Operações Mineiras

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DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS 
 
ESCOLA DE MINAS 
 
 UFOP 
 
CURSO DE MIN 210 - OPERAÇÕES MINEIRAS 
 
 
 
PROFESSOR VALDIR COSTA E SILVA 
DEMIN 
e-mail: valdir@demin.ufop.br 
 
 
Março, 2009. 
 
 
 
1 
1. PERFURAÇÃO DE ROCHA 
 
1.1 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 uma 
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 ao longo dos anos. 
 
 
 Figura 1: A evolução dos métodos e da velocidade de perfuração das rochas 
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2 
 
1.2 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 poço s (shafts), perfuração 
de rochas com capeamento e reforço das rochas . 
 
1.3 PRINCIPAIS MÉTODOS DE PERFURAÇÃO 
 
Existem três principais métodos de perfuração para o desmonte de rochas com 
explosivos aplicados à mineração: 
• perfuração rotativa com brocas tricônicas (Holler Bit); 
• martelo de superfície (Top-Hammer, método roto-percussivo); 
• martelo de fundo de furo ou furo abaixo (Down the Hole, método roto-
percussivo). 
 
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. 
A perfuração rotopercussiva é o sistema mais clássico de perfuração e o seu 
aparecimento coincide com o desenvolvimento industrial do século XIX. As 
primeiras máquinas, protótipos de Singer (1838) e Couch (1848), utilizavam 
vapor para o seu acionamento, mas foi com a aplicação posterior do ar 
comprimido como fonte de energia (1861) que este sistema evoluiu e passou a 
ser utilizado de forma intensa (Jimeno,1994). 
As perfuratrizes rotopercussivas geralmente exercem um papel menor quando 
comparadas com 
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as máquinas rotativas nas operações mineiras a céu aberto. Sua aplicação é 
limitada à produção das pequenas minas, perfuração secundária, trabalhos de 
desenvolvimento e desmonte controlado. Porém, o sistema de furo abaixo ou de 
fundo de furo (down the hole) com diâmetro de perfuração na faixa de 150 mm 
(6”) a 229 mm (9”) vem ganhado campo de aplicação nas rochas de alta 
resistência por propiciar maiores taxas de penetração quando comparadas com o 
método rotativo. 
Estas perfuratrizes possuem dois sistemas de acionamento básicos, rotação 
e percussão. 
Estas duas forças são transmitidas através da haste para a coroa de perfuração. 
Os martelos podem ter acionamento pneumático ou hidráulico, e são localizados 
na superfície sobre a lança da perfuratriz, conforme figura 2. O surgimento dos 
martelos hidráulicos na década de 70 deu novo impulso a este método de 
perfuração, ampliando o seu campo de aplicação. 
 
Figura 2 – Componentes básicos do martelo de superf ície 
 
Os equipamentos roto-percussivos se classificam em dois grandes grupos, 
segundo a posição do martelo: 
• martelo de superfície (Top-Hammer); 
 
• martelo de fundo de furo (Down The Hole). 
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Por muitos anos estes equipamentos foram operados, exclusivamente, usando 
martelos pneumáticos. Nos últimos 15 anos máquinas hidráulicas têm sido 
introduzidas no mercado. O alto custo de capital das perfuratrizes hidráulicas é 
compensado por um menor custo operacional e maior produtividade quando 
comparadas com máquinas pneumáticas (Crosby, 1998). 
A perfuração rotopercussiva se baseia na combinação das seguintes ações: 
� Percussão: os impactos produzidos pelas batidas do pistão do martelo 
originam ondas de choque que se transmitem à rocha. 
� Rotação: com este movimento se faz girar a broca para que se produzam 
impactos sobre a rocha em diferentes posições. 
� Pressão de avanço: para se manter em contato a ferramenta de perfuração 
e a rocha, é exercida um pressão de avanço sobre a broca de perfuração. 
� Fluido de limpeza: o fluido de limpeza permite extrair os detritos do fundo do 
furo. 
Em resumo, 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 
menores. O ar comprimido efetua a limpeza dos furos e a refrigeração das 
brocas. 
 
Perfuratrizes Pneumáticas 
 
Segundo Jimeno (1994), um martelo acionado por ar comprimido consta de: 
• um cilindro fechado com uma tampa dianteira que dispõe de uma abertura 
axial onde é fixado o punho e as hastes de perfuração; 
• um pistão que com o seu movimento alternativo golpeia o punho de 
perfuração, o qual transmite a onda de choque à haste; 
• uma válvula que regula a passagem de ar comprimido em volume fixado e de 
forma alternada para a parte anterior e posterior do pistão; 
• um mecanismo de rotação para girar a haste de perfuração; 
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• um sistema de limpeza do furo que permite a passagem de ar pelo interior da 
haste de perfuração e retirada dos detritos da rocha entre as paredes do furo 
e a parte externa da haste. 
 
. A profundidade máxima alcançada por este sistema não supera os 30 metros, 
devido as perdas de energia na transmissão das ondas de choque do martelo 
para a coroa. A cada haste adicionada na coluna de perfuração maior é a perda 
de energia devido a reflexão da energia nas conexões e luvas de perfuração. 
 O campo de aplicação das perfuratrizes pneumáticas de martelo de superfície 
está se reduzindo cada vez mais, devido à baixa capacidade de perfuração em 
rochas duras, à profundidade (em torno de 15 m), ao diâmetro de perfuração (de 
50 a 100 mm) e ao alto consumo de ar comprimido, aproximadamente, 2,4 
m3/min por cada cm de diâmetro, além de apresentar alto desgaste das 
ferramentas de perfuração: hastes, punhos, coroas, mangueiras etc., em função 
da freqüência de impacto e na forma de transmissão da onda de choque do 
pistão de grande diâmetro (Svedala Reedrill, sd.). 
 
Perfuratrizes hidráulicas 
 
No final da década de 60 e início da década de 70 houve um grande avanço 
tecnológico na perfuração de rochas com o desenvolvimento dos martelos 
hidráulicos. 
Uma perfuratriz hidráulica consta basicamente dos mesmos elementos 
construtivos de uma pneumática. A diferença mais importante entre ambas é que 
no lugar de se utilizar ar comprimido, gerado por um compressor acionado por 
um motor diesel ou elétrico, para o acionamento do motor de rotação e para 
produzir o movimento alternativo do pistão do martelo, utiliza-se um grupo de 
bombas que acionam estes componentes. 
As razões pela qual as perfuratrizes hidráulicas possuem uma melhor tecnologia 
sobre as pneumáticas são as seguintes (Crosby, 1998): 
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• menor consumo de energia: as perfuratrizes hidráulicas consumem apenas 
1/3 da energia, por metro perfurado, em comparação com os equipamentos 
pneumáticos; 
• menor desgaste da broca de perfuração; 
• maior velocidade de penetração: a energia liberada em cada impacto do 
martelo é superior a do martelo pneumático, resultando em maiores taxas de 
penetração; 
• melhores condições ambientais: a ausência de exaustão de ar resulta em 
menores níveis de ruído quando comparadas com perfuratrizes pneumáticas; 
• maior flexibilidade na operação: é possível variar a pressão de 
acionamento do sistema, a energia por impacto e a freqüência de percussão 
do martelo; 
• maior facilidade para a automação: os equipamentos são muito mais aptos 
para a automação das operações, tais como a trocade haste e mecanismos 
antitravamento da coluna de perfuração. 
 
Martelos de Fundo (Down The Hole – DTH) 
 
Os martelos de fundo de furo foram desenvolvidos na década de 50 e, 
originalmente, eram utilizados para aumentar a taxa de penetração em rochas 
duras e muito duras. Neste método, o martelo e a broca de perfuração 
permanecem sempre no fundo do furo, eliminando as perdas de energia ao longo 
da coluna de perfuração. 
A principal aplicação deste método é a perfuração em rochas duras quando se 
usa brocas de 152 a 229 mm (6” a 9”). Para estes diâmetros, os rolamentos das 
brocas tricônicas são demasiadamente pequenos para suportar grandes cargas 
verticais (pressão de avanço), o que se traduz em baixa taxa de penetração e 
altos custos. Este método possui as seguintes características: 
• devido a posição do martelo e da broca evita a perda de energia ao longo das 
hastes de perfuração; 
 
 
7 
• necessita de moderada força de avanço (250 a 500 lbf/in de diâmetro de bit) 
em comparação com o método rotativo (3000 a 7000 lbf/in). Elimina a 
necessidade de hastes pesadas e altas pressões de avanço; 
• os impactos produzidos pelo pistão do martelo no fundo do furo podem 
provocar o desmoronamento e travamento da coluna de perfuração em 
rochas não consolidadas ou muito fraturadas; 
• requer menor torque de rotação e a velocidade de rotação (rpm) é muito 
menor em comparação com o método rotativo. A faixa normal de operação é 
de 10 a 60 rpm; 
 
 
1.4 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. 
 
 
1.5 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 
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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, determina 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. 
 
 
1.6 FONTES DE ENERGIA 
 
As fontes primárias de energia podem ser: motores diesel ou motores elétricos. 
Nas perfuratrizes com um diâmetro de perfuração acima de 9” (230 mm) é 
generalizado o emprego de energia elétrica a média tensão, alimentando a 
perfuratriz com corrente alternada com cabos elétricos revestidos. 
Porém, se a lavra é seletiva e há grande necessidade de deslocamento do 
equipamento de perfuração, pode-se adotar máquinas a motor diesel. As 
perfuratrizes médias e pequenas, que são montadas sobre caminhões, podem 
ser acionadas por motores a diesel. 
Segundo Jimeno (1994), uma divisão média da potência instalada nestas 
unidades para os diferentes mecanismos é a seguinte: 
♦ Movimento de elevação e translação: 18% 
♦ Rotação: 18% 
♦ Avanço: 3% 
♦ Nivelamento: 2% 
♦ Limpeza dos detritos com ar comprimido: 53% 
♦ Equipamentos auxiliares: 3 % 
♦ Outros: 3%. 
 
 
9 
Nota-se na distribuição de energia, acima, a grande importância do ar e da 
potência de rotação para o método rotativo. 
Os equipamentos elétricos têm um custo de 10 a 15% mais baixo que os de 
acionamento a diesel. 
Estes últimos são selecionados quando a região da explotação não dispõe de 
adequada infra-estrutura de suprimento de energia elétrica ou quando a máquina 
é montada sobre caminhão (Jimeno, 1994). 
 
 
1.7 SISTEMA DE ROTAÇÃO 
 
Com o objetivo de girar as hastes e a broca para efetuar a perfuração, as 
perfuratrizes possuem um sistema de rotação montado, geralmente, sobre uma 
unidade que desliza no mastro da perfuratriz. Esta unidade é geralmente 
denominada de cabeça rotativa. 
O sistema de rotação é constituído por um motor elétrico ou um sistema 
hidráulico. O primeiro é utilizado nas máquinas de maior porte, pois aproveita a 
grande facilidade de regulagem dos motores de corrente contínua, num intervalo 
de 0 a 100 rpm (Jimeno, 1994). Já o sistema hidráulico consiste de um circuito 
hidráulico com bombas de pressão contínua, com um conversor, para variar a 
velocidade de rotação do motor hidráulico. 
A figura 3 mostra os principais componentes de um sistema de perfuração 
rotativa: ar comprimido, sistema de elevação e avanço, motor de rotação, cabeça 
rotativa, haste, estabilizador e broca. 
 
 
 
 
 
 
 
10 
Figura 3: Principais componentes de um de um sistema de perfuração rotativo 
Fonte: Jimeno, 1994. 
 
1.8 SISTEMA DE AVANÇO E ELEVAÇÃO 
Para se obter uma boa velocidade de penetração na rocha é necessário a 
aplicação de uma determina força de avanço, que depende, tanto da resistência 
da rocha, como do diâmetro que se pretende utilizar. Como o peso da coluna de 
perfuração (hastes, estabilizador e broca) não é suficiente para se obter a carga 
necessária, é preciso aplicar forças adicionais que são transmitidas 
exclusivamente através de energia hidráulica. 
Existem basicamente quatro sistemas de avanço e elevação, que são: 
• cremalheira e pinhão direto; 
• corrente direta; 
• cremalheira e pinhão com corrente; 
• cilindros hidráulicos. 
 
