Carga de fundo. 
SEMI-GELATINA IMBEL TRIMONIO Carga de coluna em desmonte a 
céu aberto. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Tabela 11: Equivalência de alguns acessórios comerciais disponíveis no 
 mercado brasileiro. 
TIPO DE FABRICANTE NOME APLICAÇÕES 
 28 
ACESSÓRIO COMERCIAL 
ESPOLETA 
ELÉTRICA 
SISMOGRÁFICA 
ORICA 
 
MANTESIS Especial para prospecção 
sísmica. 
ESPOLETA 
SIMPES 
ORICA 
BRITANITE 
 
IMBEL 
MAGNUM 
MANTESPO 
ESPOLETA N 8 
BRITANITE 
BELDETON 
MAG-DET 
Iniciar cargas explosivas de 
pequeno diâmetro ou cordéis por 
meio de estopim . 
ESTOPIM DE 
SEGURANÇA 
ORICA 
PIROBRÁSORICA 
BRITANITE 
IMBEL 
PIROBRÁS 
MAGNUM 
COBRA/COBRINHA 
COMUM PIONEIRO 
MANTOPIM 
BRITAMPIM 
BELPIM 
PIROPIM 
MAG-PIM 
- Destinado à iniciação de 
espoletas simples e pólvoras. 
 
- Iniciação de cargas explosivas 
 e fogacho. 
CORDEL 
DETONANTE 
ORICA 
BRITANITE 
IMBEL 
PIROBRÁS 
MAGNUM 
MANTICORD 
BRITACORD 
BELCORD 
PIROCORD 
MAG-CORD 
Iniciação de cargas explosivas, 
iniciação do Nonel, Brinel, 
Mantinel, Exel. 
CORDEL 
DETONANTE 
REFORÇADO 
ORICA 
MAGNUM 
CORDTEX 
MAG-WAX 
Iniciação de cargas explosivas e 
da linha silenciosa. 
ESPOLETA 
SIMPLES DE 
RETARDO 
BRITANITE 
PIROBRÁS 
BRITACRON 
PIROCRON 
Retardar através de esperas de 
milesegundos, a propagação da 
detonação do cordel detonante. 
BOOSTER ORICA 
BRITANITE 
 
PIROBRÁS 
MAGNUM 
AMPLEX 
BRITEX/BOOSTER 
BRITANITE 
PIROFORT 
MAG-FORCE 
Reforçar a iniciação de qualquer 
tipo de explosivo. 
 
 
SISTEMA DE 
RETARDO NÃO 
ELÉTRICO 
ORICA 
BRITANITE 
IMBEL 
PIROBRÁS 
MAGNUM 
TEC HARSEIM 
EXEL 
BRINEL 
NONEL 
PIRO-NEL 
MAG-NEL 
TECNEL 
Destinado a retardar em 
milesegundos, a iniciação das 
cargas explosivas. 
 
 
 
MECANISMOS DE RUPTURA DA ROCHA 
 29 
 
 A finalidade desmonte por explosivo é converter a rocha em vários fragmentos menores 
capazes de serem transportados ou escavado por equipamento disponível. Para isso, são 
necessários 4 fatores: i) fragmentação suficiente; ii) deslocamento, movimentação e lançamento 
da pilha ; iii) redução dos problemas ambientais; iv) mínimo de dano ao maciço remanescente . 
FASE DINÂMICA 
A fase dinâmica do processo de fragmentação corresponde a ação das ondas de choque. Inicia 
pela deflagração da reação química do explosivo, termodinamicamente instável. 
Para SCOTT (1996), a fase dinâmica corresponde a fase de choque representada pelas ondas de 
tensão P (compressão) e S (cisalhamento) associadas à rápida aceleração da explosão da parede 
do furo. A passagem da onda de tensão em volta do furo estabelece um estado de tensão semi-
estático. 
A fase dinâmica finda com o surgimento gradativo das fraturas tangenciais a partir das faces 
livres. 
Quando a onda de choque compressiva possui energia suficiente para alcançar a face livre e 
retornar refletida com amplitude de tensão superior a resistência de tração do maciço rochoso, 
resulta em fragmentação adequada. 
FASE SEMI-ESTÁTICA 
Esta fase corresponde a ação da pressão dos gases de detonação. Trata-se do trabalho mecânico 
realizado durante o processo de expansão ou descompressão dos gases da detonação. Ao 
percorrem pelas fendas e pelas microfissuras resultantes da fase dinâmica, os gases gerados da 
detonação agem através da ação de cunhas, propagando fendas e fraturas, conforme ilustrado na 
figura 6. Assim, separam parte do maciço rochoso em fragmentos de rochas. A medida em que os 
gases são liberados, ocorre o lançamento dos blocos, consumando-se o desmonte de rocha 
propriamente dito (Carlos Magno, 2001). 
 30 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 6 – Fase Semi-estática 
 
Trituração da rocha 
 Nos primeiros instantes da detonação, a energia é transmitida para o maciço rochoso 
vizinho na forma de uma onda de compressão, ou onda de choque, que se propaga a uma 
velocidade de 2.000 a 6.000 m/s. A pressão da frente da onda de choque, que se expande de 
forma cilíndrica, atinge valores acima de 18.000 atm, superando a resistência dinâmica à 
compressão da rocha, provocando a destruição de sua estrutura inter-cristalina e intergranular. 
 
Fraturamento radial 
 Durante a propagação da onda de choque, a rocha circundante ao furo é submetida a uma 
intensa compressão radial que induz componentes de tração nos planos tangenciais da frente da 
onda. Quando as tensões superam a resistência dinâmica à tração da rocha, inicia-se a formação 
de uma zona densa de fraturas radiais ao redor da zona triturada que rodeia o furo. 
 
 
 31 
Reflexão da onda de choque 
Quando a onda de choque alcança uma superfície livre são geradas uma onda de tração e outra de 
cisalhamento. A onda de tração pode causar fissuramento e fazer a rocha se lascar na região da 
superfície livre. Ambas as ondas de tração e de cisalhamento podem estender as fissuras pré-
existentes. 
Extensão e abertura de fendas radiais 
Durante e depois da formação das fendas radiais, os gases começam a expandir-se e penetrar nas 
fratura prolongando as mesmas. 
Fratura por cisalhamento 
Em formações rochosas sedimentares quando os extratos apresentam distintos módulos de 
elasticidades ou parâmetros geomecânicos, se produz a rotura nos planos de separação. O 
fraturamento por cisalhamento ocorre quando uma rocha adjacente é deslocada em tempos 
diferentes ou a velocidades diferentes. O deslocamento é causado pelos gases a alta pressão. 
A figura 7 apresenta um resumo dos principais mecanismo de rotura da rocha. 
 
 
 Figura 7: Principais mecanismo de rotura da rocha. 
 32 
Ruptura por flexão 
A pressão exercida pelo gases da explosão faz com que a rocha atue como uma viga, produzindo 
a deformação e fraturamento na mesma pelos fenômenos da flexão (figura 8). 
 
 
 
 Figura 8: Mecanismo de rotura por flexão. 
 33 
PLANO DE FOGO - A CÉU ABERTO 
 
1. Introdução 
 A partir da década de 50 foram desenvolvidas um grande número de fórmulas e métodos 
de determinação das variáveis geométricas: afastamento, espaçamento, subperfuração etc. Estas 
fórmulas utilizam um ou vários grupos de parâmetros: diâmetro do furo, características dos 
explosivos e dos maciços rochosos etc. 
 Não obstante, devido a grande heterogeneidade das rochas, o método de cálculo do plano 
de fogo deve basear-se em um processo contínuo de ensaios e análises que constituem o ajuste 
por tentativa. 
 As regras simples permitem uma primeira aproximação do desenho geométrico dos 
desmontes e o cálculo das cargas. É óbvio que em cada caso, depois das provas e análises dos 
resultados iniciais, será necessário ajustar os esquemas e cargas de explosivos, os tempos de 
retardos até obter um grau de fragmentação, um controle estrutural e ambiental satisfatórios. 
 
2. Desmonte em banco 
 
2.1 Aplicações 
 As aplicações mais importantes são: escavação de obras públicas e mineração a céu aberto. 
 
2.2 Diâmetro da perfuração 
 
 A eleição do diâmetro de perfuração depende da produção horária, do ritmo de 
escavação, da altura da bancada e da resistência da rocha. 
 34 
 Uma produção elevada requer furos maiores. A produção não aumenta linearmente em 
relação ao diâmetro do furo, mas praticamente de uma forma quadrática, o que depende da 
capacidade dos diferentes equipamentos de perfuração. 
 Com regra prática pode-se dizer que a altura, em metros, econômico de uma bancada 
deverá ser entre 2 a 5 vezes o diâmetro do furo em polegadas. Utilizando essa regra, também um 
diâmetro razoável de um furo em relação à altura da bancada pode ser estimado. 
2.3 Altura do banco 
A escolha da altura de bancada é uma decisão que deve ser tomada levando-se em consideração 
questões de ordem técnica e econômica, a saber: 
• (1) As condições de estabilidade da rocha que compõe o maciço e a segurança nas 
operações de escavação; 
• (2) O volume de produção desejado, o qual determinará o tipo e o porte dos 
equipamentos de perfuração, carregamento e transporte; 
• (3) A maximização da eficiência no custo total de perfuração e desmonte. 
Principalmente quando se considera a redução dos custos de perfuração e desmonte há uma 
tendência mundial por se trabalhar com bancadas altas. Para se entender melhor o porque disto, 
consideremos o exemplo de uma mineração em bancadas cuja cava tenha 60 metros de 
profundidade conforme a figura 9 (JOÃO CARLOS, 1998).1º CASO 2º CASO 
 
 
 
 
 
 
 
 60 m 
 
 
 
 
 
 
 15 m 
 10 m 
 
 
Figura 9 - Comparativo entre a utilização de bancadas de diferentes alturas para se vencer 
 o mesmo desnível. 
Conforme se observa, no primeiro caso onde a altura de bancada escolhida foi de 10 m, seriam 
necessárias 6 bancadas para se atingir os 60 m de profundidade. Já no segundo caso, com 
 35 
bancadas de 15 m de altura, seriam necessárias apenas 4 bancadas para se atingir os mesmos 60 
m. Ou seja, uma economia de 33 % em número de bancadas. 
 
Consideremos agora, que os seguintes ítens de custo são iguais ou aproximadamente iguais tanto 
para a bancada de 10 m quanto para a bancada de 15 m: 
 
• (1) A metragem de tampão, por exemplo 1,5 m , a qual é responsável pela maior parte 
dos fogos secundários de uma detonação por ser a porção do furo não carregada com 
explosivos; 
• (2) A metragem de subfuração, a qual não contribui com nenhum acréscimo para o 
volume de material detonado; 
• (3) O consumo de acessórios utilizados na ligação dos furos na superfície superior da 
bancada; 
• (4) A mão-de-obra utilizada no carregamento dos fogos de uma das bancadas; 
• (5) O período de tempo necessário para evacuação, espera e retorno às áreas 
detonadas, durante o qual as operações de lavra devem ser suspensas. 
 
Fica claro que todos os ítens listados acima, sofreriam uma redução de 33 % se optássemos pelo 
segundo caso no exemplo da figura 9. 
 
Todavia, ao adotarmos bancadas mais altas nos deparamos com alguns inconvenientes, os quais 
podem ou não anular e até suplantar o peso das vantagens obtidas: 
 
• (1) A precisão da perfuração torna-se cada vez menor a medida que cresce a coluna de 
hastes de perfuração, gerando desvios indesejáveis que comprometem seriamente os 
resultados de fragmentação e arranque do pé da bancada; 
• (2) Devido aos mesmos desvios, há sempre um risco de acidentes com ultra-
lançamento; 
• (3) A velocidade de perfuração efetiva cai com o aumento da profundidade perfurada, 
tanto pela diminuição na velocidade de avanço como pelo aumento no ciclo de 
introdução e remoção das hastes; 
• (4) A altura da pilha de material detonado aumenta, demandando equipamentos de 
carga de maior porte, ou causando aumento no ciclo de carregamento e submetendo os 
equipamentos a um maior desgaste; 
• (5) Há um ligeiro aumento na razão de carga. 
 
 A altura do banco, também, é função do equipamento de carregamento. As dimensões 
recomendadas levam em conta os alcances e características de cada grupo de máquinas. A altura 
do banco pode ser determinada a partir da capacidade da caçamba do equipamento de 
carregamento: 
 
◼ PÁ CARREGADEIRA: H = 5 a 15 (m) 
 36 
◼ ESCAVADEIRA HIDRÁULICA: H = 4 + 0,45cc (m) 
◼ ESCAVADEIRA A CABO: H = 10 + 0,57(cc -6) (m) 
sendo: cc = capacidade da caçamba em m3. 
 
 Em alguns casos a altura do banco está limitada pela geologia do jazimento, por 
imperativos do controle da diluição do minério, por questões de vibração do terreno durante os 
desmontes e por razões de segurança. 
 
2.4 Granulometria exigida 
 
 É função do tratamento e utilização posterior do material, e em alguns casos 
indiretamente da capacidade dos equipamentos de carga. 
O tamanho do blocos “Tb“ se expressa por sua maior longitude, podendo apresentar os 
seguintes valores: 
a) Tb < 0,8AD sendo: AD = tamanho de admissão do britador; 
 
b) Material estéril que vai para a pilha de deposição controlada, dependerá da capacidade da 
caçamba do equipamento de carregamento: 
 
 
 Tb < 0 7 3, cc sendo: cc = capacidade da caçamba, em m3 . 
 
 
Observação: O tamanho ótimo do bloco é, normalmente, aquele cuja relação com a dimensão da 
caçamba do equipamento de carregamento se encontra entre 1/6 e 1/8. 
 
c) Material para o porto e barragens: granulometria que vai deste 0,5 t a 12 t por bloco. 
 
 
 
 
 
2.5 Variáveis geométricas de um plano de fogo 
 
 37 
 
 A figura 10 mostra as variáveis geométricas de um plano de fogo. 
 
 
 
 Figura 10 - Variáveis geométricas de um plano de fogo. 
 
sendo: 
 
H = altura do banco; D = diâmetro do furo; L = longitude do furo, d = diâmetro da carga; A = 
afastamento nominal; E = Espaçamento nominal; LV = longitude do desmonte; AV = 
comprimento da bancada; Ae = Afastamento efetivo; Ee = espaçamento efetivo; T = tampão; S 
= Subperfuração; I = longitude da carga;  = angulo de saída; v/w = grau de equilíbrio; 
 tr = tempo de retardo. 
 
1 = repé; 2 = meia cana do furo; 3 = rocha saliente; 4 = sobreescavação; 
 
 
5 = fenda de tração; 6 = trincamento do; 7 = cratera; 8 = carga 
 maciço desacoplada. 
 
 
a) Afastamento (A) - É a menor distância que vai do furo à face livre da bancada ou a menor 
distância de uma linha de furos a outra. De todas as dimensões do plano de fogo essa é a mais 
crítica. 
 
 38 
AFASTAMENTO MUITO PEQUENO - A rocha é lançada a uma considerável distância da 
face. Os níveis de pulsos de ar são altos e a fragmentação poderá ser excessivamente fina. 
 
AFASTAMENTO MUITO GRANDE - A sobreescavação (backbreak) na parede é muito 
severo. 
 
AFASTAMENTO EXCESSIVO - Grande emissão de gases dos furos contribuindo para um 
ultralançamento dos fragmentos rochosos à distâncias consideráveis, crateras verticais, alto nível 
de onda aérea e vibração do terreno. A fragmentação da rocha pode ser extremamente grosseira e 
problemas no pé da bancada podem ocorrer. 
 Outras variáveis do plano de fogo são mais flexíveis e não produzirão efeitos drásticos 
nos resultados tal como os produzidos pelo erro na estimativa da dimensão do afastamento. 
 O valor do afastamento (A) é função do diâmetro dos furos, das características das rochas 
e dos tipos de explosivos utilizados. Os valores do afastamento oscilam entre 33 e 39 vezes o 
diâmetro do furo, dependendo da resistência da rocha e da altura da carga de fundo. Uma formula 
empírica e bastante útil para o cálculo do afastamento (A) é expressa por: 
 
A x De
r
e=





 +





0 0123 2 15, ,


 
 
sendo: e = densidade do explosivo (g/cm3); r = densidade da rocha (g/cm3); 
 De = diâmetro do explosivo (mm). 
 
CONSIDERAÇÕES SOBRE O DESMONTE DE ROCHAS 
 
Um dos fatores que interferem na qualidade do desmonte de rocha é a razão entre a altura da 
bancada (Hb) e o afastamento (A). A tabela 12 tece alguns comentários acerca desta relação. 
 
 
 
Tabela 12: Comentários a respeito da relação Hb e Afastamento (A). Fonte: (Konya, 1985) 
 
Hb/A Fragmentação Onda 
aérea 
Ultralança- 
Mento 
Vibração Comentários 
 1 Ruim severa Severo severa Quebra para trás. Não detonar. 
Recalcular o plano de fogo. 
 2 Regular Regular Regular Regular Recalcular, se possível. 
 3 Boa Boa Bom Boa Bom controle e fragmentação 
 39 
 4 Excelente Excelente Excelente excelente Não há aumento em benefícios 
para Hb/A > 4. 
 
Se Hb/A > 4  A bancada é considerada alta. 
Se Hb /A < 4  A bancada é considerada baixa. 
b) ESPAÇAMENTO (E) - É a distância entre dois furos de uma mesma fila. 
No caso de bancada baixa (Hb/A<4) dois casos devem ser observados: 
- os furos de uma linha são iniciados instantaneamente, a seguinte expressão pode ser usada: 
 
( )AHE b 233,0 += 
 
sendo: Hb = altura do banco, em metros. 
 
- os furossão detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser usada: 
 
 No caso de bancada baixa (Hb/A>4) dois casos devem ser observados: 
- os furos são iniciados instantaneamente, a seguinte expressão pode ser usada: 
 
E = 2 x A 
 
- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser usada: 
 
E = 1,4 x A 
 
O espaçamento nunca deve ser menor que o afastamento, caso contrário, o número de 
matacões será excessivo. 
Observação: as Malhas Alongadas possuem elevada relação E/A, geralmente acima de 1,75. 
São indicadas para rochas friáveis/macias. 
 
c) SUBPERFURAÇÃO (S) - É o comprimento perfurado abaixo da praça da bancada ou do 
greide a ser atingido. A necessidade da subperfuração, decorre do engastamento da rocha no 
pé da bancada. Caso não seja observada esta subperfuração, a base não será arrancada 
8
)7( AH
E b +=
 40 
segundo um angulo de 90 e o pé da bancada não permanecerá horizontal, mas formará o que 
é conhecido como “repé”. O repé exigirá perfurações secundárias de acabamento, 
grandemente onerosa e de alto riscos para operários e equipamentos. 
 
S = 0,3 A 
 
d) PROFUNDIDADE DO FURO (Hf ) - É o comprimento total perfurado que, devido a 
inclinação e a subperfuração (S), será maior que a altura da bancada. O comprimento do furo 
aumenta com a inclinação, entretanto, a subperfuração (S) diminui com esta. Para calcular 
(Hf) utiliza-se a seguinte expressão: 
 
Sx
H
H b
f 





−+=
100
1
cos


 
 
e) TAMPÃO (T) - É a parte superior do furo que não é carregada com explosivos, mas sim 
com terra, areia ou outro material inerte bem socado a fim de confinar os gases do explosivo. 
O ótimo tamanho do material do tampão (OT) apresenta um diâmetro médio (D) de 0,05 vezes 
o diâmetro do furo, isto é: 
 
OT = D / 20 
 
 O material do tampão deve ser angular para funcionar apropriadamente. Detritos de 
perfuração devem ser evitados. 
 O adequado confinamento é necessário para que a carga do explosivo funcione 
adequadamente e emita o máxima de energia, bem como para o controle da sobrepressão 
atmosférica e o ultralançamento dos fragmentos rochosos. A altura do tampão pode ser calculada 
pela seguinte expressão: 
 
T = 0,7 A 
 
 
T < A  risco de ultralançamento da superfície mais alta aumenta. 
T > A  produzirá mais matacões, entretanto o lançamento será menor ou eliminado. 
 41 
 
f) VOLUME DE ROCHA POR FURO (V) - O volume de rocha por furo é obtido 
multiplicando-se a altura da bancada (Hb) pelo afastamento (A) e pelo espaçamento (E): 
 
V = (Hb /cos) x A x E 
 
 
g) PERFURAÇÃO ESPECÍFICA (PE) - É a relação entre a quantidade de metros 
perfurados por furo e o volume de rocha por furo (V), isto é: 
 
PE
H
V
f
= 
 
h) CÁLCULO DAS CARGAS 
 
 Razão Linear de Carregamento (RL) 
 
RL
d
xe
e=


2
4000
 
 
onde: de = diâmetro do explosivo (mm); 
 e = densidade do explosivo (g/cm3). 
Altura da carga de fundo (Hcf ) 
 
 A carga de fundo é uma carga reforçada, necessária no fundo do furo onda a rocha é mais 
presa. 
 Alguns autores sugerem que Hcf deve ser um valor entre 30 a 40% da altura da carga de 
explosivos (Hc). A tendência, a depender dos resultados dos desmonte, é de reduzi-la cada vez 
mais para diminuir os custos com explosivos. 
 
 Hc = Hf - T 
 
 Altura da carga de coluna (Hcc ) 
 42 
 
 Carga de coluna é a carga acima da de fundo; não precisa ser tão concentrada quando a de 
fundo, já que a rocha desta região não é tão presa. 
 A altura da carga de coluna é igual a altura total da carga (Hc) menos a altura da carga de 
fundo (Hcf): 
Hcc = Hc - Hcf 
 
 
Carga Total (CT) 
 
 A carga total será a soma da carga de fundo mais a de coluna: 
 
CT = CF + CC 
 
 
h) RAZÃO DE CARREGAMENTO (RC) 
 
RC
CT
V
Kg m= ( / )3
 
 
 
 
 
 
3. EXEMPLOS DE CÁLCULO DE PLANO DE FOGO 
 
Exemplo 1 
 
Dados: 
Rocha: granito são 
Altura da bancada: 15,0 m 
Diâmetro da perfuração: 101 mm (4”) 
Angulo de inclinação dos furos: 20 
 43 
Explosivo utilizado: ANFO (94,5/5,5);  = 0,85 g/cm3 
Densidade da rocha: 2,7 g/cm3 
Condição de carregamento: furos secos. 
a) Cálculo do Afastamento (A) 
 
e
r
e DxA 





+





= 5,120123,0


 
 
mxA 6,21015,1
7,2
85,0
20123,0 =





+





= 
 
b) Cálculo da Subperfuração (S) 
 
 S = 0,3 x A = 0,3 x 2,6 m = 0,8 m 
 
c) Cálculo da profundidade do furo (Hf) 
 
 
mxSx
H
H b
f 6,168,0
100
20
1
20cos
15
100
1
cos
=





−+=





−+=



 
 
 
 
d) Cálculo do Espaçamento (E) 
 
Como Hb/A = 5,8  Hb/A > 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os furos de uma mesma 
linha, a seguinte expressão será aplicada: 
 
E = 1,4 x A = 1,4 x 2,6 = 3,6 m 
 
e) Cálculo do Tampão (T) 
 
 44 
 T = 0,7 x A = 0,7 x 2,6 m = 1,8 m 
 
 
 
f) Cálculo da razão linear de carregamento (RL) 
 RL
d
xe
e=


2
4000
 
 
Para o ANFO: 
 
( )
mKgxx
d
RL e
e
ANFO /8,685,0
4000
10114,3
4000
22
=== 

 
 
 
g) Cálculo da altura da carga de explosivo (He) 
 
 He = Hf - T = 16,6 – 1,8 = 14,8 m 
 
h) Cálculo da carga de explosivo (CE) 
 
 CE = RLANFO x He = 6,8 Kg/m x 14,8 m = 100,64 kg 
 
i) Cálculo do volume de rocha por furo (V) 
V = (Hb /cos) x A x E = (15/cos20) x 2,6 x 3,6 = 149,38 m3 
 
j) Cálculo da razão de carregamento (RC) 
 
tg
mtxm
kg
mg
m
kg
V
CE
RC /5,249
/7,238,149
64,100
/72,673
38,149
64,100
33
3
3
=====
 
 
l) Cálculo da Perfuração Específica (PE) 
 
 45 
 
3
3
/11,0
38,149
6,16
mm
m
m
V
H
PE f === 
 
Exemplo 2 
 Considere os dados do problema anterior, assuma que um total de 4481 m3 de rocha deve 
ser produzida no desmonte. 
Dados: 
Custo com explosivos e acessórios: 
◼ ANFO: R$0,5/kg 
◼ 30 Boosters (um por furo): R$3,0 / unidade  R$3,0 x 30 = R$90,0 
◼ 2 Retardos de superfície de 30 ms: R$4,5 / unidade  4,50 x 2 = R$9,0 
◼ Cordel detonante (581 m): R$0,45/m  R$0,45 x 581 = R$261,45 
◼ 2 estopins espoletados: R$0,70  R$0,70 x 2 = R$1,40 
 
Custo da perfuração da rocha / m: 
◼ Acessórios da perfuratriz: R$0,27 
◼ Mão de obra: R$0,50 
◼ Custo do equipamento e compressor: R$0,67 
◼ Combustível, graxas, lubrificantes etc : R$0,40 
 Total: R$1,84 / m 
 
Determinar o custo do desmonte por m3 e tonelada (perfuração + explosivos + acessórios). 
a) Cálculo do número de furos necessários (NF) 
 
 NF = (m3 necessários) : (volume de rocha por furo) = 4481 : 149,38 = 30 
 
b) Cálculo do total de metros perfurados (MP) 
 
 MP = NF x Hf = 30 x 16,6 = 498 m 
 
c) Cálculo do total de explosivos (TE) 
 
TE = NF x CE = 30 x 100,64 kg = 3019,2 kg 
 46 
d) Cálculo do custo dos explosivos e acessórios (CEA) 
 
 Custo com explosivo (CCE): 
 CCE = ANFO = R$0,5 x 3019,2 Kg = R$1.509,60 
 
 Custo com acessório (CA): 
 CA = R$90 + R$9 + R$261,45 + R$1,4 = R$361,85 
 
 CEA = CCE + CA = R$1.509,60 + R$361,85 = R $1.871,45 
 
e) Cálculo do custo da perfuração (CP) 
 
 CP = MP x custo/m = 498 m x R$1,84/m = R$916,32 
 
 
f) Cálculo do Custo Total do Desmonte (Perfuração + Explosivos e acessórios) - CTD 
 
 CTD = CP + CEA = R$916,32 + R$1.871,45 = R$2.787,77 
 
 
g) Custo por m3 
 
 (R$2.787,77 : 4481 m3) = R$0,62 / m3 
 
 
h) Custo por tonelada 
 
 (R$2.787,77 : 4481 m3 x 2,7 g/cm3) = 0,23 / t 
 
 
 