Cabeça Rotativa 
Ar Comprimido 
Haste Sistema de Elevação e 
Avanço 
Motor de Rotação: 
Elétrico ou Hidráulico 
Estabilizador 
bit 
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11 
1.9 PRINCIPAIS CARACTERÍSTICAS DAS BROCAS TRICÔNIC AS 
As brocas tricônicas são classificadas de acordo com o material dos dentes e 
geometria do cone. Os dentes podem ser de face dura, cobertura endurecida ou 
insertos de carboneto de tungstênio. As brocas com dentes de face dura ou 
cobertura endurecida são denominadas de brocas dentadas e as de insertos de 
tungstênio são denominadas de brocas de botões (Karanam & Misra, 1998). 
Na perfuração rotativa, a broca ataca a rocha com a energia fornecida pela 
máquina à haste de perfuração, que transmite a rotação e o peso de avanço 
(carga) para a broca. O mecanismo de avanço aplica uma carga acima de 65% 
do peso da máquina, forçando a broca em direção à rocha. A broca quebra e 
remove a rocha por uma ação de raspagem em rochas macias, esmagamento-
trituração-lasqueamento em rochas duras ou por uma combinação destas ações 
(Crosby, 1998). A figura 4 ilustra este modelo de corte. 
 
Figura 4: Modelo físico de penetração para o método rotativo 
Fonte: Karanam & Misra, 1998. 
 
As brocas tricônicas consistem de três componentes principais: os cones, os 
rolamentos e o corpo. Os cones são montados sobre os eixos dos rolamentos os 
quais são partes integrantes do corpo da broca. Os elementos cortantes dos 
 
 
12 
cones consistem de linhas circunferênciais de dentes salientes (ex.: botões ou 
dentes). 
 
 
1.10 CARACTERÍSTICAS DOS FUROS 
 
Os furos são geralmente caracterizados por quatro parâmetros: diâmetro, 
profundidade, retilinidade e estabilidade. 
 
Diâmetro dos furos 
 
O diâmetro do furo depende da finalidade do mesmo. Em furospara detonações, 
há vários fatores que influem na escolha do diâmetro, por exemplo, o tamanho 
desejado dos fragmentos, após a detonação; o tipo de explosivo a ser utilizado, a 
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 
determinadas 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. 
A eleição do diâmetro dos furos depende, também, da produção horária, do ritmo 
da escavação e da resistência da rocha. A figura 5 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. 
 
 
13 
 
 Figura 5: 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 6 mostra a relação entre o diâmetro de perfuração e a seção do túnel ou 
galeria e o tipo de equipamento de perfuração. 
 
 
Figura 6: Influência do diâmetro da perfuração 
 no tamanho da seção da galeria 
 
 
14 
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. 
No caso de maiores profundidades (50 a 70 m ou mais) utiliza-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. 
 
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. 
 
 
Estabilidade do furo 
 
 
15 
 
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. 
 
1.11 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 ultralançamentos dos fragmentos rochosos. 
 
1.12 MALHAS DE PERFURAÇÃO 
 
 
16 
 
A geometria das malhas de perfuração pode ser quadrada, retangular, estagiada, 
triângulo eqüilátero ou malha alongada: 
 
 A 
 
 E 
 
a) malha 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 estagiadas: 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 Eqüilátero: 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 eqüilátero, 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 
 
 
17 
acima de 1,75. São indicados para rochas friáveis/macias aumentando o 
lançamento por possuírem menor afastamentos. 
 
 
 
1.13 SELEÇÃO DOS DIFERENTES TIPOS DE PERFURATRI ZES 
 
 
A tabela 1 apresenta um resumo dos fatores que devem ser avaliados durante o 
processo de seleção do método e equipamento de perfuração. Durante o 
processo de seleção do método e do equipamento de perfuração é necessário 
discutir e adequar estes fatores às características da jazida ou mina, de forma a 
se fazer a melhor escolha. 
 
 
Tabela 1 - Fatores para seleção dos diferentes tipos de perfuratrizes. Fonte: Moraes, 2001 
 
 
Fatores Perfuratriz rotativa Perfuratriz de martelo d e superície Perfuratriz de martelo de fundo de furo
 Diâmetro do furo, 
mm
165 a 228 em rocha macia a 
média 250 a 432 em todas 
formações, incluíndo muito 
dura.
38 a 127.
152 a 228 em formações média a muito dura; 
diâmetros menores em furos longos.
Tipo de rocha
Formações na faixa de 
macia a muito dura.
Média a muito dura.
Media a muito dura. Restrições em rochas 
muito fraturadas.
Profundidade 
máxima do furo, m
Maior que 60 m. Menor que 20 m. Maior que 60 m.
Volume de ar 
requerido
Grandes vazões para se ter 
uma limpeza eficiente do 
furo.
O ar tem dupla função: limpeza do furo e 
acionamento do martelo. Não pode usar 
pressões tão altas como no martelo de 
fundo. Máquinas hidráulicas reduzem 
bastante o consumo de ar.
A taxa de penetração aumenta com o 
aumento da pressão de ar, mas o volume de 
ar requerido também. 
Avanço (pulldown) 
requerido
Baixo em formações macias 
a muito alto em rochas 
duras.
Altas taxas de penetração podem ser 
alcançadas com menores pressões de 
avanço.
Boa penetração com menos carga de avanço. 
Velocidade de 
rotação, rpm
Requer alta velocidade em 
rocha macia e velocidades 
mais baixas em rocha dura.
Rotação para o bit é aproximadamente 
de 100 a 120 rpm para furos de 64 mm, 
em rocha macia; em rocha dura, 75 a 
100 rpm para furos de 64 mm e 40 a 50 
rpm para furos de 127 mm.
Opera com menores velocidades de rotação: 
30 a 50 rpm para rocha macia; 20a 40 para 
rochas intermediárias e 10 a 30 rpm para 
rochas duras.
Taxa de penetração
Aumenta com o aumento do 
diâmetro da broca; diminui 
com o aumento da 
resistência da rocha.
Taxas iniciais mais altas que o método 
de martelo de fundo. Taxa cai com cada 
haste adicionada. Taxa decresce com o 
aumento do diâmetro.
Taxas relativamente constantes ao longo do 
furo. Maiores taxas em rochas duras, na faixa 
de diâmetro de 152 mm a 228 mm, 
comparando-se com o método rotativo.
Níveis de ruído Geralmente baixo.
Ruído é crítico: imacto do martelo e ar 
comprimido. Máquinas hidráulicas 
possuem menor nível de ruído. 
Nível de ruído é mais baixo que o método de 
martelo de superfície. Ruído é dissipado 
dentro do furo.
 
 
18 
1.14 CÁLCULO DOS COMPONENTES DA PERFURATRIZ 
 
a) Número de furos por dia (N f ) 
 
 
df
F NxHxExA
VA
N = 
 
sendo: 
VA = volume anual (m3); A = afastamento (m); E = espaçamento (m); 
Hf = comprimento do furo (m); Nd = dias trabalhados por ano. 
 
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 = 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) Número de perfuratrizes necessárias (NP) 
 
 
19 
 
 
MPxN
P
NP
d
T= 
 
Exemplo 
 
Uma mineração pretende produzir anualmente 1.000.000 m3 de hematita. Seu 
desmonte de rocha apresenta as seguintes características: 
- Malha de perfuração: Afastamento (A) = 2,5 m; Espaçamento = 5,0 m; Altura do 
banco = 10 m; Inclinação dos furos = 0°; Diâmetro da perfuração = 4” (102 mm) 
Taxa de penetração da perfuratriz: 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: 
- bits (coroas) : 2.500 m 
- 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). 
 
 
a) Número de furos por dia (N f ) 
 
 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) 
 
 
20 
 
 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 
 
e) 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, 
 
f) Número de hastes (N H) e luvas (N L) 
 
 N e N
P x K
vida util
x
H L
T= = =
80300 217
1500
116
. ,
 
 
 
g) Número de punhos (N P) 
 
 
21 
 
 N
P
vida utilP
T= = =
80 300
2 500
32
.
.
 
 
h) Número de coroas (N B) 
 
 32
2500
300.80
utilvida
P
N TC === 
 
 
 
1.15 CÁLCULO DO CUSTO TOTAL DA PERFURAÇÃO 
 
Custo Total da Perfuração/m (CTP) 
 
Uma relativamente simples, mas bastante interessante análise, foi recentemente 
apresentada por Robert W. Thomas, 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). 
 
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22 
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 
 
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 
 
 
 
23 
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). 
 
 
 
 
 
2. PROPRIEDADES E SELEÇÃO DE EXPLOSIVOS 
 
 
 
2.1 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. 
 
2.2 EXPLOSIVOS 
 
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. 
 
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 
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24 
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 serhumano, especialmente em trabalhos subterrâneos, esses gases reduzem a 
temperatura da reação “ladrões de calor” e conseqüentemente, 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. 
 
 
 
 
2.3 PROPRIEDADES DOS EXPLOSIVOS 
 
Densidade de um explosivo 
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25 
 
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. 
 
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
= 
 
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26 
onde: ETx e ETp são as energias termoquímicas do explosivo x e padrão, 
respectivamente. 
 
Exemplo 1 : Considere como o explosivo padrão, o ANFO que 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 = 850 cal/g. 
 
g/cal900
g/cal850
ETp
ETx
RWS == 
 
RWS = 0,944 ou RWS = 94,4. Uma unidade de massa da emulsão possui 
5,6 % a menos de energia quando comparada com a mesma unidade de massa 
do ANFO. 
 
- RBS - Relative Bulk Strength (Energia relativa po r 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
= =
ρ
ρ
ρ
ρ
 
 
 
onde: ρx e ρp são as densidades do explosivo x e p, respectivamente. 
 
Exemplo 2: Utilizando os dados do exemplo anterior; cálculo da Energia Relativa 
por Volume (RBS): 
 
3
3
cm/g85,0
cm/g15,1
x
g/cal900
g/cal850
p
x
x
ETp
ETx
RBS =
ρ
ρ= 
 
RBS = 1,28 ou RBS = 128. Uma unidade de volume da emulsão possui 28% 
a mais de energia quando comparada com a mesma unidade de volume do 
ANFO. 
 
 
27 
 
 
Balanço de Oxigênio de um explosivo e Energia de explosão (H f) 
 
A maioria dos ingredientes dos explosivos e composto 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, conseqüentemente, 
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 
 
 Tabela 2 - Cálculo da necessidade de oxigênio par a equilibrar a equação. 
 
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 
 
 
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. 
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28 
Equilibrando a equação: 
 3N2H403 + CH2 → CO2 + 7H2O + 3N2 
 
Cálculo das percentagens de N2H403, CH2 por massa de mistura de AN/FO: 
 
Usando as massas moleculares da tabela 3, podemos calcular a soma das 
massas moleculares dos produtos a partir das massas atômicas: Al = 27; C = 
12; O = 16; H = 1; N = 14. 
 
 
Tabela 3 - Cálculo da soma da massa molecular 
 dos produtos da reação. 
 
 Composição Massa molecular (g) 
 3N2H403 3 x 80 = 240 
 CH2 14 
 Total 254 
 
 
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 massa: 
 
(14 : 254) x 100% = 5,5% 
 
 
 
 
Calor de Formação ou Energia de Explosão (H f) 
 
Por definição, a energia da explosão (Hf) é a diferença entre o calor de 
formação dos produtos (Hp) e o calor de formação dos reagentes (Hr), isto é: 
 
 
Hf = Hp - Hr 
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29 
Utilizando os valores da entalpia da tabela 4, teremos: 
 
 
Tabela 4 - Entalpia de Formação para diferentes co mpostos 
 
 
 Composto Hf (kcal/mol) 
 
 
 N2H4O3 (nitrato de amônio) -87,30 
 
 H20 -57,80 
 
 CO2 -94,10 
 
 CH2 (óleo diesel) - 7,00 
 
 CO -26,40 
 
 N 0 
 
 NO+ 21,60 
 
 NO2 + 8,10 
 
 Al2O3 (alumina) -399,00 
 
 
 
 
Hp = -94,10 + 7(-57,80) + 3(0) ⇒ Hp = -498,7 kcal 
Hp = 3(-87,30) - 7 ⇒ Hp = -268,9 kcal 
 
Hf = Hp - Hr = -498,7 kcal - (-268,9) kcal = -229,8 kcal 
 
Transformando para cal/g: 
 
-229,8 x 1000 / 254 g ⇒ Hf = - 905 cal/g 
 
 
 
Velocidade e Pressão de detonação de um explosivo 
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30 
 
A velocidade de detonação de um explosivo (VOD) é o índice mais importante do 
desempenho 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 o desempenho 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 pico 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: 
 
6
2
10x
4
VOD
PF −ρ= 
 
sendo: 
PF = pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente 
 acoplado ao furo (GPa); 
ρ = densidade do explosivo (g/cm3); 
VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s). 
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. 
 
 
 
31 
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 o desempenho do explosivo quando iniciado com diferentes 
escorvas, acessórios e diferentes materiais utilizados para o confinamento do 
tampão; 
• verificar se os explosivos e acessórios estão detonando de acordo com o valor 
fornecido pelos fabricantes. 
 
 
Sensibilidade à iniciação 
 
Define-se como a susceptibilidade de um explosivo à iniciação, isto é, se o 
explosivo é sensível à espoleta, cordel, booster (reforçador) etc. 
 
 
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 com uma velocidade muito 
baixa. 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. 
 
 
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 
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32 
de Carbono, Monóxido de Carbono, Oxigênio, Óxidos 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). 
 
A toxidez dos gases da explosão é avaliada pelo balanço de oxigênio (BO). Isto 
quer dizer que, o oxigênio que entra na composição do explosivo pode estar em 
falta ou em excesso, estequiometricamente, resultando uma transformação 
completa ou incompleta. Quando a transformação é completa, os produtos 
resultantes são CO2, H2O e N2, todos não tóxicos. Na realidade pequenas 
proporções de outros gases (NO, CO, NH3 e CH4 etc.) também são gerados, mas 
não comprometem a boa qualidade dos produtos finais. 
A pesquisa do BO de um explosivo, apresenta uma grande importância prática, 
não só do ponto de vista da formação dos gases tóxicos, mas, porque ela está 
correlacionada com a energia da explosão, o poder de ruptura e outras 
propriedades do explosivo usado. O máximo de energia é conseguido quando o 
BO é zero. Na prática, esta condição é utópica (Reis, 1992). 
Os explosivos podem ser representados pela fórmula geral: CaHbOcNdXe, onde X 
é um metal. 
Consideremos o caso da decomposição de um explosivo que não recebe 
elementos metálicos. Para uma transformação completa, teríamos: 
 
CaHbOcNd = xCO2 + yH2O + zN2 
 
Equilibrando a equação: 
 
a = x; b = 2y; d = 2x + y; c = 2x + y ⇒ c = 2a + b/2 , 
quando então a transformação é completa, tendo em vista os produtos de 
reação. 
Exemplo: 
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33 
 
Nitroglicerina: C3H5O9N3 
Oxigênio existente na molécula: 9 átomos 
Oxigênio necessário: c = 2a + b/2 = 2 x 3 + 5/2 = 8,5 átomos 
 
Há, portanto, um excesso de 0,5 átomo de oxigênio. 
 
Considerando que o peso molar da NG é de: 3 x 12 + 5 x 1 + 9 x 16 + 3 x 14 
= 227 gramas. 
 
 
 
BO = 3,52% 
 
 
Observaçã o: Explosivos mal iniciados ou desbalanceados geram mais gases 
tóxicos. 
 
 
 
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. 
 
 
 
 
 
2.4 CLASSIFICAÇÃO DOS EXPLOSIVOS 
 
 
%100
227
8
%100 xx
rinanitroglicedamolecularPeso
oxigêniodeexcessodomolecularPeso
BO ==
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34 
A figura 8 mostra como podem ser classificados os explosivos. Neste texto 
discutiremos apenas os explosivos químicos, por serem os mais utilizados pelas 
minerações e obras civis. 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 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 permissíveisFigura 8 - Classificação dos explosivos 
 
 
 
35 
Explosivos deflagrantes 
Baixos 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 100 a 1500 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 nitrato de sódio (NaN03) ........................ 75% 
- Carvão vegetal (C) ................................................................................ 15% 
- Enxofre (S) ............................................................................................ 10% 
 
 
 
 
 
2.5 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 
 
 
36 
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 absorvente e nitrato de 
sódio é, em geral, o oxidante usado. Como estabilizante, ou antiácido, 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. 
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, 
constituída de nitroglicerina + nitrocelulose + nitrato de sódio. São utilizadas 
apenas em casos especiais. Geram 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. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
37 
Semigelatinas 
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 atenuado. As composições são semelhantes 
àquelas das 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 5 mostra as % dos ingredientes dos altos explosivos. 
 
Tabela 5 - 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 
Semigelatinas sem informação 
 
 
 
 
2.6 AGENTES DETONANTES 
 
 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). 
 
 
 
38 
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$ 
0,40/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 de alumínio ao ANFO é de aumentar a 
produção de energia do mesmo. A adição de alumínio no ANFO varia de 5 a 15% 
por massa. 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 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
39 
 
 
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. 
 
 
LAMAS (SLURRIES) E PASTAS DETONANTES 
 
Desenvolvidas e patenteadas 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 6) 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. 
 
Tabela 6 - 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 % 
 
 
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 
 
 
40 
de microgotículas 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 7 mostra a composição 
básica de um explosivo em emulsão. 
 
 
 Tabela 7 - 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 
 
 
 
 
ANFO PESADO (HEAVY ANFO) 
 
A primeira patente utilizando ANFO como agente redutor de densidade foi 
concedida em 1977 (Clay, 1977) desde que os prills (grãos ou pérolas) e os 
interstícios do ANFO podem ser utilizados para aumentar a sensibilidade da 
emulsão e ao mesmo tempo aumentar a densidade do ANFO. A blendagem da 
emulsão com o ANFO ou Nitrato de amônio é conhecida como ANFO Pesado 
(tabela 8). 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. 
 
 
Tabela 8 - Composição típica do ANFO Pesado com resistência à água (Katsabanis, 1999). 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
41 
 
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 
 
 
 
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 9 apresenta um resumo das principais propriedades dos explosivos 
industriais. 
 
Tabela 9 - Algumas propriedades dos explosivos industriais. Fonte: (Fernandéz, 2000) 
 
Produto Densidade Velocidade d e Detonação Pressão de Detonação Energi a 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 (φ=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 
 
 
 
 
 
2.7 CRITÉRIOS GERAIS DE SELEÇÃO DE UM EXPLOSIVO CO MERCIAL 
 
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 
 
 
42 
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. 
Guia para seleção de explosivos disponíveis no merc ado 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 10 e 11 mostram a aplicação de cada explosivo e acessório, 
respectivamente. 
 
Tabela 10 - Equivalência de alguns explosivos come rciais disponíveis no 
 mercado brasileiro. 
TIPO DE 
EXPLOSIVO 
FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES 
EMULSÃO 
ENCARTUCHAD
A 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
ORICA 
AVIBRAS 
MAGNUM 
PIROBRÁS 
ORICA 
 
ORICA 
 
ORICA 
 
ORICA 
 
 
 
 
- POWERGEL 800 
- BRASPEX 
- MAG-GEL 100 
- PIROFORT 
- POWERGEL 800 
 SISMOGRÁFICO 
- POWERGEL RX 
800 
- POWERGEL RX 900 
 
- POWERGEL 900 E 
 1000 (EMULSÃO) 
 ALUMINIZADA 
- PREMIUM 
 
- 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 
 
 
43 
Tabela 11 - Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no mercado brasileiro. 
 
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 
furossecos. 
AQUAGEL 
(LAMAS) 
BRITANITE TOVEX E 
BRITANITE AL 
Desmonte subaquático, céu 
aberto e subterrâneo. 
GRANULADO IBQ 
 
 
AVIBRAS 
 
ORICA 
 
 
NITRON, BRITAMON 
E BRITON 
 
BRASPON 
 
POWERMIX MG 
 
 
- 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. 
 IMBEL BELGEX 
 
PV 15 
- Rochas duras e médias. 
- Rochas muito duras e 
resistentes. 
 
- Rochas muito duras e 
resistentes. 
- Carga de fundo. 
SEMIGELATINA IMBEL TRIMONIO Carga de coluna em desmonte a 
Céu aberto. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
44 
 
3. ACESSÓRIOS DE INICIAÇÃO 
 
3.1 Introdução 
 
Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os acessórios de iniciação de 
desmonte de rochas por explosivos vêm sofrendo, desde os anos 40, um 
acentuado desenvolvimento tecnológico, objetivando alcançar os seguintes 
resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior precisão nos tempos de 
retardo, maior segurança e facilidade no manuseio, redução dos problemas 
ambientais gerados durante os desmontes, menor custo por unidade de rocha 
desmontada. 
 
3.2 Histórico 
Os acessórios surgiram a partir do momento em que o homem tendo 
conhecimento do poder do explosivo, pólvora negra, que até então era utilizada 
em armas de fogo e em fogos de artifícios, decidiu utilizá-la na atividade de 
mineração. No ano de 1613, Morton Weigold sugeriu a utilização de explosivos 
nas minas da região da Saxônia. Porém sua idéia não obteve sucesso. Em 
fevereiro de 1627, Kaspar Weindl, nascido na região do Tirol, nos Alpes 
austríacos, realizou uma detonação na mina real de Schemnitz, em Ober-
Biberstollen, na Hungria, sendo esta, a primeira detonação em mineração que se 
tem notícia. Provavelmente, Kaspar Weindl utilizou um acessório, também de 
pólvora negra, para iniciar a carga explosiva. Possivelmente este primeiro 
acessório teria sido uma trilha, que descia acesa ao furo, preenchido por pólvora 
negra. O sistema era muito inseguro e impreciso (Rezende, 2002). 
 
 
 
 
3.3 Generalidades 
Prof. Valdir Costa e Silva 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
45 
 
Os explosivos industriais tem um certo grau de estabilidade química que os 
tornam perfeitamente manuseáveis, dentro de condições normais de segurança. 
Para desencadear a explosão, será necessário comunicar ao explosivo uma 
quantidade inicial de energia de ativação, suficientemente capaz de promover as 
reações internas para sua transformação em gases. Uma vez iniciada esta 
reação, ela se propaga através de toda a massa explosiva. Esta energia inicial 
provocadora é comunicada sob forma de choques moleculares, oriundos de 
calor, chispas, atrito, impacto etc. 
Os acessórios de detonação são destinados a provocar estes fenômenos iniciais 
de uma forma segura. Alguns deles são destinados a retardar a explosão, 
quando isto for desejável. 
Podemos, pois, dizer que os acessórios de detonação são dispositivos, 
aparelhos ou instrumentos usados na operação de explosão, para se obter 
explosão segura e eficaz. 
Se o acessório iniciador não comunicar uma energia de ativação satisfatória para 
ocasionar uma iniciação desejável, pode resultar, simplesmente, na queima dos 
explosivos, sem detoná-lo. A eficiência da explosão está intimamente ligada ao 
modo pelo qual foi iniciado, pois, sabemos que, a energia desenvolvida pelo 
corpo, pela sua decomposição, for inferior a energia inicial de ativação, a reação 
não se propagará (Reis, 1992). 
 
3.4 Principais acessórios transmissores de energia 
 
Estopim de Segurança 
Acessório desenvolvido para mineração, por William Bickford, na Inglaterra, no 
ano de 1831. O estopim de segurança, ou estopim, conduz chama com 
velocidade uniforme a um tempo de queima constante de 140 s (± 10 s) por 
metro, para ignição direta de uma carga de pólvora ou detonação de uma 
espoleta simples. Constituída de um núcleo de pólvora negra, envolvida por 
 
 
46 
materiais têxteis que, por sua vez, são envolvidos por material plástico ou outro, 
visando sua proteção e impermeabilização. 
Para se iniciar o estopim, poder-se-á usar palitos de fósforos comuns e isqueiros. 
 
Espoleta simples 
Alfred Nobel, conhecedor do poder da nitroglicerina, por vários anos tentou criar 
uma carga de iniciação que pudesse detonar este explosivo. Após várias 
tentativas fracassadas, utilizando-se de uma mistura de pólvora negra e 
nitroglicerina, observou que a nitroglicerina molhava a pólvora negra reduzindo 
assim a capacidade de queima. Então, no ano de 1863 ele desenvolveu o que 
seria chamado do primeiro protótipo da espoleta simples. 
A espoleta simples consta de um tubo, de alumínio ou cobre, com uma 
extremidade aberta e outra fechada, contendo em seu interior uma carga 
detonante constituída por uma carga chama primária, ou de ignição, cujo 
explosivo é a azida de chumbo Pb (N3)2, e uma carga básica de PETN - 
Tetranitrato de pentaeritritol (C2H4N2O6). A razão destas duas cargas, é devido 
ao fato de que a azida de chumbo é um explosivo fulminante que pode ser 
iniciado à custa de uma fagulha. A azida de chumbo, uma vez iniciada pela 
faísca do estopim, faz detonar a carga de PETN. Os tipos mais comuns das 
espoletas encontradas no mercado são do tipo n.º 6 (massa de 0,325 g de 
PETN e 0,3 g de misto iniciador) e a n.º 8 (massa de 0,5 g de PETN e 0,3 g de 
misto iniciador). 
A cápsula de cobre só é usada para casos particulares, porque a presença de 
umidade contendo gás carbônico, a azida de chumbo pode se transformar em 
azida de cobre, que é muito mais sensível e, portanto, mais perigosa. 
 