Exemplo 3 
 
 47 
Cálculo do Planode Fogo usando Cartuchos 
Dados: 
Rocha: Calcário brando 
Altura da bancada: 7,5 m 
Diâmetro da perfuração: 76 mm (3”) 
Angulo de inclinação dos furos: 15 
Explosivo utilizado: Emulsão encartuchada;  = 1,15 g/cm3; Furos com água. 
Dimensões dos cartuchos: 2½” x 24” (64 mm x 610 mm) 
Densidade da rocha: 2,5 g/cm3. 
 
a) Cálculo do Afastamento (A) 
 
e
r
e DxA 





+





= 5,120123,0


 
 mxA 0,2645,1
5,2
15,1
20123,0 





+





= 
 
b) Cálculo da Subperfuração (S) 
 
 S = 0,3 x A = 0,3 x 2,0 m = 0,6 m 
 
c) Cálculo da profundidade do furo (Hf) 
 
mxSx
H
H b
f 2,86,0
100
20
1
15cos
5,7
100
1
cos
=





−+=





−+=



 
 
d) Cálculo do Espaçamento (E) 
 
 Como Hb/A =3,8  Hb/A < 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os furos de uma mesma 
linha, a seguinte expressão será aplicada: 
 48 
 
e) Cálculo do Tampão (T) 
 
 T = 0,7 x A = 0,7 x 2,0 m = 1,4 m 
 
f) Cálculo da altura da carga de explosivo (Hce) 
 
 Hce = Hf - T = 8,2 m - 2,0 m = 6,2 m 
 
g) Cálculo do número de cartuchos da carga de explosivo (NCe) 
 
 10
610,0
2,6
.
===
m
m
cartuchodoComp
H
N cc
Ce 
 
h) Cálculo da massa da carga de explosivo (CE) 
 
 Como a razão linear do cartucho (RL) de 64 mm x 610 mm é de 3,7 kg/m, teremos: 
 CE = Hce x RL = 6,2 m x 3,7 kg/m = 22,9 kg 
 
j) Cálculo do volume de rocha por furo (V) 
 
 V = Hb/cos15 x A x E = ( 7,5 m / 0,9659) x 2,0 m x 2,7 m = 41,9 m3 
k) Cálculo da razão de carregamento (RC) 
 
 RC = CE : V = 22,9 kg : 41,9 m3 = 547 g/m3 = 547 : 2,5 = 219 g/t 
 
l) Cálculo da Perfuração Específica (PE) 
 
 
3
3
/20,0
9,41
2,8
mm
m
m
V
H
PE f === 
 
( )
m
xAH
E b 7,2
8
275,7
8
)7(
=
+
=
+
=
 49 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
ESTUDO DA FRAGMENTAÇÃO DA ROCHA 
 
 Uma pobre fragmentação, usualmente, resulta em alto custo no desmonte secundário e 
alto custo de carregamento, transporte, britagem e manutenção, gerando os seguintes problemas: 
 
 
 Carregamento Transporte 
 - menor enchimento das caçambas - atraso na pilha de deposição 
 - presença de blocos e lajes - pisos irregulares 
 50 
 - pilha baixa e compacta - ângulos acentuados das 
 - aumento nos custos da das vias de acesso 
 manutenção - aumento nos custos de 
 - aumento do ciclo dos caminhões manutenção 
 escavadeiras e/ou pá carregadeira - desgastes dos pneus e/ou das 
 - aumento do desmonte secundário correias transportadoras 
 
 
 Britagem Controle do Maciço 
 - engaiolamento de blocos no britador - instabilidade dos taludes 
 - atrasos nas correias - aumento no tempo do 
 bate-choco 
 - aumento nos custos da manutenção - sobreescavação do maciço 
 
 
Meio Ambiente 
 - excessivo pulso de ar 
 - maior ultralançamento 
 - excessiva poeira e gases 
 - excessiva vibração 
 - riscos de danos às instalações, 
 estruturas, equipamentos e 
 operários 
 
A fragmentação pode ser melhora nos seguintes aspectos: 
 
◼ menor espaçamento entre os furos; 
◼ menor afastamento; 
◼ furos mais rasos ou melhor distribuição da carga dentro do furo; 
◼ maior controle e supervisão na perfuração; 
◼ uso de maiores tempos de retardo; 
◼ uso de explosivos mais energéticos. 
 
 51 
 Para realizar uma avaliação global de um desmonte de rocha, os seguintes aspectos 
devem ser analisados: 
 
◼ fragmentação e compactação da pilha da rocha desmontada; 
◼ geometria da pilha, altura e deslocamento; 
◼ estado do maciço residual e piso do banco; 
◼ presença de blocos na pilha de material; 
◼ vibrações, projeções dos fragmentos e onda aérea produzida pelo desmonte. 
 
 A figura 38 analisa os diversos perfis de uma pilha de rocha desmontada. 
 
As figuras 39-a) e 39-b) mostram a altura da pilha apropriada para a pá carregadeira, e 
para a escavadeira a cabo e hidráulica, respectivamente. 
 
 
 
 52 
 
 Figura 38 - Perfis de pilhas de rochas desmontadas. 
 
 
 
 53 
 
Figura 39: a) altura de pilha apropriada para a pá carregadeira; 
 b) altura da pilha apropriada para escavadeiras a cabo e hidráulica. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
EFEITO DOS RETARDOS NOS DESMONTES DE ROCHAS 
 54 
 
 A iniciação simultânea de uma fila de furos permite um maior espaçamento e 
consequentemente o custo por m3 de material desmontado é reduzido. Os fragmentos poderão ser 
mais grossos. Os tempos dos retardos produzem os seguintes efeitos: 
a) menores tempos de retardo causam pilhas mais altas e mais próximas à face; 
b) menores tempos de retardo causam mais a quebra lateral do banco (end break); 
c) menores tempos de retardo causam onda aérea; 
d) menores tempos de retardo apresentam maior potencial de ultralançamento (fly rock); 
e) maiores tempos de retardo diminuem a vibração do terreno; 
f) maiores tempos de retardo diminuem a incidência da quebra para trás (backbreak). 
 
 As figuras 40, 41 e 42 mostram diferentes tipos de ligação. 
 
 
 Figura 40: a) ligação em um banco que apresenta apenas uma face livre; 
 b) ligação em um banco que apresenta duas faces livres. 
 55 
 
 Figura 41 - Ligação em “V” utilizada para se obter uma pilha mais alta e uma melhor 
fragmentação, utilizando o sistema de iniciação de tubos de choque. 
 
 56 
 
 Figura 42 - Sistema de iniciação “down -the-hole” utilizada para evitar cortes na ligação. 
 
 
 57 
MÉTODOS DE AVALIAÇÃO DA PERFORMANCE DO 
DESMONTE DE ROCHA 
 
 
 Nas operações mineiras utilizam-se os seguintes métodos: 
 
◼ análise quantitativo visual; 
◼ método fotográfico; 
◼ método fotogramétrico; 
◼ fotografia ultra-rápida 
◼ estudo da produtividade dos equipamento; 
◼ curva granulométrica completa (Fragmentation Photoanalysis System - WipFrag); 
◼ volume do material que requer fragmentação secundaria (fogacho); 
◼ interrupções pela presença de matacões no britador primário. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 58 
ESTUDO DAS ABERTURAS SUBTERRÂNEAS 
ABERTURA DE TÚNEIS E GALERIAS 
 
 
 
1.0 Introdução 
 
 O aproveitamento do subsolo, tanto em obras públicas como na mineração, exige a 
realização de túneis, galerias, chaminés, crosscuts, poços (shafts) etc., cada dia em maior número. 
 Há duas razões para a escavação subterrânea: 
◼ utilização do espaço escavado,exemplo: para armazenamento, transporte etc; 
◼ uso do material escavado, exemplo: operações mineiras. 
 
 O ciclo básico das escavações é composto das seguintes operações: 
◼ perfuração dos furos; 
◼ carregamento dos furos; 
◼ disparo do desmonte; 
◼ evacuação dos fumos e ventilação; 
◼ batimento de choco; 
◼ reforçamento da rocha (se necessário); 
◼ carregamento e transporte do material desmontado; 
◼ preparação do novo desmonte. 
 
2.0 Pilões 
 
 Para um desmonte ser econômico, e necessário que a rocha a ser desmontada tenha face 
livre. Em algumas aplicações de desmontes essas faces livres inexistem. É o caso do 
desenvolvimento de túneis, shafts, e outras aberturas subterrâneas, onde torna-se necessário criar 
faces livres artificialmente. Isto é feito preliminarmente no desmonte principal, através da 
perfuração e detonação de uma abertura na face da perfuração. Essa abertura é denominada 
“pilão” (cut). 
 A seleção do pilão depende não somente das características da rocha e da presença de 
juntas e planos de fraqueza, mas também da habilidade do operador, do equipamento utilizado, 
do tamanho da frente e da profundidade do desmonte. Os principais tipo de pilão são: 
◼ Pilão em centro ou em pirâmide (Center Cut) – figura 43 
◼ Pilão em V (Wedge Cut) – figura 44 
◼ Pilão Norueguês (The Draw Cut) – figura 45 
◼ Pilão Coromant – figura 46 
◼ Pilão queimado ou estraçalhante (The Burn Cut) – figura 47 
◼ Pilão em Cratera 
◼ Pilão Circular ou Pilão de Furos Grandes 
 
 
 
 
 
 
 
 
 59 
 
 
 
 
 
 
Figura 43 - Pilão em Centro ou em Pirâmide 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Vista Lateral 
Vista Frontal 
Vista Isométrica 
 60 
 
 
 
 
 Plano 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Vista Frontal 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Vista Isométrica 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 44 - Pilão em V (em cunha) 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 61 
 
 
 
 
 
Vista Lateral 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Vista Frontal 
 
 
 
 
 
 
 
 
Vista Isométrica 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 45 - Pilão Norueguês 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 62 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 46 – Pilão Coromant 
 
 
 
 
O pilão queimado é o mais utilizado na abertura de túneis e galerias. É assim chamado porque 
consta de uma série de furos, dos quais um ou mais não são carregados. A detonação da carga se 
faz por fogos sucessivos, servindo os furos não carregados como pontos de concentração de 
tensões. A figura 14 mostra o esquema de um pilão queimado. 
 
 
Figura 47: Pilão queimado de quatro seções 
 
 
 
 
 
 
 63 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 48 – Vista Lateral e Frontal do Pilão Queimado 
 
 
 
 O pilão queimado é mais apropriado para rochas duras, e rochas homogêneas 
quebradiças. Entretanto, sua aplicabilidade pode ser variada em função do maciço rochoso 
através da seleção da multiplicidade de malhas. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
3.0 PLANO DE FOGO SUBTERRÂNEO 
 
3.1 Conceituação 
 
Abertura de Túneis e Galerias 
 64 
 Chama-se “plano de fogo” o plano que engloba o conjunto dos elementos que permitem 
uma perfuração e detonação correta de um túnel, galeria, poço etc., através do equipamento 
previsto para este serviço e dos tempos necessários ao cumprimento do cronograma. 
 A primeira parte de um plano de fogo refere-se à determinação do explosivo e sua forma 
de detonação. Seguem-se a verificação do projeto e o estudo do tempo. A figura 49 mostra as 
zonas de um desmonte de um túnel ou galeria. 
 
 Zona dos furos de Contorno 
 
 Zona dos furos de Alívio 
 
 
 
 
 Pilão 
 
 Zona dos furos 
 Auxiliares 
 
 Zona dos furos do Piso (Sapateira) 
 
Figura 49: Zonas de uma seção de uma galeria ou túnel 
 
3.2 Sistemas de avanços 
 
 
 Em rochas competentes os túneis com seções inferiores a 100 m2 podem ser escavados 
com perfuração e desmonte à seção plena. As escavações por fase é utilizada na abertura de 
grandes túneis onde a seção é demasiada grande para ser coberta pelo equipamento de perfuração 
ou quando as características geomecânicas das rochas não permitem a escavação a plena seção. 
 A figura 50 mostra os tipos de sistemas de avanços e as perfurações e um túnel com 
avanço em duas seções. Já a figura 51 mostra uma perfuração de um túnel efetuada por um 
jumbo. 
 
 
 65 
 
Figura 50: a) tipos de sistemas de avanços; b) túnel com avanço em duas seções. 
 
 
 
 
 
 
Figura 51: Perfuração de um túnel sendo efetuada por um jumbo 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Abertura de Túneis e Galerias 
a) Seção Plena 
 66 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 52 – Nomenclatura dos furos de uma galeria 
Figura 53 – Locação dos furos da parede e piso 
 67 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 54 – Razão de carga para diferentes seções e diâmetros de perfuração 
Figura 55 – Razão de perfuração para diferentes tamanhos de seções e diâmetros de 
 perfuração 
 68 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
3.3 Elementos do Plano de Fogo para um pilão de quatro seções 
 
a) Avanço por desmonte 
 
 O avanço no desmonte é limitado pelo diâmetro do furo de expansão e o desvio dos furos 
médios “X” pode chegar a 95% da profundidade dos furos “L”, isto é: 
 
 
X = 0,95L 
 
 
 Nos furos de quatro seções a profundidade dos furos pode ser estimada com a seguinte 
expressão: 
 
L = 0,15 + 34,1D2 - 39,4D2
2 onde: D2 = diâmetro do furo vazio (m). 
 
 
Figura 56 – Diâmetro furo vazio x Distância entre centro dos outro furos 
 69 
 
 
 
 Quando se utiliza pilão de dois furos vazios em lugar de um só de mesmo diâmetro, a 
equação anterior continua sendo válida fazendo: 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 57 – A relação entre a % de avanço e a profundidade de perfuração para 
 diferentes diâmetros de furos vazios 
 70 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 58 – Gráfico: Concentração de carga, distância (a) e diâmetro de furos vazios 
 71 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 59 – Concentração de carga (kg/m) x afastamento máximo (B) para diferentes larguras 
 de aberturas (W) 
 72 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 60 – Sistemática do cálculo do pilão 
 73 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Parte da 
Seção 
Afast. 
Espaçam. 
Altura da 
carga de 
fundo 
Concentração 
da Carga Tampão 
Fundo 
(kg/m) 
Coluna 
(kg/m) 
Figura 61 
 74 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
PisoParede 
Teto 
Interm.: 
P/ cima 
Lateral 
P/ baixo 
Tabela 14 - 
Figura 62 – Seqüência de detonação dos furos do túnel 
 75 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 63 – Iniciação com NONEL GT/T 
 76 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 64 
 77 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
No gráfico acima para B = 0,27 m 
 78 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 79 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 80 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 81 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Parte da 
Seção 
Piso 
Parede 
Teto 
Interm.: 
P/ cima 
Lateral 
P/ baixo 
Afastam. Espaçam. 
Altura da 
Carga de 
Fundo 
 (m) 
Concentração 
da Carga 
Fundo 
(kg/m) 
Coluna 
(kg/m) 
Tampão 
 
 82 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Diâmetro 
do furo 
Razão 
Linear Tipo de 
Explosivo 
Afastament
o 
Espaçamento 
 83 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 84 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 85 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
f.5) Furos intermediários acima do pilão: 
 
 86 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 87 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
DESMONTE DE PRODUÇÃO 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 88 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
DESMONTE DE PRODUÇÃO 
 
 
 
 89 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
FIGURA 65 – MÉTODO DE LAVRA SUBLEVEL STOPING 
 90 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
FIGURA 66 – PERFURAÇÃO DO REALCE 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 91 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 67 - Perfuração no Método de Furos Longos 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 92 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
PLANO DE FOGO PARA O DESMONTE ESCULTURAL 
 
 
 
 
Figura 68 - Método de Lavra 
VCR – Vertical Crater Retreat 
Figura 69 - Carregamento do VCR 
 93 
1. Introdução 
 
 O desmonte escultural, também chamado de detonação controlada, pode ser considerado 
como a técnica de minimizar-se as irregularidades provocadas na rocha pelo ultra-arranque 
(backbreak) nos limites da escavação, quando se usa explosivos. 
 O ultra-arranque ou sobreescavação ocorre quando a resistência à compressão dinâmica 
do maciço rochoso é excedida. Se a resistência à compressão dinâmica for igual a pressão 
máxima do explosivo, a mesma não produzirá a quebra da parede no limite da escavação. 
 
 As conseqüências negativas que derivam do ultra-arranque (quebra para trás) são as 
seguintes: 
• maior diluição do minério com o estéril, nas zonas de contato, nas minas metálicas; 
• aumento do custo de carregamento e transporte, devido ao incremento do volume do material 
escavado; 
• aumento do custo de concretagem nas obras civis: túneis, centrais hidráulicas, câmaras de 
armazenamento, sapatas, muralhas etc.; 
• necessidade de reforçar a estrutura rochosa residual, mediante custosos sistemas de 
sustentação: tirantes, cavilhas, split set, cintas metálicas, revestimento e/ou jateamento de 
concreto, redes metálicas, enchimento etc.; 
• manutenção do maciço residual com um maior risco para o pessoal da operação e 
equipamentos; 
• aumento da vazão da água na zona de trabalho, devido a abertura e prolongamento das 
fraturas e descontinuidades do maciço rochoso. 
 
 Nas minerações a céu aberto, no controle dos taludes finais, podem produzir as seguintes 
vantagens: 
• elevação do ângulo do talude, conseguindo-se um incremento nas reservas recuperáveis ou 
uma diminuição da taxa de lavra (estéril/minério); 
• redução dos riscos de desprendimento parciais do talude, minimizando a necessidade de 
bermas largas, repercutindo positivamente sobre a produção e a segurança nos trabalhos de 
explotação; 
• tornar seguro e estético os trabalhos de desmonte relacionados à engenharia urbana. 
 Paralelamente, nos trabalhos subterrâneos a aplicação dos desmonte de contorno tem as 
seguintes vantagens: 
• menores dimensões dos pilares nas explotações e, por conseguinte, maior recuperação do 
jazimento; 
• melhora a ventilação, devido ao menor atrito entre o ar e as paredes das galerias; 
• aberturas mais seguras com um menor custo de manutenção das paredes, tetos e pisos; 
• menor risco de danos à perfuração prévia, no caso do método de lavra VCR (Vertical Crater 
Retreat). 
 
 Assim pois, os esforços destinados à aplicação do desmonte escultural, nas obras 
subterrâneas e a céu aberto, são justificados por motivos técnicos, econômicos e de segurança. 
 
2. Pressão produzida no furo durante a detonação do explosivo 
 
 O pico da pressão exercida pela expansão dos gases, depende primariamente da 
densidade e da velocidade de detonação do explosivo. As pressões podem ser calculadas usando a 
seguinte expressão: 
 94 
 
PF x x x
VD
=
+
−228 10
1 0 8
6
2

( , )
 
 
sendo: 
PF = pressão da carga da coluna de explosivo acoplada ao furo (MPa); 
 = densidade do explosivo (g/cm3); 
VD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s); 
 
Quanto menor a pressão da carga da coluna de explosivo, menor será o ultra-arranque. 
 
3. Desacoplamento e espaçadores 
 
 O ultra-arranque pode ser reduzido através do desacoplamento das cargas e espaçadores. 
A razão entre o diâmetro da carga de explosivo (d) e o diâmetro do furo (D) é a medida do 
desacoplamento entre as cargas de explosivos e as paredes dos furos (d/D < 1). As cargas são 
espaçadas através da separação de porções da coluna de explosivos, através do uso de material 
inerte (argila, detritos da perfuração, madeira etc.). 
 A redução da pressão de detonação da carga de explosivo, decorrente da expansão dos 
gases na câmara de ar (colchão de ar) pode ser quantificada a partir da seguinte expressão: 
 
PE PF C
d
D
l=






2 4,
 
 
onde: 
PE = pressão efetiva (amortecida), MPa; 
Cl = quociente entre a longitude da carga de explosivo e da longitude da carga de coluna 
(Cl = 1, para cargas 
 contínuas, isto é, sem espaçadores); 
d = diâmetro da carga de explosivo (polegadas ou mm); 
D = diâmetro da perfuração (polegadas ou mm). 
 
 Dessa maneira a pressão do furo é drasticamente reduzida através do desacoplamento. 
 Nesse artigo abordaremos os seguintes tipos de desmonte escultural: pré-corte (pre-
splitting) com cargas desacopladas ou espaçadas e pré-corte com o sistema Air deck. 
 
O método do pré-corte (figura 69) compreende uma carreira de furos espaçadamente 
próximos, perfurados ao longo da linha limite da escavação. Os furos são carregados levemente 
com um explosivo apropriado, e são detonados antes que qualquer escavação nas adjacências 
tenha sido executado. Acredita-se que este procedimento cria uma fratura aberta, necessária para 
dissipar a expansão dos gases provenientes da escavação principal. 
 
 95 
 
 
 Figura 69: Método do Pré-corte (pre-splitting) 
 
 
4. Regras empíricas para o cálculo do plano de fogo do desmonteescultural 
 
4.1 Plano de fogo ara o pré-corte com carga contínua ou desacopladas 
As seguintes regras empíricas podem ser utilizadas para o cálculo do plano de fogo: 
 
• Espaçamento entre os furos: 10 a 12 vezes o diâmetro do furo (em metros); 
• Longitude do tampão: 0,6 a 1,5 m, dependendo do diâmetro do furo; 
• Distância da linha do pré-corte à linha de furos mais próxima de produção: 15 a 20 
 vezes o diâmetro do furo (em metros). 
 
 Desmonte de pré-corte com carga contínua desacoplada (figura 1) 
 Desacoplamento entre a carga de explosivo e o furo (d/D): 0,4 a 0,6; sendo (d) o diâmetro 
do explosivo e (D) o diâmetro da perfuração; 
 
 Desmonte de pré-corte com espaçadores de ar ou material inerte (figura 2) 
 Para o cálculo da distância entre os cartuchos ou as cargas utiliza-se a seguinte fórmula: 
 
 X
M
R
L= − 
 
 onde: X = distância entre os cartuchos ou cargas (m); L = comprimento do cartucho ou 
 da carga de explosivo (m); M = massa do cartucho ou carga do explosivo espaçada (g); 
 R = Razão linear de carregamento desejada (g/m). 
 
 96 
A literaratura recomenda as seguintes razões lineares de carregamento em função do diâmetro do 
furo: 
 
 
 Diâmetro do furo (mm) Razão linear (g/m) 
 
 
 38 140 
 51 190 
 64 250 
 76 450 
 89 650 
 102 800 
 114 1100 
 
 
Observação: Uma boa indicação e fazer a distância X igual ao comprimento do cartucho 
utilizado. 
 
5. Pré-corte com o sistema air deck 
 
O pré-corte com Air deck refere-se a um sistema no qual combina o efeito do explosivo 
com uma câmara de ar no furo da perfuração. Esse sistema difere do tradicional de carga sólida. 
O ar se forma ao remover parte da quantidade de explosivo normalmente utilizado em uma carga 
sólida. O Multiplug consiste de uma bolsa inflada de ar com uma pressão aproximadamente de 7 
psi, cujo objetivo é de reter os gases por um certo tempo, que é colocada a um nível de 
profundidade determinado, vindo logo abaixo do tampão (figura 72). 
 
 
 Tampão Tampão 
 Tampão Multi 
 Plug 
 Carga 
 Desacoplada Cargas 
 Espaçadas 
 
 Carga 
 
Fig.70 - Pré-corte com carga contínua Fig. 71 - Pré-corte com cargas Fig. 72 - Pré corte 
 desacoplada. Espaçadas com ar com o 
 ou material inerte Air-deck 
 
 O método de desmonte escultural com AIR DECK diminui a pressão inicial dos gases 
produzidos pela explosão, e incrementa o confinamento dos gases e tempo de ação da explosão 
sobre a rocha. O princípio básico é o de permitir que a energia potencial do explosivo seja 
transferida ao meio sólido em uma seqüência de pulsos em vez de uma expansão instantânea. 
Essa nova técnica apresenta as seguintes vantagens em relação a técnica do pré-corte com cargas 
desacopladas ou cargas espaçadas: 
• uso de explosivos comuns (ANFO), em vez de explosivos especiais utilizados para o pré-
corte, traduzindo-se em redução de custo; 
 97 
 • obtenção de taludes mais altos e seguros, pela diminuição de fraturas que penetram nos 
bancos; 
 
• diminuição dos níveis de vibração do terreno provocado pelo desmonte escultural; 
 
• permite usar o mesmo diâmetro de perfuração que é utilizado na produção, evitando-se a 
necessidade de usar uma segunda perfuratriz. 
 
 
PLANO DE FOGO PARA O PRÉ-CORTE COM O SISTEMA AIR-DECK 
 
 
Regras práticas para o cálculo do desmonte escultural com o sistema AIR DECK 
 
• Espaçamento dos furos: (16 a 24) vezes o diâmetro do furo (em metros); 
 
• Longitude do tampão: (12 a 18) vezes o diâmetro do furo (em metros); 
 
• Carga de explosivos por furo (Q): (0,4 a 1,4) x H x E (em kg), sendo: H = prof. do furos, 
E = espaçamento; 
 
• Distância da linha do pré-corte à linha de furos mais próxima de produção: 12 vezes 
 o diâmetro do furo (em metros). 
 
 
 
Exemplo do cálculo do desmonte escultural com o sistema AIR DECK: 
Considerando os seguintes dados na realização de um desmonte escultural com o sistema AIR 
DECK: 
Diâmetro dos furos: 6” = 0,1524 m; Profundidade dos furos (H): 15 m; Número de furos: 17. 
 
Para efeito de cálculo utilizaremos os valores médios das regras práticas na determinação 
dos seguintes parâmetros: 
 
• Espaçamento entre os furos (E): 20 x 0,1524 = 3,0 m 
 
• Longitude do tampão (T) ou posição do multiplug em relação ao topo do furo: 
 15 x 0,1524 = 2,3 m 
 
• Carga de explosivos por furo (Q): 0,9 x 15 x 3,0 = 40,5 kg 
• Distância à linha de furos mais próxima de produção: 12 x 0,1524 = 1,8 m 
 
• Carga total de explosivo: 40,5 kg/furo x 17 furos = 688,5 kg 
 
 
Exemplo do cálculo do desmonte de PRODUÇÃO o sistema AIR DECK: 
 
Dados do furo: 
 98 
Diâmetro dos furos( f): 3” = 0,0762 m; Profundidade dos furos (H): 14 m; Comprimento da 
carga de fundo (Cf): 0,6 m (um cartucho de 2-1/2” x 24”, por exemplo). 
 