Espoletas Elétricas 
As exigências do mercado com relação à necessidade de um acessório que 
oferecesse um maior controle da detonação levaram H. Julius Smith a inventar a 
espoleta elétrica em 1876. A grande idéia que este cientista teve foi a de utilizar 
o conceito da lâmpada e da espoleta simples, para criar a espoleta elétrica. Esta 
 
 
47 
novidade, que poderia ser chamada de cruzamento entre os dois acessórios, 
tinha como princípio de funcionamento uma fonte de energia elétrica que gerava 
um aquecimento pelo efeito joule, em uma ponte de fio altamente resistente, 
incandescente, capaz de desencadear a detonação da carga explosiva de 
ignição da cápsula, formada por uma pequena substância pirotécnica. 
A espoleta elétrica é um iniciador ativado por corrente elétrica. 
O tipo instantâneo funciona em tempo extremamente curto quando a corrente 
circula pela ponte elétrica. 
O tipo retardo, por ação de um elemento de retardo, proporciona um tempo de 
espera controlado entre suas iniciações e a detonação da espoleta propriamente 
dita. 
Tempo de Espera: 
 0 a 5 s ........................................................................... Série S 
 25 a 1000 ms ................................................................ Série MS 
 
As espoletas elétricas são empregadas em trabalhos cujo a iniciação deva ser 
controlada com rigor (prospecção geofísica) ou em condições onde não seja 
possível o uso do cordel detonante (carga de abertura de forno metalúrgico). 
 
Cordel Detonante 
Histórico 
• França – 1879 
 Tubos finos de chumbo, carregados com nitrocelulose que depois eram 
estirados. 
• Áustria – 1887 
 Fulminato de mercúrio, misturado com parafina, envolto por uma fiação de 
 algodão; VOD = 5000 m/s. 
• França – 1906 
 Melinte (trinitro fenol fundido misturado com pó de nitrocelulose); VOD = 7000 
 m/s. 
• Alemanha – 1910 
 
 
48 
 TNT fundido envolvido por tubos flexíveis de estanho; VOD = 5400 m/s. 
• Europa – 1920 
Pentaeritritol (nitropenta) envolvido por uma fiação de algodão parafinado ou 
coberto com betume ou uma capa de chumbo. 
• Cobertura de chumbo – anos 50. 
• CoberturaPlástica – Meados da década de 50. 
 
Definição 
O cordel detonante é um acessório de detonação consistindo, essencialmente, 
de um tubo de plástico com um núcleo de explosivo de alta velocidade - 
nitropenta (C5H8N4O12) - e de materiais diversos que lhe dão confinamento e 
resistência mecânica. 
 
O cordel detonante é usado para iniciar cargas explosivas simultaneamente, ou 
com retardos em lavra a céu aberto e/ou subsolo. A sua velocidade de detonação 
é de, aproximadamente, 7000 m/s. Muito embora a alta velocidade e violência de 
explosão, o cordel detonante é muito seguro no manuseio e impermeável. 
Vantagens do cordel detonante em relação às espoletas elétricas: 
a) as correntes elétricas não o afetam; 
b) permite o carregamento das minas em regime descontínuo, com o uso de 
espaçadores; 
c) é muito seguro, pois, não detona por atrito, calor, choques naturais ou 
faíscas; 
d) detona todos os cartuchos, ao longo dos quais está em contato. 
A iniciação do cordel se faz com espoletas simples ou instantâneas, firmemente 
fixadas ao lado do cordel detonante com fita adesiva, e com sua parte ativa, isto 
é, o fundo, voltado para a direção de detonação. 
O cordel detonante é fabricado com as seguintes gramaturas: NP-10 (10 g/m de 
Nitropenta ± 10%), NP-5 (5 g/m de Nitropenta ± 10%), NP-3 (3 g/m de Nitropenta 
± 10%). 
 
 
49 
Retardo Bidirecional não elétrico para Cordel Deton ante 
 
O retardo de cordel é um tubo metálico, revestido de plástico, iniciado em um dos 
extremos pelo cordel, ao passar pelo dispositivo, sofre uma queda de velocidade, 
enquanto queima o misto de retardo. Terminada esta queima, ele detona o cordel 
na sua extremidade. Os retardos de cordel, denominados “osso de cachorro”, são 
fabricados com os seguintes tempos de retardos: 5 ms, 10 ms, 20 ms, 30 ms, 50 
ms, 75 ms, 100 ms e 200, 300 ms. 
 
Sistema não Elétrico com Linha Silenciosa 
 
O sistema não elétrico de iniciação, com linha silenciosa, foi desenvolvido por P. 
A. Person, nos laboratórios da empresa Nitro Nobel, na Suécia, entre 1967 e 
1968. Consiste basicamente de uma espoleta comum, não elétrica, conectada a 
um tubo de plástico transparente, altamente resistente, com diâmetro externo e 
interno de 3 mm e 1,5 mm, respectivamente. O tubo plástico contém, em média, 
uma película de PETN pulverizada de 20 mg/m de tubo, que, ao ser iniciada, 
gera uma onda de choque, causada pelo calor e expansão dos gases dentro do 
tubo, que se propaga com uma velocidade, aproximadamente, de 2000 m/s. 
Essa reduzida carga explosiva, geradora da onda de choque, que se desloca 
através do tubo, não chega a afetar o lado externo do mesmo, porém, inicia a 
espoleta instantânea ou de retardo. O sistema oferece inúmeras vantagens 
quando comparado a outros acessórios. Entre elas, baixo ruído, é insensível à 
corrente elétricas e parasitas, não destrói parte da coluna de explosivo dentro do 
furo, diferentemente do cordel, seu tubo não detona nenhum tipo de explosivo 
comercial, permite a iniciação pontual, contribuindo para diminuir a carga por 
espera. 
Esse sistema apresenta a seguinte desvantagem em relação ao cordel 
detonante: quando a coluna de explosivos encartuchados perde o contato, a 
depender do “Air Gap”, alguns cartuchos podem não ser iniciado. 
 
 
 
 
50 
Detonador Eletrônico 
Acompanhando a evolução tecnológica, o mercado desenvolveu o Sistema de 
Retardo Eletrônico, que consiste de uma espoleta de retardo eletrônico, fácil de 
usar, programável, para todo tipo de desmonte em mineração e na construção 
civil, podendo ser usado tanto em obras a céu aberto como subterrâneas. 
O detonador eletrônico apresenta o mesmo layout e diâmetro de uma espoleta 
elétrica de retardo convencional. A grande diferença reside em que cada 
espoleta pode ter seu tempo de retardo programado individualmente. Contém, 
em média, 790 mg de PETN (Tetra Nitrato de Penta Eritritol), como carga de 
base, e 90 mg de azida de chumbo, como carga primária, ponte de fio de alta 
resistência (inflamador) e um circuito eletrônico que contém um microchip 
inteligente e dois capacitores eletrônicos - um para assegurar a autonomia do 
detonador e o segundo para iniciar o inflamador. Ideal para uso nos altos 
explosivos comerciais sensíveis à espoleta, podendo também, ser usado para a 
detonação de boosters. 
Programação da unidade 
Cada detonador contém um microchip, possibilitando estabelecer o tempo de 
retardo através da unidade de programação individualmente, segundo a 
conveniência e a necessidade da seqüência de saída dos furos. Outros sistemas 
utilizam um código de barra, que permite identificar o tempo de retardo de cada 
espoleta, através de um scanner manual. Quando a unidade é registrada, o 
scanner estabelece automaticamente um incremento de tempo no retardo em 
relação ao seu predecessor ou permite que o usuário especifique o tempo de 
retardo. Estas informações ficam estocadas no scanner sendo transferidas, 
posteriormente, para a máquina detonadora. 
Desde que a unidade de programação registra o tempo de retardo de cada 
unidade, é irrelevante a seqüência em que cada detonador é conectado, isto é, 
cada unidade detonará no tempo especificado pela unidade de programação. 
 
 
51 
Ligação no campo 
Após os fios de cada espoleta serem conectados a uma unidade de 
programação, três parâmetros de identificação são atribuídos para cada 
detonador: número do furo, seqüência de saída e o tempo de retardo. Existe a 
possibilidade em qualquer instante ser checado ou modificado o seu tempo de 
retardo. Após a programação de cada detonador, elas são conectadas à linha de 
desmonte através de um conector. Duas linhas, então, são conectadas à 
maquina detonadora, que armazena todos os dados contidos na unidade de 
programação. Caso ocorra curto-circuito ou existam fios desconectados, um 
aviso é dado pela máquina detonadora, bem como sugestões para sanar o 
problema. 
 
Em desmontes mais complexos, é possível programar os tempos de retardo dos 
detonadores, bem como a seqüência de saída dos furos, utilizando-se um 
notebook, transferindo-se, em seguida, através de um disquete, para a máquina 
detonadora, cuja memória tem capacidade de armazenar dados de até 3 planos 
de fogo. 
O fogo é iniciado quando o operador pressiona, simultaneamente, o botão de 
detonação e o de carga na máquina detonadora. Algumas máquinas 
detonadoras, por questão de segurança, exigem a senha (password) do 
operador. A depender do sistema, até 200 espoletas podem ser utilizadas em um 
mesmo desmonte. Outro recurso do sistema consiste do operador poder 
programar na máquina detonadora o instante em que os mesmos desejam que o 
fogo seja iniciado em um determinado turno. 
Precisão 
Medições realizadas nos tempos de detonação dos iniciadores eletrônicos em 
uma mina na França, em julho/97, através de fotografias ultra-rápida e 
sismogramas dos desmontes, os valores observados apresentaram uma 
diferença de tempo de retardo, em relação aos teóricos, de ± 3 ms. 
 
 
52 
Comprovando a grande precisão dos detonadores eletrônicos em relação aos 
sistemas convencionais de iniciação. 
Segurança 
O detonador eletrônico é imune à eletricidade estática, a sinais de rádio e à 
detonação pré-matura pelos detonadores apresentarem as seguintes 
características eletrostáticas e eletromagnéticas, respectivamente: 2000 pF – 10 
KV – 0 Ω, 150 KHz a 1 GHz/40 V/m. 
Benefícios 
Os detonadores eletrônicos apresentam os seguintes benefícios aos desmontes 
de rochas: 
• alta precisão no tempo de retardo (± 3 ms); 
• todos detonadores são idênticos, podendo os tempos de retardo serem 
 programados livremente e a qualquer instante; 
• o sistema permite a detecção de possíveis falhas nas ligações, sugerindo 
 medidas de correção; 
• as ligações dos furos são facilmente efetuadas, não necessitando de mão-de- 
 obra especializada; 
• pornão ser necessária a utilização de retardos de superfície, ocorre uma 
 redução considerável nos custos com acessórios de iniciação; 
• redução do nível de vibração e ultralançamento dos fragmentos rochosos, em 
 função da grande precisão que evita a sobreposição dos tempos de retardo; 
• redução do nível de ruído e pulso de ar, pela iniciação ser elétrica; 
• melhor fragmentação da rocha em função da precisão e da grande faixa de 
 tempo de retardo (de 1 até 6000 ms) e da possibilidade de escolha do tempo 
 de retardo pelo usuário; 
• seguro, por ser insensível a cargas estáticas e eletromagnéticas; 
• aumento da eficiência do explosivo, pela iniciação ser pontual; 
 
 
53 
• redução da necessidade de estoque de espoletas, visto que todas são 
idênticas. A programação do tempo de retardo é feita durante o carregamento 
dos furos. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
54 
A tabela 12 mostra a equivalência de alguns acessórios fabricados no mercado 
brasileiro. 
Tabela 12 - Equivalência de alguns acessórios comerciais disponíveis no mercado 
brasileiro. 
 
TIPO DE 
ACESSÓRIO 
FABRICANTE NOME 
COMERCIAL 
APLICAÇÕES 
ESPOLETA 
ELÉTRICA 
SISMOGRÁFICA 
ORICA 
 
MANTESIS Especial para prospecção 
sísmica. 
ESPOLETA 
SIMPLES 
ORICA 
BRITANITE 
 
IMBEL 
 
MANTESPO 
ESPOLETA N° 8 
BRITANITE 
BELDETON 
 
Iniciar cargas explosivas de 
pequeno diâmetro ou cordéis por 
meio de estopim . 
ESTOPIM DE 
SEGURANÇA 
ORICA 
PIROBRÁS 
ORICA 
BRITANITE 
IMBEL 
PIROBRÁS 
 
COBRA 
COMUM PIONEIRO 
MANTOPIM 
BRITAMPIM 
BELPIM 
PIROPIM 
- Destinado à iniciação de 
espoletas simples e pólvoras. 
 