Cálculos: 
• Longitude do tampão (T) ou posição do plugue em relação ao topo do furo: 
 T = 19 x f = 19 x 0,0762 = 1,4 m 
 
• Air-Deck - espaço de ar entre o plugue e a carga explosiva (AD): 10 x f 
 AD = 10 x 0,0762 = 0,8 m 
 
• Comprimento da carga de coluna de explosivo por furo (Cc): Cc = H – T – Cf -AD 
 Cc = 14 m – 1,4 – 0,6 - 0,8 m = 11,2 m 
 
 
 
 
Observações: 
 
• a última linha de furos de produção (buffer line) deve ter sua carga reduzida, no mínimo 
de 50%, para que a parede do pré-corte não seja danificada durante a detonação principal; 
 
• nos exemplos acima, os valores devem ser ajustados em função das descontinuidades (falhas, 
juntas, fissuras, dobras etc.) apresentadas pelas rochas e o tipo de explosivo; 
 
• o sucesso do pré-corte pode ser constatado no campo através da ocorrência das “meias canas” 
(vestígios dos furos no talude após a detonação); 
 
• o pré-corte com cargas desacopladas vem caindo em desuso em função do método ser 
laborioso e apresentar um alto custode execução em relação ao uso do sistema Air deck; 
 
• com a introdução do sistema Air deck, as minerações vêm reduzindo seus custos de perfuração 
e explosivos, no pré-corte, em até 30%, aumentando a segurança dos taludes e diminuindo os 
níveis de vibração do terreno, provocados pelo desmonte escultural. 
 
 
• O uso da técnica de AIR-DECK no desmonte de produção, além de melhorar 
 quantativamente a fragmentação da rocha, reduz significativamente os problemas 
 ambientais gerados durante o desmonte de rocha (vibração do terreno, sobrepressão 
 atmosférica e ultralançamento dos fragmentos rochosos). 
 
 
PROBLEMAS AMBIENTAIS GERADOS 
PELOS DESMONTES DE ROCHAS 
 99 
 
 
1.0 PROBLEMAS GERADOS PELOS DESMONTES DE ROCHAS 
 
A detonação de uma carga explosiva contida em um furo gera pressões instantâneas que 
podem atingir níveis que variam de 2 a 600 MPa, dependendo das características e quantidades 
do explosivo utilizado. 
 Parte da energia gerada pelo explosivo vai trabalhar na quebra e lançamento da massa 
rochosa; outra parte vai passar diretamente ao maciço rochoso na forma de ondas de choque 
instáveis, de alta velocidade (body waves), que vai se propagar pelo maciço, sob forma 
ondulatória, provocando vibrações, até que a energia se dissipe; uma terceira parte da energia de 
detonação vai ser transmitida à atmosfera, provocando ruídos e onda aérea (sobrepressão 
atmosférica). A figura 73 mostra os principais problemas gerados pelos desmontes de rochas. 
 
Figura 73: Perturbações originadas pelos desmontes de rochas 
 
 Detonações realizadas próximas a locais muitas vezes geram oposições devido a 
impactos ambientais. Um dos principais problemas de atrito da comunidade com a mineração é o 
desmonte de rochas por explosivo. Nestas situações, os responsáveis pelas detonações têm, 
muitas vezes, pouco o que fazer, pois tentam encontrar um plano de fogo para otimizar o 
desmonte de rocha sem realizar uma pesquisa, com o uso adequado de instrumentação, para 
 100 
determinar a influencia de diversos parâmetros nos problemas ambientais gerados pelas 
detonações com o uso de explosivos. 
 A maioria dos países tem normas locais, que especificam legalmente níveis aceitáveis de 
vibração do solo provocadas por detonações. Estas normas são baseadas em pesquisas que 
relacionam o pico da velocidade com os dados estruturais. No Brasil a ABNT estabeleceu 
normas, através da NBR 9653 (Norma Brasileira Registrada), para reduzir os riscos inerentes ao 
desmonte de rocha com uso de explosivos em minerações, estabelecendo os seguintes parâmetros 
a um grau compatível com a tecnologia disponível para a segurança das populações vizinhas: 
 
◼ velocidade de vibração de partícula resultante: não deve ultrapassar o valor de 15 mm/s, 
medidas no alvo sujeito a danos. Valor algébrico calculado pela fórmula: 
 
VR = [ (VL)2 + (VT)2 + (VV)2 ]0,5 
 
onde: 
VL, VT e VV são respectivamente os módulos de vibração medidas de zero a pico, 
segundo as direções L - longitudinal, T - transversal e V - vertical, definidas com relação à reta 
que passa pelo central da detonação e pelo ponto de medição. 
◼ nível de pressão acústica (sobrepressão de ar): o nível de pressão acústica definido na 
NBR 7731 e medido além da área de operação não deve ultrapassar o valor de 134 dBL, o que 
corresponde a uma pressão acústica de pico de 100 Pa. 
◼ Ultralançamento: o ultralançamento não deve ocorrer. A verificação do ultralançamento deve 
ser efetuada no ambiente externo à área de operação da mina. 
 Esses parâmetros foram estabelecidos a partir de instrumentações realizadas em 
pedreiras da Grande São Paulo, que hoje situam-se em zona urbana de grande densidade 
demográfica, cercadas de edificações em sua maioria de baixa qualidade, o que torna o limite da 
velocidade da partícula extremamente conservador. 
Na maioria das operações, os níveis de vibrações são mantidas bem abaixo dos critérios 
estabelecidos para evitar danos. Entretanto, o respeito às leis não excluem problemas: vibrações 
dentro de limite legais podem ainda aborrecer vizinhos. Estes aborrecimentos poderão induzir a 
problemas de relacionamento com a vizinhança, litígios e fechamento da mina. 
2. Causas dos problemas ambientais gerados pelos desmontes de rochas por explosivos 
 
 101 
2.1 Vibração do terreno 
 
Quando um explosivo detona dentro de um furo ondas de tensão são geradas causando 
distorções e fissuras no maciço rochoso. Entretanto, imediatamente fora dessa vizinhança, não 
ocorrem permanente deformações, e sim uma rápida atenuação das ondas de tensão, fazendo com 
que o terreno exiba propriedades elásticas. As vibrações dos terrenos geradas pelo desmontes de 
rochas por explosivos se transmitem através dos materiais como ondas sísmicas cuja frente de 
desloca radialmente a partir do ponto de detonação. As distintas ondas sísmicas se classificam 
em dois grupos: “ondas internas” e “ondas superficiais”. 
O primeiro tipo de ondas internas são denominadas “Primárias ou de Compressão”, 
figura 74 - a). Estas ondas se propagam dentro dos materiais, produzindo alternadamente 
compressões e rarefações e dando lugar a um movimento das partículas na direção de propagação 
das ondas. São 
as mais rápidas e produzem troca de volumes, sem troca de forma, no material através do qual se 
movimentam. 
O segundo tipo é constituido das “Ondas Transversais ou de Cisalhamento-S”, figura 74 - 
b), que dão lugar a um movimento das partículas perpendicular a direção de propagação da onda. 
Os materiais submetidos a esses tipos de onda experimentam trocas de forma e não de volume. 
 
Figura 74: Efeito das ondas “P” e “S” sobre as estruturas. 
a) 
b) 
 102 
 
As ondas do tipo superficial que são geradas pelos desmontes de rochas são: as Ondas 
Rayleigh-R e as Ondas Love-Q. Outros tipos de ondas superficiais são as ondas Canal e as Ondas 
Stonelly. 
 Na prática, a velocidade de pressão das ondas transversais é da ordem de 50 a 
60% da velocidade das ondas compressionais. 
 
2.2 Sobrepressão atmosférica e ruído 
 
Sempre que um explosivo é detonado ondas transientes de pressões são geradas. Como o 
ar é compressivel, absorve parte da energia da onda de pressão, a medida que essas ondas passam 
de um ponto a outro, a pressão do ar aumenta rapidamente a um valor acima da pressão 
atmosférica. Antes dessas ondas retornarem a um valor abaixo da pressão atmosférica as mesmas 
sofrem uma série de oscilações. A pressão máxima, isto é, acima do valor da pressão 
atmosférica, é conhecida como sobrepressão atmosférica ou sopro de ar. 
Essas pressões compreendem energia em diferentes faixas de freqüências. A 
sobrepressão atmosférica que se transforma com a distância em relação à detonação, ao atingir a 
freqüência acima de 20 Hz é perceptível pela audição humana na forma de ruído, já os valores 
abaixo de 20 Hz são imperceptíveis, entretanto, eles podem causar uma concussão nas 
residências. A sobrepressão atmosférica e o ruído são medidos em decibeis (dB) ou pascal (Pa). 
A sobrepressão atmosférica contém uma considerável quantidade de energia de baixa 
freqüência que pode chegar a produzir danos diretamente sobre as estruturas, entretanto são mais 
comuns as vibrações de alfa freqüência que se manifestam como ruído das janelas, portas etc. 
A sobrepressão atmosférica de baixa freqüência ao atingir uma residência provoca 
vibrações nas estruturas. Se a vibração induzida é de suficiente magnitude será percebida pelos 
ocupantes da residência podendo causar danos materiais. 
Os elementos flexíveis de uma residência (paredes, pisos, teto etc.) e os objetos fixados 
aos mesmos (quadros, lustres, persianas, móveis, louças etc.) são muito sensíveis às 
sobrepressões atmosféricas. Muitas vezes a intensidade da sobrepressão é notada pelos residentes 
através de objetos situados nas mesas, armários, estantes, quandoestes começam a vibrar, 
ocorrendo assim uma vibração secundária, provocando a reação imediata dos ocupantes das 
residências. 
 
 103 
2.2.1 Causas da sobrepressão atmosférica 
 
As sobrepressões atmosféricas, decorrente das atividades dos desmontes de rocha por 
explosivo, são causados pela movimentação da rocha, emissão do tampões, emissão dos gases 
através dos tampões e fendas da rocha, colisão dos fragmentos projetados, afastamentos 
incorretos e a falta de cobertura dos cordéis detonantes como mostra a figura 75. 
 
 
Figura 75: Fontes de ondas aéreas nos desmontes. 
 
 
 Os gradientes do vento e as inversões de temperatura podem afetar os níveis da 
sobrepressão atmosférica. Coberturas de nuvens também podem causar a reflexão da onda de 
pressão de volta para a superfície a uma certa distância do local do desmonte. 
 A topografia e a geometria das formações geológicas podem conduzir a 
reflexão e concentração de frentes de ondas em determinados pontos. 
 
2.3 Ultralançamento dos fragmentos rochosos 
 
O ultralançamento é o lançamento indesejável de fragmentos rochosos da área de 
desmonte, representando um grande perigo para as pessoas que vivem fora do limite da mina. 
Quando o afastamento da frente de uma bancada é inadequado ou quando a coluna de 
tamponamento é muito curta, uma cratera é formada e a rocha é ejetada da cratera e pode ser 
arremessada a uma distância considerável, como é mostrado na figura 76. 
 104 
 
 
Figura 76: Causas dos ultralançamentos dos fragmentos rochosos. 
 
 
 
 
 
 105 
 
Continuação da Figura 76. 
 
A continuação da figura 76 mostra que o ultralançamento pode ser causado pela inclinação 
incorreta da perfuração e por condições que permitam a fuga de gases explosivos ao longo da 
descontinuidade do maciço rochoso ou uma alta concentração de explosivo em virtude da presença 
de vazios (cavernas) na rocha. 
 
3.0 Variáveis que afetam as características das vibrações 
 
 - Geologia local e características das rochas 
 - Massa da carga operante 
 - Distância ao ponto do desmonte 
 
 
 
 
 
 
 106 
3.1 Medida da velocidade de vibração do terreno 
 
A velocidade de vibração proveniente de uma detonação é diretamente proporcional a 
energia desenvolvida durante a reação do explosivo e, consequentemente, da quantidade de 
explosivos utilizados, e inversamente proporcional à distância do sensor ao ponto do desmonte. A 
fim de se estudar o comportamento do terreno é necessário realizar um certo número de testes, 
através da medida da velocidade de vibração do terreno em diferentes pontos, com o uso de 
sismógrafo. 
 Das três propriedades mais facilmente mensuráveis das ondas de tensão, que são 
aceleração, velocidade e deslocamento, é de consenso geral que a velocidade pode ser 
correlacionada de maneira mais imediata a danos em estruturas. A onda de tensão possui três 
componentes - vertical, longitudinal (radial) e transversal, sendo necessária a medição das três 
componentes devendo-se usar a maior delas, denominada de Velocidade do Pico de Vibração da 
Partícula ou PPV (Peak Particle Velocity), para avaliar o potencial do dano. A velocidade de 
partícula é a medida da velocidade de partícula do terreno durante a passagem da onda de 
vibração, e não a velocidade da onda em si. 
 Na prática, a lei de atenuação da vibração dos terrenos, que relaciona a velocidade de 
partícula com a distância escalonada, D Q , é regida pela seguinte expressão (Berta, 1994): 
 
V k
D
Q
m
=








−
 
 
onde: 
V = velocidade de vibração da partícula (mm/s); 
D = distância do local do desmonte até o ponto de registro (m); 
Q = carga máxima por retardo (kg); 
k e m = constantes que dependem do tipo de desmonte, tipo de explosivo, da 
homogeneidade da rocha e da presença de juntas, falhas, fendas etc. No gráfico da figura 77 o 
valor de m corresponde a inclinação da reta, e k é o ponto onde a reta intercepta o eixo das 
ordenadas. 
 