- Iniciação de cargas explosivas 
 e fogacho. 
CORDEL 
DETONANTE 
ORICA 
BRITANITE 
IMBEL 
PIROBRÁS 
 
MANTICORD 
BRITACORD 
BELCORD 
PIROCORD 
 
Iniciação de cargas explosivas, 
iniciação do Nonel, Brinel, Piro-
Nel, Mag-nel, Exel etc. 
CORDEL 
DETONANTE 
REFORÇADO 
ORICA 
 
CORDTEX 
 
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 
 
AMPLEX 
BRITEX/BOOSTER 
BRITANITE 
PIROFORT 
Reforçar a iniciação de qualquer 
tipo de explosivo. 
 
SISTEMA DE 
RETARDO NÃO 
ELÉTRICO 
(LINHA 
SILENCIOSA) 
ORICA 
BRITANITE 
IMBEL 
PIROBRÁS 
 
 
EXEL 
BRINEL 
NONEL 
PIRO-NEL 
 
 
Destinado a retardar em 
milesegundos, a iniciação das 
cargas explosivas. 
DETONADOR 
ELETRÔNICO 
ORICA I-KOON Destinado a retardar em 
milesegundos, a iniciação das 
cargas explosivas. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
55 
 
4. MECANISMOS DE RUPTURA DA ROCHA 
A finalidade desmonte por explosivo é de converter a rocha em vários fragmentos menores para 
que possam ser escavados, transportados e britados pelos equipamentos 
disponíveis. 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 à ação das ondas de 
choque. Inicia pela deflagração da reação química do explosivo, 
termodinamicamente instável. 
Para SCOTT (1996), a fase dinâmica corresponde à 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 9. 
Assim, separam parte do maciço rochoso em fragmentos de rochas. A medida 
 
 
56 
em que os gases são liberados, ocorre o lançamento dos blocos, consumando-se 
o desmonte de rocha propriamente dito (Magno, 2001). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 9 – 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. 
 
Reflexão da onda de choque 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
57 
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 ruptura 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 10 apresenta um resumo dos principais mecanismos de ruptura da 
rocha. 
 
 
 Figura 10 - Principais mecanismos de ruptura da r ocha. 
Ruptura por flexão 
 
 
58 
A pressão exercida pelos gases da explosão faz com que a rocha atue como 
uma viga, produzindo a deformação e fraturamento na mesma pelos fenômenos 
da flexão (figura 11). 
 
 
 
 Figura 11 - Mecanismo de ruptura por flexão. 
 
 
59 
5. PLANO DE FOGO - A CÉU ABERTO 
 
5.1 Introdução 
A partir da década de 50 desenvolveu-se um grande número de fórmulas e 
métodos de determinação das variáveis geométricas: afastamento, 
espaçamento, subperfuração etc. Estas fórmulas utilizavam 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. 
 
5.2 Desmonteem banco 
 
Aplicações 
As aplicações mais importantes são: escavação de obras públicas e mineração a 
céu aberto. 
 
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. 
Uma produção elevada requer furos maiores. A produção não aumenta 
linearmente em relação ao diâmetro do furo, mas praticamente de uma forma 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
60 
quadrática, o que depende da capacidade dos diferentes equipamentos de 
perfuração. 
 
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: 
a) as condições de estabilidade da rocha que compõe o maciço e a segurança 
nas operações de escavação; 
b) o volume de produção desejado, o qual determinará o tipo e o porte dos 
equipamentos de perfuração, carregamento e transporte; 
c) 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, considere o exemplo de uma mineração em 
bancadas cuja cava tenha 60 metros de profundidade conforme a figura 12 
(Carlos, 1998). 
 
 1º CASO 2º CASO 
 
 
 
 
 
 
 
 60 m 
 
 
 
 
 
 
 15 m 
 10 m 
 
 
Figura 12 - Comparativo entre a utilização de bancadas de diferentes alturas. 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
61 
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 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 itens de custo são iguais ou 
aproximadamente iguais tanto para a bancada de 10 m quanto para a bancada 
de 15 m: 
 
a) 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; 
b) a metragem de subperfuração, a qual não contribui com nenhum acréscimo 
para o volume de material detonado; 
c) o consumo de acessórios utilizados na ligação dos furos na superfície 
 superior da bancada; 
d) a mão-de-obra utilizada no carregamento dos fogos de uma das bancadas; 
e) 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 itens listados acima, sofreriam uma redução de 33 % se 
optássemos pelo segundo caso no exemplo da figura 11. 
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: 
 
a) a precisão da perfuração torna-se cada vez menor à 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; 
 
 
62 
b) devido aos mesmos desvios, há sempre um risco de acidentes com 
 ultralançamento; 
c) 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; 
d) 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; 
e) 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. 
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. 
 
Granulometria exigida 
 
É função do tratamento e utilização posterior do material, e em alguns casos 
indiretamente da capacidade dos equipamentos de carga. 
O tamanho dos 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 73, cc sendo: cc = capacidade da caçamba, em m
3 . 
 
 
 
63 
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. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
64 
5.3 VARIÁVEIS GEOMÉTRICAS DE UM PLANO DE FOGO 
 
 
A figura 13 mostra as variáveis geométricas de um plano de fogo. 
 
 
 
Figura 13 - Variáveis geométricas de um plano de f ogo. 
 
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; θ = 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. 
 
 
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. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
65 
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 severa. 
 
AFASTAMENTO EXCESSIVO - Grande emissão de gases dos furos 
contribuindo para um ultralançamento dos fragmentos rochosos a 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: 
 
e
r
e dxA 





+





= 5,120123,0
ρ
ρ
 
 
sendo: ρe = densidade do explosivo (g/cm3); 
 ρr = densidade da rocha (g/cm3); 
 de = diâmetro do explosivo (mm). 
CONSIDERAÇÕES SOBRE O DESMONTE DE ROCHAS 
 
 
 
66 
Um dos fatores que interferem na qualidade do desmonte de rocha é a razãoY 
entre a altura da bancada (Hb)e o afastamento (A). A tabela 13 tece alguns 
comentários acerca desta relação. 
 
Tabela 13 - 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 boa fragmentação 
 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 linha. 
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 += 
 
- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser usada: 
 
No caso de bancada alta (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: 
 
8
)7( AH
E b
+
=
 
 
67 
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 engasgamento da rocha no pé da bancada. Caso não seja observada esta 
subperfuração, a base não será arrancada 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 os operários e os 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 bf 




 −+=
100
1
cos
α
α
 
 
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 
 
 
68 
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 a 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. 
 
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 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=
π
ρ
2
4000
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
69 
onde: de = diâmetro do explosivo (mm); 
 ρe = densidade do explosivo (g/cm3). 
 
Altura da carga de fundo (H cf ) 
A carga de fundo é uma carga reforçada, necessária no fundo do furo onde 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 
desmontes, é de reduzi-la cada vez mais para diminuir os custos com explosivos. 
 
 Hcf = 0,3 x Hc = 0,3 x (Hf - T) 
 
 
 
 Altura da carga de coluna (H cc ) 
 
 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) 
 
 
70 
 
)/( 3mg
V
CT
RC = ou 
 
 
)/( tg
V
CT
RC
rρ
= 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
5.4 EXEMPLOS DE CÁLCULO DE PLANO DE FOGO 
 
 
71 
 
Exemplo 1 
 
Dados: 
Rocha: calcário 
Altura da bancada: 15,0 m 
Diâmetro da perfuração: 101 mm (4”) 
Angulo de inclinação dos furos: 20° 
Explosivo utilizado: ANFO (94,5/5,5); ρ = 0,85 g/cm3 
Densidade da rocha: 2,7 g/cm3 = 2,7 t/m3 
Condição de carregamento: furos secos. 
 
a) Cálculo do Afastamento (A) 
 
e
r
e Dx5,120123,0A 





+





ρ
ρ
= 
 
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 bf 6,168,0100
20
1
20cos
15
100
1
cos
=




 −+=




 −+= ο
α
α
 
d) Cálculo do Espaçamento (E) 
 
 
72 
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) 
 
 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=
π
ρ
2
4000
 
 
Para o ANFO: 
( )
mKgxx
d
RL e
e
ANFO /8,685,04000
10114,3
4000
22
=== ρ
π
 
 
 
g) Cálculo da altura da carga de explosivo (H e) 
 
 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 
 
h) Cálculo do volume de rocha por furo (V) 
 
V = Hb x A x E = 15 x 2,6 x 3,6 = 140,4 m
3 
j) Cálculo da razão de carregamento (RC) 
 
 
 
73 
tg
mtxm
kg
mg
m
kg
V
CE
RC /48,265
/7,24,140
64,100
/81,716
4,140
64,100
33
3
3
=====
 
 
l) Cálculo da Perfuração Específica (PE) 
 
 
t
m
04,0
m/t7,2
m/m12,0
oum/m12,0
m4,140
m6,16
V
H
PE
3
3
3
3
f ==== 
 
 
 
Exemplo 2 
 
Considere os dados do problema anterior, assuma que um total de 4481 m3 de 
rocha deve ser escavada. Dados: 
 
Custo com explosivos e acessórios : 
� ANFO: R$ 0,9/kg 
� 32 Boosters (um por furo): R$ 6,0 / unidade ⇒ R$ 6,0 x 32 = R$ 192,00 
� 2 Retardos de superfície de 30 ms: R$ 6,0 / unidade ⇒ 6,0 x 2 = R$ 12,0 
� Cordel detonante (581 m): R$ 0,45/m ⇒ R$ 0,45 x 581 = R$ 261,45 
� 2 estopins espoletados: R$ 0,85 ⇒ R$ 0,80 x 2 = R$ 1,60 
 
Custo da perfuração da rocha / m : 
� Acessórios da perfuratriz: R$ 0,81 
� Mão de obra: R$ 1,50 
� Custo do equipamento e compressor: R$ 2,01 
� Combustível, graxas, lubrificantes etc. : R$ 1,20 
 Total: R$ 5,52 / m 
Determinar o custo do desmonte por m3 e tonelada (perfuração + explosivos + 
acessórios). 
 
 
74 
a) Cálculo do número de furosnecessários (NF) 
 
NF = (m3 necessários) : (volume de rocha por furo) = 4481 : 140,4 = 32 
 
 
b) Cálculo do total de metros perfurados (MP) 
 
 MP = NF x Hf = 32 x 16,6 = 531,2 m 
 
 
c) Cálculo do total de explosivos (TE) 
 
TE = NF x CE = 32 x 100,64 kg = 3220,48 kg 
 
d) Cálculo do custo dos explosivos e acessórios (CEA) 
 
 Custo com explosivo (CCE): 
 
 CCE = ANFO = R$ 0,9 x 3220,48 Kg = R$ 2.898,43 
 
 Custo com acessório (CA ): 
 
 CA = R$ 192 + R$ 12 + R$ 261,45 + R$ 1,6 = R$ 467,05 
 
 Custo com explosivo e acessório (CEA) 
 
 CEA = CCE + CA = R$ 2.898,43 + R$ 467,05 = R$ 3.365,48 
 
e) Cálculo do custo da perfuração (CP) 
 
 CP = MP x custo/m = 531,2 m x R$ 5,52/m = R$ 2.932,22 
 
 
 
75 
f) Cálculo do Custo Total do Desmonte (Perfuração + Explosivos e acessórios ) 
[CTD] 
 
 CTD = CP + CEA = R$ 2.932,22 + R$ 3.365,48 = R$ 6.297,70 
 
g) Custo por m 3 
 
 (R$ 6.297,70 : 4481 m3) = R$ 1,41 / m3 
 
h) Custo por tonelada 
 
 [R$ 6.297,70 : (4481 m3 x 2,7 t/m3)] = R$ 0,52 / t 
 
 
Exemplo 3 
 
Cálculo do Plano de Fogo usando Cartuchos 
Dados: 
Rocha: granito 
Altura da bancada: 7,5 m 
Diâmetro da perfuração: 76 mm (3”) 
Angulo de inclinação dos furos: 15° 
Explosivo utilizado: Emulsão encartuchada; ρ = 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 = 2,5 t/m3. 
 
a) Cálculo do Afastamento (A) 
 
 mxA 0,2645,1
5,2
15,1
20123,0 ≅





+




= 
 
 
 
76 
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 (H f) 
 
mxSx
H
H bf 2,86,0100
20
1
15cos
5,7
100
1
cos
=




 −+=




 −+= ο
α
α
 
 
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: 
 
 
 
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 (H ce) 
 
 Hce = Hf - T = 8,2 m - 1,4 m = 6,8 m 
g) Cálculo do número de cartuchos da carga de expl osivo (N Ce) 
 
 11
610,0
8,6
.
===
m
m
cartuchodoComp
H
N ccCe 
 
i) Cálculo da massa da carga de explosivo (CE) 
 
( )
m
xAH
E b 7,2
8
275,7
8
)7(
=
+
=
+
=
 
 
77 
Como a razão linear do cartucho (RL) de 64 mm x 610 mm é de 3,7 kg/m, 
teremos: 
 
 CE = Hce x RL = 6,8 m x 3,7 kg/m = 25,16 kg 
 
j) Cálculo do volume de rocha por furo (V) 
 
 V = Hb x A x E = 7,5 m x 2,0 m x 2,7 m = 40,5 m
3 
 
k) Cálculo da razão de carregamento (RC) 
 
 RC = CE : V = 25,15 kg : 40,5 m3 = 621 g/m3 = 621 : 2,5 = 248,4 g/t 
 
 
l) Cálculo da Perfuração Específica (PE) 
 
 
t
m
08,0
m/t5,2
m/m20,0
oum/m20,0
m5,40
m2,8
V
H
PE
3
3
3
3
f ==== 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
78 
6. 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 
 - 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 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
79 
 
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. 
 
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 14 analisa os diversos perfis de uma pilha de rocha desmontada. 
 
(As figuras 15-(a) e 15-b) mostram a altura da pilha apropriada para a pá 
carregadeira, e para a escavadeira a cabo e hidráulica, respectivamente. 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
80 
 
 Figura 14 - Perfis de pilhas de rochas desmontadas . 
 
 
 
 
 
81 
 
Figura 15: a) altura de pilha apropriada para a pá carregadeira de pequeno porte; 
 b) altura da pilha apropriada para escavadeiras a cabo e hidráulica. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
82 
 
7. EFEITO DOS RETARDOS NOS DESMONTES DE ROCHAS 
 
A iniciação simultânea de uma fila de furos permite um maior espaçamento e 
conseqüentemente 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 16, 17 e 18 mostram diferentes tipos de ligação. 
 
Prof. Valdir Costa e Silva83 
 
 Figura 16: a) ligação em um banco que apresenta apenas uma face livre; 
 b) ligação em um banco que apresenta duas faces livres. 
 
 
84 
 
 Figura 17 - Ligação em “V” utilizada para se obter uma pilha mais alta e uma melhor 
fragmentação, utilizando o sistema de iniciação de tubos de choque. 
 
 
 
85 
 
 Figura 18 - Sistema de iniciação “down -the-hole” utilizada para evitar cortes na ligação. 
 
 
 
 
86 
8. MÉTODOS DE AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DO DESMO NTE DE 
ROCHA 
 
 
 Nas operações mineiras utilizam-se os seguintes métodos: 
 
� análise quantitativa visual; 
� método fotográfico; 
� método fotogramétrico; 
� fotografia ultra-rápida 
� estudo da produtividade dos equipamentos; 
� curva granulométrica completa (Fragmentation Photoanalysis System - 
WipFrag); 
� volume do material que requer fragmentação secundaria (fogacho); 
� interrupções pela presença de matacões no britador primário. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
87 
9. ESCAVAÇÃO DE TÚNEIS E GALERIAS COM O USO 
 DE EXPLOSIVOS 
 
9.1 HISTÓRICO 
 
É possível que as primeiras aberturas de túneis foram elaboradas pelo homem 
(mulher) pré-histórico (a), objetivando ampliar suas cavernas, primeiras moradas 
naturais. Todas as civilizações da antiguidade desenvolveram métodos de 
abertura de túneis. Na Babilônia, os túneis eram usados extensivamente para 
irrigação e uma passagem para pedestres, revestido por alvenaria de tijolos com 
comprimento de 500 m, foi construído por volta de 2180-2160 A.C. sobre o rio 
Eufrates, e que ligava o palácio o palácio real com o templo. A construção foi 
procedida por desvio do rio, ou construção de uma ensecadeira, na estação 
seca. 
Os egípcios desenvolveram técnicas para o corte de rochas macias, com serras 
de cobre, e perfuratrizes de canos ocos, ambas circundadas com abrasivos, uma 
técnica possivelmente primeira usada para a lavra de rochas ornamentais. O 
templo de Abu Simbel no rio Nilo foi construído em arenito, em 1250 A.C. por 
Ramsés II. 
Tanto os gregos como romanos fizeram extensivo uso de túneis para retificar 
cursos d’água por drenagem para obtenção de água por aquedutos; como 
exemplo, temos o túnel d’água grego na ilha de Samos, aberto em calcário por 
uma extensão de 1 km, com seção transversal de 2 m2. 
O maior túnel da antiguidade foi rodoviário (o túnel de Pausilippo) de 1500 m de 
comprimento com largura de 8 metros e 9 m de altura, entre Nápoles e Pozzuoli, 
executado em 36 A.C. 
Para evitar a necessidade de revestimento, a maioria dos túneis foi localizada em 
rochas sólidas que eram fragmentadas (lascadas) pelo chamado fogo resfriado, 
um método envolvendo o aquecimento da rocha com fogo, seguido de seu súbito 
resfriamento por lançamento de água fria. Os métodos de ventilação eram 
primitivos, freqüentemente se limitavam à agitação de leques nas bocas dos 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
88 
poços, e a maioria dos túneis custou a vida de centenas ou mesmo milhares de 
escravos utilizados como trabalhadores. 
Em 41 D.C. os romanos usaram cerca de 20.000 homens por 10 anos para abrir 
um túnel de 6 km para drenar o lago Fucinus. 
O primeiro dos diversos túneis hidroviários foi o do canal “du Medi” túnel francês 
construído de 1666-1681 por Pierre Riquet como parte do primeiro canal ligando 
o oceano Atlântico ao mar Mediterrâneo através da Europa Central. 
Simultaneamente, a abertura de túneis ferroviários espetaculares foi iniciada na 
Europa Central através dos Alpes. O primeiro deles, o túnel Mont Cenis 
necessitou de 14 anos (1857-1871) para ser completado em seus 14 km. Seu 
engenheiro, Germain Sommeiller, introduziu várias técnicas pioneiras, incluindo 
carretas de perfuração sobre trilhos, compressores de ar hidráulicos e 
acampamento de operários completos com dormitórios, residências, escolas, 
hospitais e áreas recreativas além de oficinas de reparos. Sommeiller também 
projetou uma perfuratriz a ar que se tornou possível o avanço da face do túnel a 
razão de 4,5 m por dia. Estas perfuratrizes foram usadas em vários túneis 
europeus posteriores, após a substituição das brocas por outras mais resistentes 
desenvolvidas por Simon Ingersoll e outros nos Estados Unidos, na obra do túnel 
de Hoosac. 
No Brasil o privilégio para a construção e exploração industrial de uma estrada 
de ferro que partisse de Santos, alcançasse São Paulo e fosse em direção à 
então vila de Judiai, foi iniciado pelo Barão de Mauá para a constituição de uma 
empresa, que mais tarde se chamaria “São Paulo Railway Company”. O primeiro 
sistema funicular, ou “Serra Velha”, consistia de 8 km de rampas de 10% por 
onde os trens se deslocavam através de um sistema de duas pontas chamado 
“tail-end”. Foi inaugurado em 29 de julho de 1864, e aberto ao tráfego na 
inauguração de toda estrada em 1867. 
A abertura de túneis sob rios era considerada impossível até o desenvolvimento 
da couraça protetora, na Inglaterra, por Mar Brunel, um engenheiro imigrante 
francês. O primeiro uso da couraça foi em 1825 no túnel de Wapping-Rotherhithe 
através das argilas do rio Tamisa. 
 
 
89 
As esporádicas tentativas do sonho dos engenheiros e túneis de possuir uma 
escavadora mecânica rotativa foram coroadas com êxito em 1954, na barragem 
de Oahe no rio Missouri perto de Pierre no Dakota do Sul (Hennies, W. T. & 
Silva, L. A. A, 1997). 
Inaugurada em dezembro de 2002, a pista descendente da Rodovia dos 
Imigrantes é um marco na história da engenharia rodoviária do Brasil. A maior 
obra do gênero na América Latina aliou alta tecnologia à preocupação com o 
meio ambiente para oferecer uma nova alternativa na ligação do Planalto 
Paulista com a Baixada Santista. 
A redução do impacto ambiental foi enorme. A primeira pista das Imigrantes, 
construída nos anos 70, afetou 1.600 hectares de Mata Atlântica. A nova pista, 
que elevou em 70% a capacidade do Sistema Anchieta-Imigrantes, afetou 
apenas 40 hectares, graças às soluções de gestão ambiental e construção 
adotadas pelas empresas que participaram da obra. 
A nova obra facilitou não só o acesso dos turistas ao litoral, mas a ligação com o 
porto de Santos, principal canal de exportação dos produtores brasileiros. 
O empreendimento foi tocado pela Ecovias, empresa concessionária do sistema 
Anchieta-Imigrantes. A execução ficou a cargo do Consórcio Imigrantes, formado 
pelas construtoras CR Almeida, do Brasil, e Impregilo, da Itália. 
As empresas optaram por fazer dois terços do trajeto na área da Serra do Mar 
em túneis e o terço restante em viadutos. 
Foram construídos três túneis, com extensão total de 8,23 quilômetros. O Túnel 
Descendente (TD) 1, que tem 3,146 metros de comprimento, é o maior túnel 
rodoviário do Brasil. A utilização de túneis diminui a interferência na floresta 
nativa. 
Os seis viadutos da rodovia também foram redesenhados para aumentar a 
distância entre seus pilares, que passou de 45 para 90 metros. Desta forma, foi 
possível utilizar menos colunas, outra maneira de reduzir a área afetada. 
 
 
90 
Foi utilizado o pavimento rígido de concreto, mais resistente e aderente que o 
asfalto, o que vai reduzir a necessidade de manutenção. O projeto incluiu uma 
série de medidas de segurança, como telefones de emergência, câmeras de TV 
e sistema de ventilação no interior dos túneis para a remoção de fumaça gerada 
em acidentes. 
Na construção da nova pista foram criados pelo Governo do Estado mais de 
4.500 empregos diretos e 14 mil indiretos. 
 
9.2 TÚNEL NA ENGENHARIA CIVIL 
 
A abertura em túneis é uma obra muito comum nos projetos de engenharia civil. 
Os comprimentos dos túneis podem variar de alguns metros, em túneis 
ferroviários, até alguns quilômetros em projetos hidrelétricos. 
Em muitos casos, os túneis na engenharia civil não apresentam nenhumvalor 
até os mesmos serem completados, então, uma rápida taxa de avanço é 
usualmente uma meta. 
Outros fatores de preocupação incluem o uso final (requerendo um acabamento 
na parede), tipos de suporte, tipos de revestimentos, tipos de rochas 
encontradas, perfuração, carregamento e equipamentos de carregamento, 
ventilação, habilidade e experiência dos trabalhadores e outras restrições tais 
como a proximidade de estruturas e a presença de água. 
 
9.3 FINALIDADES DAS VIAS SUBTERRÂNEAS 
 
 
Quanto à finalidade a que a via subterrânea se destina podemos distinguir as 
seguintes categorias: 
a) túneis hidroviários ou de canal; 
b) túneis ferroviários; 
c) túneis rodoviários; 
d) sistemas metropolitanos; 
 
 
91 
e) sistemas para suprimento d’água; 
f) sistema de disposição de esgotos; 
g) condutos forçados de usinas hidrelétricas; 
h) vias e câmaras subterrâneas estratégicas (armazenamento de resíduos 
atômico, testes nucleares etc.); 
i) vias de mineração. 
 