 107 
 
Figura 77: Gráfico da Lei de Atenuação da Vibração do Terreno 
 108 
 Tem sido observado que os valores de k e m variam consideravelmente de um local para 
outro, por isso as medições de vibração são úteis em situações críticas a menos que restrições 
conservadoras sejam aplicadas para a escolha da carga máxima por espera. Se este gráfico indicar 
que o nível de vibração está se aproximando do limiar de dano, então seria prudente a realização 
dos testes de desmontes e medições de níveis de vibração produzidos. 
 O uso do sismógrafo permite levantar os seguintes dados - pico da velocidade e 
freqüência de vibração do terreno, pulsos de ar etc. 
 
4.0 Exemplo de aplicação da lei de atenuação 
 
 Um plano de fogo consiste de 20 furos, 114 kg de explosivos por furo. A carga total é de 
2280 kg iniciada instantaneamente. A 305 m o provável nível de vibração pode ser calculado. 
 
 
 
Número de furos iniciados instantaneamente 
 
 V
d
Q
cm s=








=




=
−
−
71 71
305
2280
3 7
1 6
1 6
,
,
, / 
Caso fosse utilizado um retardo entre as linhas, a carga máxima por espera passaria a ser de 
1140kg (10 furos x 114 kg). Dessa forma a nova velocidade de vibração seria de 2,1 cm/s. 
 
 
4.0 Distância Reduzida (DR) 
 
 A distância reduzida é um desenvolvimento da lei de propagação da United States Bureau 
of Mines (USBM), e constitui um meio prático e efetivo no controle da vibração. A distância 
reduzida é definida pela relação: 
DR
D
Q
= 
Exemplo: 
 109 
 Assuma que um valor seguro (imposto por lei) seja de DR = 60. Uma pedreira 
normalmente usa uma carga máxima de 350 kg por espera. Uma nova casa está sendo construída 
a uma distância de 300 m do local do desmonte. As condições de desmonte são seguras? 
 
DR
D
Q
= = =
300
350
16 
 
Sendo 16 < 60, o desmonte não será seguro, pois, existe a probabilidade de danos. 
 
A que distância ou qual a carga máxima por espera que deve ser utiliza para satisfazer o 
padrão legal de segurança? 
• Cálculo da distância, assumindo uma carga máxima de 350 Kg: 
 60
350
1122= =
D
m 
• Cálculo da carga máxima por espera, assumindo uma distância de 300 m: 
 60
300
25= =
Q
kg 
 
 Basicamente, um desmonte de rochas com a utilização de explosivos, tendo em vista o 
seu controle ambiental, deve passar, então, por etapas básicas: 
◼ reconhecimento geológico; 
◼ estabelecimento de cargas iniciais; 
◼ instrumentação sísmica, ajustes de campo em detonações bem projetadas com relação à 
vibrações pelo terreno, são suficientes para se trabalhar com baixos níveis de impacto de ar. 
 Dentre estes ajustes, citamos: 
 110 
◼ procurar não dirigir a frente de detonação para o receptor passível de dano; 
◼ malhas de perfuração perfeitamente demarcadas e perfuradas evitando-se a ocorrência dos 
repés; 
◼ iniciar a detonação sempre no mesmo horário e com o menor número de furos possível; 
◼ considerar as condições meteorológicas; 
◼ cuidado com os acessórios de iniciação. Usar os tubos de choque (Nonel, Brinel, Exel) em vez 
dos cordéis detonantes; 
◼ usar tempo de retardos convenientes; 
◼ diminuir o número de detonações/semana; 
◼ manter uma boa política de relacionamento com a vizinhança; 
◼ estabelecer um programa de monitoramento das velocidades e freqüências de vibração do 
terreno, bem como da sobrepressão atmosférica; 
◼ utilizar o Laser Profile e o Bore Trak na verificação da qualidade da perfuração; 
◼ possuir uma boa supervisão dos desmontes de rochas (perfuração, carregamento, amarração 
dos furos, limpeza da face etc). 
 
 
 
 
 
 
 
 
DESMONTE SUB-AQUÁTICO 
 
 111 
 
1. CONDIÇÕES DE APLICABILIDADE 
 
Os desmontes sub-aquáticos ou submarinos se aplicam se aplicam a diversos tipos de obras, tais 
como: 
- desmontes de trincheiras, atravésde rios, para a colocação de tubulações e cabos; 
- demolição de destroços de embarcações; 
- abertura de canais através de recifes, rochas expostas e banco de areia; 
- desenvolvimento e melhoramento de docas; 
- instalação de oleodutos, gasodutos e cabos de comunicação; 
- tomada d’água para centrais elétricas e fábricas; 
- escavação para cimentações de obras civis; 
- explotação de jazimentos consolidados. 
 
2. FATORES QUE DEVEM SER CONSIDERADOS PARA A BOA EXECUÇÃO DESTE 
TIPO DE DESMONTE 
 
- a perfuração e carregamento dos furos se realizam na maioria dos casos desde a superfície e 
com equipamentos especiais; 
- os consumos específicos de explosivo são de 3 a 6 vezes maiores que os utilizados em 
 desmonte a céu aberto; 
- os resultados em cada um dos desmontes devem ser satisfatórios, pois, a fragmentação 
 secundária é difícil e onerosa; 
- os explosivos e os sistemas de iniciação têm que ser resistentes a água e a pressão 
 hidrostática; 
- os efeitos ambientais perturbadores são mais acentuados, pois as vibrações terrestres são 
 acompanhadas de baixa freqüência, e a onda de choque hidráulica tem um raio de ação maior. 
 
As provisões especiais relacionados com o desmonte submarino incluem: 
- o efeito da onda de choque transmitida através da água próxima à instalações: 
- o efeito da pressão hidrostática; 
- necessidade de explosivos com alta resistência à água; 
- dificuldade de colocação dos equipamentos; 
 112 
- a subperfuração deve ser adequada; 
- para evitar a deposição da areia, as cargas devem ser detonada logo que possível; 
- uso de sistemas de iniciação seguros e confiáveis; 
- manter as vibrações e as ondas de choque da água em níveis controláveis, através do uso de 
produtos adequados e esquemas de retardos bem planejados. 
 
Os métodos principais de desmonte sub-aquático são: 
- perfuração e desmonte através de um aterro (figura 78); 
- perfuração e desmonte a partir de uma plataforma (figura 79); 
- perfuração e desmonte utilizando mergulhadores (figura 80); 
- desmonte com cargas pré-moldadas (figura 81). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 78 - Perfuração e desmonte através de um aterro 
 
 
 
 
 
 113 
 
 
 
 
 
Figura 79 - Perfuração e desmonte a partir de uma plataforma 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 80 - Perfuração e desmonte utilizando mergulhadores 
 
 
 
 
 
 
 114 
 
 
 
 
 
 
 
 
3. CÁLCULO DE CARGAS E ESQUEMAS DE PERFURAÇÃO 
 
As diferenças básicas entre um desmonte a céu aberto e um desmontes sub-aquático residem no 
fato que, geralmente, no último só se dispõe de uma face livre, a água e a areia exercem uma 
empuxo ou pressão, e que os erros de emboque e desvios na perfuração podem provocar uma má 
ruptura da rocha, bem como e a transmissão da detonação entre as cargas. 
 
a) Para o cálculo da razão de carregamento (RC) as seguintes fórmulas podem ser utilizadas: 
 
 
 RCinclinados = 1,00 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR 
 
 RCverticais = 1,10 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR 
Onde: 
RCinlinados = razão de carregamento quando os furos forem inclinados; 
RCverticais = razão de carregamento quando os furos forem verticais; 
HA = altura da lâmina d’água; 
HC = altura do capeamento; 
HR = altura da rocha. 
 
b) Razão linear da carga (RL) 
Figura 81 – Desmonte Sub-aquático utilizando cargas ocas 
 115 
 
 
 
c) Superfície efetiva de arranque (SEA) 
 
 
 
d) Esquema de perfuração – Malha utilizada (A x E) 
 
Neste caso utiliza-se a malha quadrada: 
 
 
 
e) Subperfuração (S) 
 
A tabela 15 pode ser utilizada para o cálculo da Subperfuração. 
 
Tabela 15 – Determinação da Subperfuração em função do afastamento 
Ângulo da ruptura 90 80 70 
Subperfuração (m) 0,70A 0,88A A 
 
f) Tampão (T) 
 
e
e x
d
RL 

4000
2
=
RC
RL
SEA =
SEAEA ==
 116 
 
 
g) Carga por furo (CF) 
 
 
 CF = RL (Hf - T) 
 
 
 
Exemplo 
Se deseja efetuar um desmonte sub-aquático de um banco de rocha de 5 m de altura que se 
encontra debaixo de uma lâmina d’água de 12 m e com um capeamento de 2 m de altura. O 
diâmetro de perfuração é de 100 mm e se dispõe de uma carregadeira pneumática com a qual o 
explosivos alcança uma densidade dentro do furo de 1,3 g/cm3. A perfuração foi efetuada com um 
angulo de 0 em relação à vertical. 
 
a) Cálculo da razão de carregamento (RC) 
 
 RCvertical = 1,10 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR 
 
 RCvertical = 1,10 + 0,01 x 15 + 0,02 x 2 + 0,03 x 12 = 1,65 kg/m3 
 
b) Razão linear de carregamento (RL) 
 
 
c) Superfície efetiva de arranque (SEA) 
3
A
T =
mkgxx
d
RL e
e /21,103,1
4000
)100(14,3
4000
22
=== 

2
3
19,6
/65,1
/21,10
m
mkg
mkg
RC
RL
SEA ===
 117 
 
d) Afastamento (A) e Espaçamento (E) 
 
e) Subperfuração (S) 
 
 S = 0,70A = 0,70 x 2,5 m = 1,8 m 
 
f) Tampão (T) 
 
T = A/3 = 2,5 m/3 = 0,8 m 
 
g) Profundidade do furo (Hf) 
 
Hf = HR + S = 5 m + 1,8 m = 6,8 m 
 
h) Carga por furo (CF) 
 
 CF = RL (Hf - T) = 10,21 x (6,8 – 0,8) = 61,26 kg 
 
 
 
 
DESMONTES EM RAMPAS 
 
 
O contínuo aprofundamento das explotações a céu aberto obriga a execução de rampas cada 
vez que se inicia a abertura de um novo nível. Difere dos desmontes em bancadas pelo fato da 
face livre ser horizontal. Os furos são orientados perpendicularmente à face livre e o 
movimento dos fragmentos é contra a gravidade. Será assumido que os diâmetros dos furos 
para a abertura da rampa serão os mesmos utilizados nas bancadas. Técnicas de desmonte 
mSEAEA 5,219,6 ====
 118 
escultural serão utilizadas quando a rampa fizer parte da parede final. A figura 82 mostra um 
esquema representando a abertura de uma rampa. 
 
 
 
 
 
 
 Figura 82 – Variáveis da abertura de uma rampa 
 
 
Uma certa quantidade de subperfuração deve ser utilizada para garantir que a eventual rampa 
satisfaça a inclinação desejada. 
A seqüência de iniciação deve garantir que ocorra um movimento suficiente da rocha antes 
da detonação dos próximos furos. 
Para a abertura de rampa os seguintes parâmetros devem ser definidos: 
- profundidade da perfuração; 
- malha ( Afastamento x Espaçamento); 
- carga do furo; 
- seqüência de iniciação. 
 
 
 
Neste cálculo 3 zonas de desmonte serão diferenciadas: 
a) ZONA DE DETONAÇÃO PROFUNDA 
A zona de detonação da bancada é caracteriza pela altura da bancada (H),conforme ilustrada na 
figura 83. Nessa zona as seguintes fórmulas são utilizadas: 
 
 
 
 
 
 
Altura do banco 
Prof. do corte 
A A 
E 
 119 
 
 
 
 Figura 83 – Zona de Detonação Profunda 
 
 A = KADe ; E = KE A ; S = KSA ; T = KT A 
 
Onde: 
A = afastamento; E = Espaçamento; S = Subperfuração; T = tampão; 
KA = constante relacionando o afastamento e o diâmetro do furo; 
KE = constante relacionando o espaçamento e o afastamento; 
KS = constante relacionando a subperfuração e o afastamento; 
KT = constante relacionando o tampão e o afastamento. 
 
Mas A = S/KS = mS 
onde m = constante de proporcionalidade = 1/KS. 
 
A distância (LD)do início da rampa até quando a mesma atinge uma profundidade (H), pode ser 
calculada por: 
 
 LD = H / G onde G = inclinação da rampa, em graus. 
 
 
B) ZONA RASA 
 
A zona rasa figura 84 é definida como a região de corte controlada tanto pela mínima dimensão 
da malha, como pela mínima perfuração. A profundidade dos furos e o tamanho da carga são 
constantes nesta região figura 85. 
 
 
 
 
 
S 
Zona Profunda 
Zona Rasa 
 120Figura 84 – Localização da Zona Rasa e Profunda. 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 85 – Detalhe da carga na Zona Rasa 
 
 
No cálculo utilizaremos as seguintes simplificações: 
1) O topo da carga é colocado no nível do greide desejado. A profundidade do corte (H’) é igual 
ao comprimento do tampão (T); 
2) A relação entre a profundidade do corte (H’), o comprimento da carga (S’) e o diâmetro do 
explosivo (De) é dada por: 
 
3) Normalmente, nessa região, explosivos encartuchados são utilizado em vez de explosivos 
bombeados. O comprimento S’, para um único cartucho, pode ser expresso em função do 
diâmetro do explosivo (De) do cartucho: S’ = KeDe, onde K é a relação entre o comprimento 
e diâmetro do explosivo encartuchado utilizado. Depende do tipo e do adensamento do 
explosivo utilizado. 
Para furos com diâmetro  8”, Ke varia de 2 a 3. Assumiremos um valor médio de 2,5, 
teremos: 
S’ = 2,5De 
 
 
4) O afastamento (A’) é relacionado com a Subperfuração (S’): 
 






=





+
2
19
2
'
' eDS
H
S 
S’ 
 121 
 A = mS 
 
Combinando a equação do item 1 com a do item 3, teremos: H’ = 8,3De 
 
O comprimento da região rasa será (LR ): LR = H’/G 
 
C) ZONA DE TRANSIÇÃO 
O comprimento da região de transição (LT) - figura 86 - é dado por: 
 
 LT = LD - LS 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 86 – Detalhes das Zonas de uma rampa. 
 