9.4 CICLO DA ESCAVAÇÃO DA ROCHA 
 
O objetivo da escavação com o uso de explosivos é de desenvolver um ciclo de 
operações compatível com os recursos e as condições de trabalho para que se 
atinja uma taxa de avanço máximo. Isso inclui a combinação do tempo de 
perfuração (número e comprimento dos furos) com o tempo de limpeza (tipo de 
carregadeiras e/ou escavadeiras e equipamentos de transporte) e as 
necessidades de reforço da rocha (tempo de instalação e o comprimento do túnel 
a ser reforçado). Nos últimos anos, várias tentativas para eliminar o ciclo natural 
da perfuração e detonação vêm sendo tentadas, porém com limitado sucesso. 
O ciclo básico das escavações dos túneis é composto das seguintes operações: 
 
• marcação da posição dos furos 
• perfuração dos furos; 
• carregamento dos furos; 
• conexão dos acessórios e disparo do desmonte; 
• espera até que a ventilação retire a poeira e os fumos; 
• verificação de possíveis falhas dos explosivos e acessórios 
• batimento de choco; 
• carregamento e transporte do material desmontado; 
• reforço da rocha (se necessário); 
• levantamento topográfico; 
• preparação do novo desmonte. 
 
9.5 TBM (Tunnel Boring Machine) VERSUS PERFURAÇÃO E DESMONTE 
 
 
92 
 
Fatores que influenciam na decisão se a TBM deve ser usada no lugar do 
desmonte por explosivos: 
• Dureza da rocha : em rochas bastante duras o desgaste dos acessórios da 
TBM é excessivo tornando, às vezes, o uso desse equipamento impraticável, 
embora esse fator venha sendo gradualmente superado. 
• Custo de capital : a operação de escavação com explosivo requer um menor 
custo de capital. A TBM é extremamente, requerendo túneis bastantes longos 
para justificar o seu uso. 
• Custo corrente e variações : o método de escavação com o uso de 
explosivos necessita de muita mão de obra. O consumo de acessórios de 
perfuração e explosivos varia grandemente em função da natureza do túnel e os 
tipos de rocha. 
• Fatores de tempo e Taxa de Avanço: Muitas das TBM necessitam de muito 
tempo para montagem. As taxas de avanço são amplamente governadas pelas 
características das rochas, e talvez não seja tão rápida como a operação de 
escavação por explosivos. 
• Flexibilidade na operação : A perfuração e o desmonte podem ser 
imediatamente adaptados aos diferentes tipos de rocha ou em uma mudança na 
programação geral do túnel (escavações adicionais). 
• Acabamento final : A TBM deixa bem apresentável, relativamente sem danos 
às paredes dos túneis, minimizando a necessidade de revestimentos, bem como 
reduzindo as necessidades de suportes (split set, rock bolts etc.). 
 
 
9.6 DIÂMETRO DA PERFURAÇÃO DA ROCHA 
 
Pequenos diâmetros de perfuração, freqüentemente, necessitam de um ciclo de 
perfuração, detonação e carregamento a ser completado em uma ou mais vezes 
por turno. 
 
 
93 
Em túneis perfurados com grande diâmetro, o ciclo de perfuração, de detonação, 
de carregamento e de reforço da rocha será influenciado não somente pelo 
tempo para executar a tarefa, mas também pelos seguintes fatores: 
• as necessidades de reforço que limitam o avanço da face; 
• a preocupação com os níveis de vibração que restringem a massa e a 
profundidade da carga; 
• a logística da movimentação necessária dos equipamentos para execução de 
uma determinada tarefa, mantendo fora do circuito outras atividades que 
poderiam ser feitas simultaneamente. 
 
9.7 FORMAS DE ATAQUE MAIS COMUNS (SISTEMAS DE AVANÇ O) 
 
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 
são utilizadas 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 à plena seção. 
As cinco formas de ataque mais comuns são: 
 
• Seção Plena; 
• Galeria Superior e Bancada; 
• Galeria Lateral; 
• Abertura Integral da Galeria Superior e Bancada; 
• Galerias múltiplas. 
 
• Seção Plena 
Sempre que possível o sistema conhecido por sistema inglês ou da seção plena 
(figura 26 a) avanço integral da seção é escolhido para realizar um determinado 
avanço de uma só vez. 
 
 
94 
As principais vantagens da abertura de túneis por seção plena constituem que 
esse tipo de avanço permite a aplicação de equipamento de alta capacidade, e 
conseqüentemente é o procedimento que atinge as maiores velocidades de 
avanço nas frentes. 
Existem sérias restrições quando as seções são maiores principalmente em 
áreas de grande tensão tectônica, quando a descompressão da rocha pode 
causar sérios problemas de explosão da rocha (“rock bursting”). 
 
Galeria Superior e Bancada 
A área total é retirada em duas seções, sendo a superior uma galeria de seção 
em forma de arco (parte da pata de cavalo) sempre em primeiro lugar, ficando 
sempre à frente da bancada inferior. 
As principais vantagens desta forma de ataque estão na redução de armações, 
pois sempre há bancadas para trabalhar em cima. 
O avanço da bancada inferior fica condicionado ao avanço da abertura da galeria 
superior, assim algum problema que ocorra na parte superior se reflete no 
avanço inferior. 
A figura 19 mostra detalhes dessa forma de ataque. 
 
 
 Figura 19 – Forma mista de ataque do túnel 
 
 
95 
Galeria Lateral 
O sistema de ataque que abre a metade da área da seção do túnel, porém 
subdividindo o mesmo em duas galerias que são detonadas em separado, é 
também conhecido pelo nome de sistema belga. 
Na escolha da forma de ataque ou método de escavação deve-se levar em conta 
o sistema de suporte a ser empregado. Esta seleção de método sempre consiste 
de num compromisso de entre uma tentativa de acelerar ao máximo a operação 
de abertura e a necessidade de suportar a rocha antes que esta caia no túnel 
originando problemas de segurança ou estabilidade. Por isso o método de 
ataque depende do comportamento e da dimensão e forma da seção transversal 
do túnel, e principalmente do tipo e natureza e comportamento mecânico 
estrutural da rocha. 
A figura 20 a) mostra os tipos de sistemas de avanços, enquanto a figura 20 b) 
mostra as perfurações e um túnel com avanço em duas seções. Já a figura 21 
mostra uma perfuração de um túnel efetuada por um jumbo. 
 
 
 
 
Figura 20 - a) tipos de sistemas de avanços; b) túnel com avanço em duas seções. 
 
 
 
 
 
 
96 
 
 
Figura 21 - Perfuração de um túnel sendo efetuada por um jumbo 
 
 
9.8 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, poços (shafts), e outras 
aberturas subterrâneas, onde se torna 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 tipos de pilão são: 
 
• Pilão em centro ou em pirâmide (Center Cut) – figura 22 
• Pilão em V (Wedge Cut) – figura 23 
• Pilão Norueguês (The Draw Cut) – figura 24 
• Pilão Coromant – figura 25 
• Pilão queimado ou estraçalhante (The Burn Cut) – figura 26 
• Pilão em Cratera 
• Pilão Circular ou Pilão de Furos Grandes 
 
 
97 
Pilão em Pirâmide 
O pilão em pirâmide, também conhecido por pilão alemão, caracteriza-se por ter 
os 3 ou 4 furos centrais convergentes a um ponto. Usa-se principalmente em 
poços e chaminés. Em trechos horizontais este pilão não tem sido muito utilizado 
devido aos furos desviados para baixo. 
 
 
 
 
 
 Figura 22 - Pilão em Centro ou em Pirâmide 
 
 
 
 
 
 
98 
Pilão em V ou em Cunha 
 
Não mais são necessários os furos descarregados de diâmetro grande, pois o 
alívio da rocha, dado o ângulo do furo em relação à face livre, faz-se não mais 
em direção a um furo descarregado, mas em direção à própria face livre. 
 
 
 
 Plano 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Vista Frontal 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Vista Isométrica 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 23 - Pilão em V (em cunha) 
 
 
 
 
 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
99 
Pilão Norueguês 
 
O pilão norueguês consta de uma combinação do pilão em V com o pilão em 
leque. Apresenta-se simétrico em relação ao eixo vertical do túnel e tem sido 
utilizado com sucesso em rochas com fissuramento horizontal. 
 
 
 
 
 
 
Vista Lateral 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Vista Frontal 
 
 
 
 
 
 
 
 
Vista Isométrica 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 24 - Pilão Norueguês 
 
 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
100 
Pilão Coromant 
 
Consiste na perfuração de dois furos secantes de igual diâmetro, que constituem 
a face livre em forma de 8 para as primeiras cargas 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 25 – Pilão Coromant 
 
 
 
Pilão em Cratera 
 
Esse tipo de pilão desenvolvido originalmente por Hino no Japão, aproveitando o 
efeito cratera que as cargas de explosivo concentradas no fundo dos furos 
produzem sobre a superfície livre mais próxima. 
Esta metodologia se aplica mas nas escavações de chaminés do que em túneis. 
 
 
Pilão Queimado (Burn Cut) 
 
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. As figuras 26 e 27 
mostram o esquema de um pilão queimado. 
 
 
 
101 
 
 
Figura 26 - Pilão queimado de quatro seções 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 27 – Vista Lateral do Pilão Queimado 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
102 
9.9 PLANO DE FOGO SUBTERRÂNEO 
 
 
Conceituação 
 
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. As figuras 28 e 29 mostram 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 28 - Zonas de uma seção de uma galeria ou túnel 
 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
103 
 
 
 
Figura 29 – Elementos da face de um túnel 
 
 
 
A operação unitária de perfuração e desmonte por explosivos usada em túneis 
realiza-se perfurando-se a rocha na frente de avanço do túnel ou galeria com 
uma série de furos de mina nos quais se coloca o explosivo juntamente com 
linha silenciosa para túnel (Brinel, Exel etc.), cordel detonante (Manticord, 
Britacord etc.) e estopim espoletado (Britapim, Mantopim, Espoletim etc.). 
Os furos de mina e a sua seqüência de iniciação são dispostos segundo um 
plano previamente estabelecido que vai determinar como a rocha vai se romper, 
em geral denominado como plano de fogo. 
Os primeiros furos de mina a detonarem devem criar um vazio para o qual se 
lança sucessivamente o resto da rocha. Esta abertura, o pilão, que em geral 
ocupa 1 m2 da frente de avanço é a chave que abre a rocha até uma 
profundidade que depende da forma e sucesso conseguido no mesmo. 
 
 
104 
As fases seguintes do desmonte, repartidas no espaço remanescente, devem ser 
projetadas para se obter o contorno desejado com um menor dano possível da 
rocha remanescente. 
A maior parte da rocha de um desmonte por explosivos em um túnel deve 
romper, contra uma face mais ou menos livre, o que significa com um ângulo 
inferior a 90°. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
9.10 CÁLCULO DOS ELEMENTOS DO PLANO DE FOGO 
 
 
105 
 
PILÃO 
 
O pilão é composto de um ou mais furos de diâmetro grande e descarregados os 
quais são rodeados por furos com diâmetros menores e carregados. Os furos do 
pilão são dispostos em quadrados (seções) em torno da abertura inicial (furos de 
alívio). 
O pilão de três seções tem sido aplicado para equipamento de perfuração leve, 
manual e com um furo central vazio de 75 mm. 
Por outro lado, o pilão de quatro seções por proporciona avanço satisfatório 
tornou-se o tipo de pilão mais atualizado na atualidade, devido, especialmente, a 
elevada mecanização e automação, principalmente com o emprego de jumbos. 
No projeto do pilão, os seguintes parâmetros são muito importantes para a 
obtenção de um bom resultado: 
• diâmetro do furo alargado; 
• afastamento; 
• concentração da carga; 
• precisão da perfuração. 
 
Profundidade de perfuração (H) e Avanço (X) 
 
No pilão de quatro seções a profundidade do furo pode ser estimada com a 
seguinte expressão: 
 
 
2
22 4,391,3415,0 DDH −+= 
 
sendo D2 = diâmetro do furo alargado (vazio), em metro. 
 
Quando se utiliza mais de um furo vazio o valor de D2 pode ser calculado através 
da expressão: 
 
 
106 
nxDD ´22 = 
 
 
onde: D’2 = diâmetro do furo alargado (m) 
 n = número de furos vazios 
 
O avanço dos desmontes está limitado pelo diâmetro do furo de expansão 
(alargado) e pelos desvios dos furos carregados. Sempre que está última se 
mantenha abaixo dos 2%, os avanços médios “X” podem chegar a 95% da 
profundidade dos furos “H”, de acordo com a expressão: 
 
X = 0,95 x H 
 
Um bom avanço nos desmontes de rochas, bem como uma boa fragmentação da 
rocha, são extremamente dependentes da precisão do esquema de perfuração. A 
qualidade da perfuração da rocha é afetada pelos três tipos de erros: 
 
a) erros de embocadura (emboque dos furos); 
 
b) erros de alinhamento dos furos; 
 
c) erros de desvios adicionais no interior da rocha decorrentes dapresença de 
descontinuidades (falhas e juntas) e mudanças litológicas, bem como pelo peso 
da coluna de perfuração. 
 