Utilizando a semelhança de triângulo da figura 87 demonstra-se que: 
 
Resolvendo a equação em função de X - distância horizontal entre a linha teórica dos fundos 
dos furos e o começo da rampa -, teremos: 
 
 
 
( )
( )
( )
( )
( )
( )
K
XL
SH
XL
SH
XL
SH
t
Tt
DS
=
+
+
=
+
+
=
+
+ ''
( ) ( )
( ) ( ) 





+−+
+−+
=
''
''
SHSH
LSHLSH
X SD
Profunda 
Transição 
Rasa 
S ST 
S’ 
 122 
A subperfuração (ST), em qualquer ponto (LT) na zona de transição, pode ser determinada 
usando a seguinte expressão: 
 
 ST = K(LT + X) - HT HT = LT x G BT = mST 
 
 
Exemplo 
 
A seguir são mostrados os dados do desmonte de produção de uma certa mina. 
- Diâmetro de perfuração (De) = 025 m = 9 7/8” 
- Explosivo utilizado = ANFO; Densidade do ANFO = 850 kg/m3 
- Malha utilizada ( A x E ) = 7 m x 7 m 
- Subperfuração (S) = 1,8 m 
- Altura do banco (H) = 12 m 
- Tampão (T) = 4,5 m 
- Comprimento da carga = 9,3 m 
- Quantidade de explosivo por furo = 391 kg 
 
A fragmentação do desmonte de produção é bastante utilizando esses parâmetros no plano de 
fogo. A partir dessas informações iremos projetar uma rampa de 30 m de largura com uma 
inclinação de 8% (G = 0,08) da superfície até uma profundidade de 12 m. 
 
Etapa 1. Cálculo e resumo das variáveis da zona profunda. 
 
 H = 12 m 
 LD = H / G = 12 m / 0,08 = 150 m 
 De = 0,25 m; A = E = 7 m; S = 1,8 m 
 LD = A / De = 7m / 0,25 m = 28 
 KS = S / A = 1,8 m / 7 m = 0,26 
 KT = T / A = 4,5 m / 7 m = 0,64 
 M = A / S = 7 m / 1,8 m = 3,89 
 
 
 123 
Etapa 2. Cálculo e resumo das variáveis da zona rasa. 
 
 J’ = 2,4De = 2,4 x 0,25 m = 0,60 m 
 H’ = 8,3De = 8,3 x 0,25 m = 2,08 m 
 LS = H’ / G = 2,08 m / 0,08 = 26 m 
 B’  J’ x m = 0,6 m x 3,89 = 2,3 m 
 
Etapa 3. Cálculo e resumo das variáveis da zona de transição. 
 
 LT = LD - LS = 150 m - 26 m = 124 m 
 
 
Etapa 4. Os valores para qualquer ponto da zona de transição podem ser calculados. 
 
 A distância LD = 50 m será selecionada como exemplo. 
 Lt = 50 m 
 Ht = Lt x G = 50 m x 0,08 = 4 m 
 St = K x (Lt + X) - Ht = 0,09 (50 m + 3,88 m) - 4 m = 0,85 m 
 Bt = mJt = 3,89 x 0,85 m = 3,31 m 
 
 Este processo pode ser repetido para qualquer ponto desejado dentro da zoa de transição. 
 
Etapa 5. O ábaco da figura 87, desenvolvido por Chung, pode ser utilizado para simplificar o 
processo de cálculo. Contém 4 escalas: distância horizontal (L); profundidade de escavação (H); 
subperfuração (S); afastamento e espaçamento. 
( ) ( )
( ) ( ) 





+−+
+−+
=
''
''
SHSH
LSHLSH
X SD
( ) ( )
( ) ( )
mX 88,3
6,008,28,112
268,1121506,008,2
=





+−+
+−+
=
09,0
88,3150
8,112
=
+
+
=
+
+
=
XL
SH
K
D
 124 
Para demonstrá-lo vamos desenhar uma linha através do ponto que representa a distância 
horizontal de 50 m e o alinhamento no ponto P. A linha intercepta as outras 3 escalas dando as 
seguintes variáveis: H = 4m; S = 0,85 m e A = 3,3 m. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 87 – Ábaco de Chung para o cálculo das variáveis de uma rampa 
Etapa 6. O ábaco da figura 87 será utilizado. 
A abertura da rampa é dividida em duas partes. A primeira parte apresenta uma extensão de 0 a 
80 m, enquanto a segunda parte está compreendida no intervalo de 80 m até 150 m. A 
profundidade da escavação da rampa é de 30 m. Embora existam outras combinações que podem 
ser utilizadas, as dimensões inteiras serão usadas o máximo possível para o afastamento e o 
espaçamento. No término da escavação o afastamento e o espaçamento é de 7 m. Na zona rasa 
eles são de 2 m. O projeto real envolve uma transição de uma malha de 7 m x 7 m, até uma 
malha de 2 m x 2 m. 
Em primeiro lugar determinaremos a distância horizontal na qual a malha é constante. É 
necessário o uso do bom senso nesta etapa. Linhas correspondendo aos afastamentos de 6,5; 5,5; 
4,5; 3,5 e 2,5 m são traçadas no ponto de alinhamento. As correspondestes distâncias são 
apresentadas na tabela 16. 
 
Tabela 16: Afastamentos em função da distância horizontal ao longo da escavação. 
Distância Horizontal 
 L (m) 
 
 
Prof. do corte 
 H (m) 
E (m) e A (m) 
Subperfuração 
 S (m) 
 125 
Afastamento (m) Distância Horizontal (m) 
6,5 136 
5,5 110 
4,5 81 
3,5 53 
2,5 26 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Distância Horizontal (m) 
Distância Horizontal (m) 
Distância Horizontal (m) 
 126 
 
 
 
 
Etapa 7. Determinação da profundidade da perfuração para cada malha. 
Essa profundidades são selecionadas da mesma maneira tal como para o furo mais profundo 
(profundidade do corte + subperfuração) usando o ábaco. Os resultados são mostrados na tabela 
17 e na figura 88. 
 
Tabela 17: Profundidade dos furos para diferentes malhas. 
Malha (m x m) Profundidade do furo (m) 
 7 x 7 13,8 
 6 x 6 12,4 
 5 x 5 10,2 
 4 x 4 7,8 
 3 x 3 5,3 
 2 x 2 3,1 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 88 – Resumo docálculo do plano de fogo da rampa 
 
Distância Horizontal (m) 
Profundidade 
 127 
Etapa 8. Determinação da quantidade de explosivos a ser colocado em cada furo. 
Na profundidade do corte (malha de 7 m x 7 m) o comprimento do tampão no furo é igual a 
0,64A. Considerando que o furo é carregado com ANFO bombeado, a quantidade de explosivo 
(Q) será: 
 
 
O comprimento da coluna de explosivo é de 9,3 m. 
 
Na zona rasa (malha de 2 m x 2 m) um único cartucho de (0,203 m) 8” em diâmetro e 0,409 m 
(19”) de comprimento será utilizado em cada furo. A quantidade de explosivo (Q) será: 
 
O comprimento da carga de explosivo é de 0,32 m. A tabela 18 mostra as massas das cargas para 
cada malha definida. 
 
Tabela 18: Comprimento e massa das cargas para diferentes malhas 
Malha (A x E) Comprimento da carga (m) Massa da Carga (kg) 
 7 9,3 391 
 6 5,0 210 
 5 1,8 76 
 4 0,7 29 
 3 0,4 17 
 2 0,3 13 
 
Etapa 8. Determinação da seqüência de iniciação. 
O desmonte da escavação pode ser detonado em único tiro ou em seções. A vantagem de um 
único tiro é que os distúrbios na cava são minimizados. Entretanto, existe a necessidade da 
utilização de uma grande quantidade de retardos para evitar que uma grande carga por espera 
provoque uma grande vibração do maciço. 
A figura 89 mostra a seqüência recomendada por Chung para um desmonte entre 50 e 150 m. 
( ) ( ) ( ) kgxTSHDQ e 3888505,48,11225,0
4
14,3
850
4
22
=−+=−+=

( ) ( ) ( ) kgxLdQ 5,13850490,0203,0
4
14,3
850
4
22 ===

 128 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 89 – Esquema de iniciação da rampa. 
 
 
 
 Figura 89 – Seqüência recomendada por Chung 
 
Neste caso serão utilizados retardos “osso de cachorro” com cordel detonante, e iniciando o 
desmonte na zona mais profunda para criar um vazio que sirva de pilão. Chung sugere os 
seguintes intervalos de tempo de retardo entre as linhas: 
- zona profunda: 25 ms; 
- zona rasa: 15 ms. 
A figura 90 mostra ao método de amarração para a rampa na qual um lado será parte permanente 
da cava. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 90 – Método de amarração quando a rampa é parte permanente da cava. 
 
Retardos 
Iniciação 
 129 
 
Os furos ao longo da linha da parede da cava a ser controlada devem: 
- serem perfurados até o final do greide; 
- não mais do que 1/3 da carga normal deve ser usada nesses furos. 
Para reduzir a vibração na parede, retardos de 15 ms devem ser colocados em cada linha. A 
combinação de retardos de superfície e de dentro do furo podem ser utilizados. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
ESCAVAÇÃO DE RODOVIAS E AUTO-PISTAS 
 
 
Na escavação de rodovias e auto-pistas os seguintes tipo de desmontes são necessários: em 
trincheira (1) e a meia encosta (2), como ilustrados na figura 91. 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 91 – Escavação em trincheira (1) e a meia encosta (2) 
 
 
 130 
Os desmontes em ambos os casos podem ser realizados de uma única vez, entretanto quando as 
altura são grandes (> 15 m) recomenda-se efetuar a escavação por fase. Outros fatores que 
podem influenciar na execução da obra são: 
- segurança na operação; 
- limitação das perturbações ambientais (onda aérea e vibrações); 
- velocidade de avanço; 
- dimensões dos equipamentos de carregamento e transporte. 
 
Dada a importância da rocha nos taludes residuais, especialmente em alturas elevadas, e normal 
terminar a escavação com desmonte de contorno, o qual constitui outra razão para limitar a altura 
do corte entre 10-12 m pela necessidade de manter a precisão da perfuração. 
Os diâmetros de perfuração oscilam entre 65 e 125 mm. Ë habitual realizar os desmontes com 
diâmetros de entre 89 e 125 mm e os de contorno entre 65 e 75 mm. Como o diâmetro de 
perfuração é influenciado pela altura do banco, deve-se utilizar a seguinte relação na seleção do 
diâmetro (D) ou da profundidade da escavação (H): D = H/60. 
 
 
Longitude da Perfuração. 
As longitudes dos furos (L) dependem da altura do banco, da inclinação - que varia de 15 a 20 - 
e da subperfuração em função da resistência da rocha: 
 
 
Onde: 
 = ângulo em relação à vertical, em graus; 
H = altura do banco (m); 
S = sobreperfuração (m), estimada a partir da tabela 19. 
 
Tabela 19: Sobreperfuração da rocha em função da resistência da rocha 
Resistência da rocha à 
compressão simples (MPa) 
Branda Média Dura Muito Dura 
 < 70 70 - 120 120 - 180 > 180 
Sobreperfuração (m) 10D 11D 12D 12D 
Sx
H
L 





−+=
100
1
cos


 131 
 
 
Distribuição da carga e tampão 
Nesse tipo de desmonte utiliza-se colunas de explosivos seletivas com carga de fundo de 
explosivos gelatinosos ou emulsões e cargas de coluna de ANFO. 
Na tabela 20 são indicadas as longitudes recomendadas das cargas de fundo e tampão (T) para 
diferentes tipos de rocha. As alturas da carga de coluna são calculadas pela diferença entre as 
longitudes dos furos e a soma das cargas de fundo e dos tampões. 
 
Tabela 20: Sobreperfuração da rocha em função da resistência da rocha 
Resistência da rocha à 
compressão simples (MPa) 
Branda Média Dura Muito Dura 
 < 70 70 - 120 120 - 180 > 180 
Longitude da carga de fundo - Lf 
Tampão - T (m) 
 30D 
 35D 
 35D 
 34D 
 40D 
 32D 
 46D 
 30D 
 
 
Esquemas de perfuração. 
São sempre realizadas com furos verticais, e conforme seja a relação “H/D” dois casos se 
distinguem: 
a) Se H > 100D. É mais habitual para bancos de 10 a 12 m de altura. Os valores do 
afastamento (A) e do Espaçamento (E) são calculados a partir da tabela 21. 
 
Tabela 21: Afastamento e Espaçamento da rocha em função da resistência da rocha 
Resistência da rocha à 
compressão simples (MPa) 
Branda Média Dura Muito Dura 
 < 70 70 - 120 120 - 180 > 180 
Afastamento – A (m) 
Espaçamento – E (m) 
 39D 
 51D 
 37D 
 47D 
 35D 
 43D 
 33D 
 38D 
 
b) Se H < 100D. Nestes casos o afastamento é calculado a partir da expressão: 
 132 
 
Esquema de iniciação. 
Os esquemas mais utilizados são os retangulares (figura 91) ou triângulos equiláteros (figuras 92 
e 93). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 91 – Malha retangular com seqüência de iniciação em “V1” 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 92 – Malha estagiada com seqüência de iniciação em “V1” 
 
5,0
cos 











=
CEx
H
x
A
E
Q
A f

 133 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 93 – Malha estagiada com seqüência de iniciação em “V” 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 94 – Malha estagiada com seqüência de iniciação em linha 
 
Exemplo 
 134 
Um empreiteira responsável pela construção de uma rodovia fará a escavação de um trincheira. 
O canteiro de obra dispõe de uma ROCK DRILL que executa furos de 76 mm (0,0706 m). A 
trincheira apresenta as seguintes características: furos verticais, altura do banco 12 m, extensão 
de 25 m e largura de, . A resistência à compressão simples da rocha é de 150 MPa. Na carga de 
fundo será utilizado emulsão (2 ½” x 24”) , e na carga de coluna ANFO, cuja razão linear (RL) 
será de 3,85 kg/m. 
Em função desses dados elabore o plano defogo. 
 
a) Determinação da sobreperfuração (S), pela tabela 19. 
S = 12D = 12 x 0,0706 m  S = 0,8 m 
 
b) Longitude do furo (L) 
 
c) Longitude da carga de fundo (Lf ) e Tampão (T), pela tabela 20. 
Lf = 40D = 40 x 0,0706 m  Lf = 2,8 m 
T = 32D = 32 x 0,0706 m  T = 2,3 m 
d) Afastamento (A) e Espaçamento (E). 
Como H > 100D. Pela tabela 21 teremos: 
 
A = 35D = 35 x 0,0706 m  A = 2,5 m 
 
E = 43D = 43 x 0,0706 m  E = 3,0 m 
 
e) Carga de fundo (Cf) e de coluna (Cc) 
 
Cf = Lf /(24” x 0,0254 m) = 2,8 m / 0,6096 m = 4,5 cartuchos de emulsão 
 
Cc = RL x Lc = RL x (L – Cf – T) = 3,85 kg/m x (12,8 – 2,8 – 2,3) = 29,6 kg 
 
 
 
mLx
m
Sx
H
L 8,128,0
100
0
1
0cos
12
100
1
cos 0
=





−+=





−+=


 135 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
ESCAVAÇÃO A MEIA ENCOSTA 
 
 
 
Este tipo de obra pode ser executada segundo três procedimentos (figura 95): 
 
a) furos verticais paralelos ou em leque; 
b) furos verticais e horizontais; 
c) furos horizontais ou de levante. 
 
As aberturas das pistas de acesso são assinaladas na figura 97 com a letra “A”. Nessa etapa 
utiliza-se o mesmo equipamento de perfuração, executando furos horizontais. O objetivo nesta 
etapa é de abrir plataformas cujas alturas variam de 6 a 9 m. 
 
 
 
 
 
 136 
 
 
 
 
 
 Figura 95 – Tipos de escavação a meia encosta 
 
Quando se utiliza furos horizontais ou de levante para o cálculo do espaçamento (E) a seguinte 
expressão pode ser utilizada: 
 
Onde: 
D = diâmetro do furo (m); 
L = longitude do furo (m). 
Se a altura do banco é inferior a 5 m utiliza-se somente um linha de furos, entre 5 e 8 m duas 
linhas e acima de 8 m três ou mais linhas. 
 
Seqüência de iniciação. 
A figura 96 representa uma seqüência de iniciação para o desmonte de meia encosta. 
Quando nos desmontes são combinados furos horizontais com verticais, é conveniente efetuar a 
escavação por fases, desmontado-se o material do primeiro tiro antes de disparar o segundo. Se 
pela necessidade da obra o desmonte se dispõe em um só seção, a seqüência recomendada deve 
ser da figura 97. 
 
 
 
 
 
LxDxE 3=
 137 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 96 – Seqüência de iniciação em “V” com saída paralela à face livre 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 97 - Seqüência de iniciação em seção com furos verticais e horizontais 
 
 
 
 138 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
SEGURANÇA NOS DESMONTES DE ROCHAS 
 
 
1. INTRODUÇÃO 
 
 Estas instruções e regras não invalidam, e isso deve ser bem compreendido, as leis, 
ordens ou regulamentações federais, estaduais, corporacionais ou municipais com as quais 
possam estar em conflito. 
 A maioria dos acidentes ocorridos com explosivos poderia ter sido evitada e o objetivo 
deste capítulo é o de ajudar na prevenção de tais acidentes. 
 Para que os trabalhos de perfuração e desmonte de rochas se realizem em condições 
seguras, é preciso que em tais operações se observem os seguintes aspectos: 
◼ cumprimento das normas e regulamentos vigentes; 
◼ formação técnica dos operadores, cabos de fogo (blasters) e do pessoal encarregado do 
carregamento com cursos periódicos adequados; 
 139 
◼ utilização de máquinas, explosivos e acessórios e sistema de iniciação em condições de 
segurança. 
 
2. PERFURAÇÃO 
 
Uma lista de principais causas de traumatismo industrial que ocorre durante as operações 
de perfuratrizes na mineração são: 
- quebra e acidente durante a perfuração do furo de mina; 
- operário machucado por parte móvel da máquina; 
- condição precária e incorreto uso de cabo; 
- incorreta união de coluna de perfuração e troca de bit; 
- queda de objetos do alto; 
- escorregamento e desalinhamento da perfuratriz, em virtude de instabilidade; 
- movimentos da perfuratriz com a torre elevada, e violação de outras regras para movimento. 
 A operação de perfuração implica na adoção de uma série de medidas de segurança a fim 
de minimizar os riscos potenciais, tanto humanos como materiais. 
 
◼ a perfuração se realizará de acordo com as normas existentes, oficiais ou estabelecidas pela 
empresa; 
◼ o pessoal de operação deverá tem uma formação correta e conhecer o manual de operação da 
máquina antes de fazer uso dela; 
◼ os operadores devem usar equipamentos de segurança (máscara adequada para proteger das 
poeiras e gases, protetor auricular, óculos de segurança, luvas, botas, capacetes etc.); 
◼ toda máquina ou equipamento de perfuração deve estar sobre um piso nivelado, de tal modo 
que suas esteiras estejam pelo menos a 3 metros de distância da crista da bancada. Sempre que 
o terreno for instável, o equipamento deve ser ancorado por meio de cabo de aço; 
◼ nenhum equipamento de perfuração deve ser deslocado por distância superior a 100 metros 
com seu mastro levantado. Quando o equipamento deve cruzar por baixo de linhas de força, o 
mastro deve ser baixado. A perfuratriz deverá manter uma distância de segurança mínima de 
10 m de qualquer rede elétrica; 
◼ não abandonar a perfuratriz em funcionamento; 
◼ manter as perfuratrizes em boas condições de uso (manutenção preditiva, preventiva e 
corretiva); 
 140 
◼ é dever do operador informar ao seu substituto sobre as condições de operação do 
equipamento, todos os defeitos, que porventura forem notados durante o turno, devem ser 
registrados em relatório ao respectivo turno. Todas as mudanças bruscas ocorridas nas 
velocidades de perfuração, especialmente quando for detectado a presença de vazios no 
maciço rochoso deve ser comunicada aos responsáveis pelo desmontes; 
◼ nos trabalhos subterrâneos manter uma boa ventilação e iluminação; 
◼ nunca utilize tocos de furos como pontos de emboque, pois os mesmo podem conter restos de 
explosivos. 
◼ estabelecer um programa para a verificação dos problemas ocorridos durante a perfuração 
(desvios dos furos, profundidade incorreta dos furos, faces irregulares, afastamento, 
espaçamento e subperfuração fora da especificação) através do uso dos equipamentos 
BoreTrak e Laser Profile. 
 
 
 
 
3. DESMONTE 
 
3.1 Medidas de armazenamento de explosivos 
 
 Todos os explosivos, agentes detonantes, espoletas simples e elétricas , cordel detonante, 
estopins, tubos de choque e retardos deverão ser armazenados em paióis especialmente 
construídos para esse fim e localizados segundo as leis locais existentes. Devem-se manter 
sempre os paióis bem trancados, abrindo-os somente para a entrada e saída do material. 
 
 
3.1.1 Normas para os paióis de explosivos 
 
◼ armazene somente explosivos neste paiol. Não armazene acessórios, materiais inflamáveis, 
ferramentas e outros utensílios metálicos; 
◼ sempre embarque, despache e use com prioridade o estoque mais antigo; 
◼ não utilize ferramentas de metal para abrir ou fechar embalagens de explosivos; 
◼ não deixe explosivos soltos pelo paiol; 
 141 
◼ não fume, nem porte fósforos, isqueiros ou outro material inflamável; 
◼ mantenha o interior do paiol sempre limpo e ventilado e o terreno ao redor livre de folhas, 
capim vegetação de qualquer espécie, lixo e detritos, a fim de evitar incêndios; 
◼ proíba a presença de pessoas estranhas dentro e nas vizinhanças do paiol; 
◼ quando necessário o uso de luz artificial, utilize unicamente lanterna de segurança ou pilha 
elétrica; 
◼ sinalizar adequadamente as instalações e os veículos destinados ao armazenamento e 
transporte de explosivos; 
◼ armazenar os produtos de mesmo tipo e classe de maneira que seja fácil identifica-los. 
◼ mantenha constante vigilância sobre as embalagens que apresentam avarias, exsudação ou 
defeito. Coloque-as a um lado no paiol ou nas proximidades do paiol; 
◼ na destruição de explosivos por combustão, numaregião bastante longe do paiol, a cama de 
explosivo deteriorado não deve exceder a massa de 15 kg. 
 
 
3.1.2 Medidas para transportar explosivos dentro das explotações 
 
◼ acatar rigorosamente as disposições estabelecidas pelos Regulamentos vigentes; 
◼ verificar diariamente se os veículos destinados a transportar explosivos reúnem as condições 
exigidas pelo organismo competente; 
◼ levar nos veículos extintores de incêndio, em lugares apropriados, de fácil acesso, devendo 
conhecer obrigatoriamente o motorista e os ajudantes o seu uso; 
◼ desligar o motor do veículo durante as operações de carga e descarga dos explosivos; 
◼ nunca transportar os acessórios de iniciação juntamente com explosivos; 
◼ não permitir fumar no veículo e a presença de pessoas não autorizadas ou desnecessárias; 
◼ usar itinerários de transporte com pouco movimento de pessoal e equipamentos; 
◼ vigiar a zona de descarga de explosivos até sua colocação nos furos e amarração. 
 
 
3.1.3 Medidas de segurança na área do desmonte 
◼ limpar a área do desmonte retirando as rochas soltas, os metais e outros materiais; 
◼ delimitar com estacas, tambores ou bandeiras de cores informativos da zona a desmontar e 
impedir o trânsito de pessoal e veículos sobre a mesmo; 
 142 
◼ na entrado do serviço anunciar ao pessoal a operação e a realização doa desmontes do dia; 
◼ verificar as amarrações dos acessórios de detonação; 
◼ não preparar com antecedência o sistema de iniciação do desmonte (estopim + espoleta). 
 
 
3.1.4 Medidas de segurança durante o carregamento dos furos 
 
◼ examinar cada furo cuidadosamente antes do carregamento a fim de se conhecer a longitude e 
o sue estado, usando para isso uma trena. 
◼ fixar os extremos dos acessórios de detonação a uma estaca de madeira ou rocha para impedir 
a queda dos mesmos dentro do furo; 
◼ não carregar os furos imediatamente após a perfuração, sem antes verificar se o mesmo está 
limpo e não contem pedaços de rochas ou pedaços de metal; 
◼ nunca recarregar furos que tenham sidos carregados e detonados anteriormente. 
3.1.5 Medidas de segurança durante o tamponamento dos furos 
 
◼ confinar os explosivos nos furos por meio de detritos da perfuração, rocha britada ou outro 
material não combustível; 
◼ nunca utilizar atacadores metálicos de nenhuma classe; 
◼ realizar o tamponamento sem violência para não danificar os acessórios de detonação; 
◼ não introduzir pedras, sacos plásticos ou outros objetos juntamente com o material do tampão. 
 
3.1.6 Medidas de segurança antes e depois do disparo 
 
◼ certificar-se de que todos os explosivos excedentes se encontram em lugar seguro e que todas 
as pessoas e veículos estão a uma distância segura ou devidamente resguardadas; 
◼ impedir os acessos a área de desmonte dispondo de pessoal e meios adequados; 
◼ não disparar sem um sinal de autorização da pessoa encarregada e sem haver dado o aviso 
adequado, através de sirenes ou outros meios; 
◼ proteger os equipamentos auxiliares, de carregamento e transporte; 
◼ não regressar a área de desmonte até que se tenha dissipados as poeiras e os gases; 
◼ no caso de desmonte subterrâneo não regressar até que se tenha uma ventilação adequada, 
bem como tenha ocorrido o batimento dos chocos; 
 143 
◼ sinalizar o lugar onde se encontram os furos falhados; 
◼ antes de regressar a área do desmonte, contar o número de furos detonados e não regressar até 
que tenha transcorrido meia hora no caso de falha de alguma carga; 
◼ estabelecer um programa de monitoramento das vibrações dos terrenos e pulsos de ar, através 
do uso de sismógrafos; 
◼ motivar a equipe na discussão da importância de cumprir as normas de segurança. 
 
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