Cada centímetro perdido no avanço tem que ser novamente perfurado, 
recarregado e desmontado. 
A qualidade do desmonte possui grande impacto na segurança e nas 
necessidades de suporte. 
É muito importante que os furos do pilão sejam perfurados o mais paralelo 
possível, respeitando a distância calculada no plano de fogo. Desvios tão 
 
 
107 
pequenos como, por exemplo, de 50 mm em uma perfuração de 3 m podem 
resultar em uma saída ruim do pilão. Quando possível, o pilão de ser perfurado 
no mínimo 150 mm a mais do que os demais furos para aumentar o desempenho 
do pilão, a região mais crítica da face. 
 
CÁLCULO DO 1 °°°° QUADRADO 
 
Pela figura 30 observa-se que a distância “a” entre os furos de carga do 1 
Quadrado e o furo alargado para se obter a quebra e a expulsão do material 
fragmentado (desmonte limpo) deve ser calculada pela expressão : 
 
a = 1,5 x D2 
 
 
 
 
 Figura 30 – Distância entre os centros dos furos e os efeitos nos desmontes 
 
Cálculo do Tampão (T 1): 
 
 T1 = a 
 
 
 
 
 
108 
Cálculo da Razão Linear (RL) 
 
 ρπ xdRL e
4000
2
= 
 
onde: 
 
de = diâmetro do explosivo (mm); 
 
ρ = densidade do explosivo (g/cm3). 
 
 
 
 
 Carga explosiva por furo do 1 °°°° Quadrado (Q 1) 
 
Q1 = (H – T1) x RL 
 
 Número de cartuchos por furo do 1 °°°° quadrado (NC 1) 
 
 
( )
m
TH
NC
610,0
1
1
−
= 
 
onde: 0,610m é o comprimento do cartucho 
 
 
Distância entre os furos do 1 °°°° Quadrado ou Superfície Livre (W 1) 
 
 
 21 aW = 
 
CÁLCULO DO 2 °°°° QUADRADO 
 
Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 2° 
Quadrado (dcc2): 
dcc2 = 1,5W1 
 
Cálculo do lado do 2° Quadrado (W2) 
 
222 ccdW = 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
109 
 
Cálculo do Tampão (T2) 
 
T2 = 0,5W1 
 
Carga explosiva por furo do 2° Quadrado (Q2) 
 
Q2 = (H – T2) x RL 
 
Número de cartuchos por furo (NC2) 
 
( )
m
TH
NC
610,0
2
2
−
= 
 
 
 
CÁLCULO DO 3 °°°° QUADRADO 
 
 
Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 3° 
Quadrado (dcc3): 
 
 
dcc3 = 1,5W2 
 
 
Cálculo do lado do 3° Quadrado (W3) 
 
233 ccdW = 
 
Cálculo do Tampão (T3) 
 
T3 = 0,5W2 
Carga explosiva por furo do 3° Quadrado (Q3) 
Q3 = (H – T3) x RL 
Número de cartuchos por furo (NC3) 
 
( )
m
TH
NC
610,0
3
3
−
= 
 
 
 
 
110 
 
CÁLCULO DO 4 °°°° QUADRADO 
 
Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 4° 
Quadrado (dcc4): 
 
dcc4 = ar + 0,5 x W3; sendo ar o afastamento recomendado 
 
 
Pela tabela 14, ar = 1,0 m 
 
 
Tabela 14: Valores do afastamento para diversos diâmetros da perfuração 
 
Diâmetro da perfuração Afastamento recomendado - ar (m) 
 25 mm = 1” 0,75 
 29 mm = 1 1/8” 0,80 
 32 mm = 1 ¼” 084 
 38 mm = 1 ½” 1,00 
 51 mm = 2” 1,18 
 
 
Cálculo do lado do 4° Quadrado (W4) 
 
244 ccdW = 
 
Cálculo do tampão (T4) 
 
T4 = 0,5ar 
 
Carga explosiva por furo do 4° Quadrado (Q4) 
 
Q4 = (H – T4) x RL 
 
Número de cartuchos por furo (NC4) 
 
 
( )
m
TH
NC
610,0
4
4
−
= 
 
CÁLCULO DOS DEMAIS FUROS DA SEÇÃO 
 
 
 
FUROS DO PISO (Levante, Sapateira, Rebaixe) 
 
 
111 
 
 
Afastamento recomendado (ar) do último quadrado 
 
Cálculo do Espaçamento do levante (El) 
 
El = 1,1ar 
 
 
 
Número de furos do piso (NFl) 
 








=
p
l E
TúneldouraL
INTNF
arg
 
 
 
O tampão dos furos de levante é calculado através da seguinte expressão: 
 
Tl = 0,2ar 
 
 
Carga explosiva de cada furo do levante (Ql) 
 
Ql = (H – Tl) x RL 
 
Número de cartuchos por furo (NCl) 
 
 
( )
610,0
l
l
TH
NC
−
= 
 
FUROS DA PAREDE 
 
 
Neste caso teremos que executar a técnica de “Detonação Amortecida”, 
utilizando a tabela 15: 
 
 
Tabela 15: Valores a serem aplicados na técnica de Detonação Amortecida 
 
Diâmetro da 
perfuração (mm) 
RL 
(kg/m) 
Diâmetro do 
cartucho (mm) 
Afastamento (ap), 
em metros 
Espaçamento (Ep), 
em metros 
25 – 32 0,11 11 0,3 – 0,5 0,25 – 0,35 
25 – 48 0,23 17 0,7 – 0,9 0,50 – 0,70 
 
 
112 
51 – 64 0,42 22 1,0 – 1,1 0,80 – 0,90 
76 0,50 38 1,4 1,6 
 
 
 
Cálculo do tampão dos furos da parede (Tp) 
 
Tp = 0,5ap 
 
Cálculo da carga dos furos da parede (Qp) 
 
Qp = (H-Tp) x RL 
 
 
Cálculo do número de cartuchos dos furos da parede (NCp) 
 
 
NCp = (H – Tp) / 0,5 
 
Onde: 0,5 é o comprimento do cartucho utilizado na parede 
 
 
Cálculo do número de na parede (NFp) 
 
21 x
E
aparededaAltura
INTNF
p
l
p 







+
−
= 
 
 
 
CÁLCULO DOS FUROS DO TETO 
 
 
Os furos do teto apresentam os mesmos dados que os furos da parede: 
 
at = ap; Et = Ep; Qt = Qp; Tt = Tp 
 
 
Número de furos do teto (NFt) 
 






−= 1
T
t E
R
INTNF
π
 
 
sendo R = altura da abóbada. 
 
 
 
 
113 
Número de furos do contorno (teto + parede) (NFc) 
 






−= 1
T
c E
LD
INTNF 
 
onde: 
 
LD = (altura da parede – al) x 2 + πR 
 
 
Ao locar os furos de contorno, devemos ter em mente os ângulos de saída (γ), 
figura 31 . A magnitude do ângulo depende do equipamento de perfuração e da 
profundidade do furo. Para um avanço em torno de 3 m um ângulo igual a 3° 
(corresponde a 5 cm/m) deve ser suficiente para permitir espaço para a 
perfuração da nova frente, evitando-se que o túnel afunile. 
 
 
 
 
 Figura 31 - Ângulo de saída dos furos 
 
CÁLCULO DOS FUROS INTERMEDIÁRIOS LATERAIS AO PILÃO 
 
 
Número de linhas verticais (NLV) 
 






+= 1
)(
liE
EDHhorizontalnadisponívelEspaço
INTNLV 
 
 
sendo: 
 
Eli = 1,1 x ar 
 
 
114 
 
EDH = LT – W4 – 2 x ap 
 
Número de linhas horizontais (NLH) 
 
 






+= 1
)(
ra
EDVverticalnadisponívelEspaço
INTNLH 
 
 
 
EDV = ap – al 
 
 
Número de furos intermediários laterais ao pilão (NFil) 
 
NFil = NLV x NLH 
 
Cálculo do Tampão (Til) 
 
Til = 0,5 x ar 
 
 
Cálculo da carga por furo (Qil) 
 
Qil = (H - Til ) x RL 
 
Cálculo do número de cartuchos por furo (NCil) 
 
NCil = (H - Til ) / 0,601 m 
 
 
 
CÁLCULO DOS FUROS INTERMEDIÁRIOS ACIMA DO PILÃO (RE ALCE) 
 
 
Ei = 1,2 x ai = 1,2 m 
 
Número de arcos e linhas (Nal) 
 
 
Nal = INT(R – ap) 
 
Número de furos do 1° arco superior (NF1) 
 
 
 
115 






=
iE
r
INTNF 11
π
 
 
 
 Número de furos do 2° arco superior (NF2) 
 
 





=
iE
r
INTNF 22
π
 
 
 
 Número de furos do 3° arco superior (NF3) 
 






=
iE
r
INTNF 33
π
 
 
Número de furos na horizontal (NFh) 
 
 
 








=
i
h
h E
E
INTNF 
 
onde: Eh = espaço disponível na horizontal. 
 
Cálculo do tampão dos furos intermediários acima do pilão (Tiap) 
 
Tiap = 0,5 x ar 
 
Cálculo da carga dos furos intermediários acima do pilão (Qiap) 
 
Qiap = (H - Tiap ) x RL 
Cálculo do número de cartuchos por furo (NCiap) 
 
NCiap = (H - Tiap ) / 0,610 m 
 
 
 
9.11 TEMPOS DE INICIAÇÃO DA SEÇÃO DO TÚNEL 
 
Existem poucas regras para a determinação dos tempos de retardo na 
escavação por explosivos de um túnel. Os tempos de retardo serão influenciados 
pelas condições específicas das faces, incluindo: 
 
 
116 
• tipo de rocha a ser detonada: resistência, estrutura, elasticidade etc.; 
• o lançamento necessário dos fragmentos; 
• a fragmentação exigida. 
 
Tempos curtos versus tempos longos 
 
A África do Sul é um dos poucos paises no mundo em que a iniciação dos furos 
na escavação do túnel é feita utilizando-se retardos de períodos longos (LPD), 
incluindo o uso do estopim de segurança. Na maioria dos túneis na Europa e na 
Américado Norte e em outras partes do mundo é utilizado retardo de tempos 
curtos (SPD). 
Vantagens dos retardos de tempos curtos: 
• fragmentação mais fina; 
• pilha mais solta (mais fácil de escavar); 
• reduzida probabilidade de cortes devido a movimentação do maciço rochoso 
causado pela detonação dos primeiros furos. 
 
Vantagens dos retardos de tempos longos: 
• menor sobrepressão atmosférica, permitindo que as tubulações de água e ar 
permaneçam próximas à face; 
• menor lançamento do material. 
 
É importante na detonação do túnel, termos um intervalo de tempo suficiente. 
Para furos com profundidade de 4 m são indicados normalmente os seguintes 
tempos: 
- Pilão: 75 a 100 ms, devendo usar tempos diferentes para cada furo. 
- Nos demais furos, usar intervalo de 100 a 500 ms. 
 
9.12 EXEMPLO PRÁTICO: 
 
 
 
117 
Pretende-se realizar a escavação, em maciço rochoso, dum túnel. As dimensões 
do túnel são de 12 m de vão ou largura, 3,28 m de parede e 6 m de altura de 
abóbada. A área da seção é de 96 m2. 
 
 
 
O túnel de 1500 m de extensão apresenta os seguintes dados de projeto: 
 
• Diâmetro da perfuração (D1) = 38 mm = 0,038 m 
• Diâmetro do furo central vazio do pilão - alargado (D2) = 127 mm = 0,127 
m 
• Ângulo de saída dos furos de contorno (γ) = 3° 
• Explosivo a ser utilizado: Emulsão com as seguintes dimensões = 29 
mm x 610 mm; Explosivo (petecas): 22 mm x 500 mm; densidade da 
peteca (ρ) = 1,0 g/cm3 
• Rocha e densidade: calcário; ρ = 2,7 g/cm3 = 2,7 t/m3 
 
Pede-se dimensionar o plano de fogo e o consumo de explosivos e acessórios 
necessários para a execução da obra. 
Solução: 
 
a) Cálculo da profundidade do furo (H) e do Avanço (X) 
 
 
118 
 
2
22 4,391,3415,0 DDH −+= 
( ) ( ) mHH 8,3127,04,39127,01,3415,0 2 =⇒−+= 
 
 Avanço (X) 
 
 mHmxHX 6,38,395,095,0 =⇒== 
 
b) Cálculo do 1 °°°° Quadrado do Pilão 
 
Cálculo da distância “a” (centro a centro) entre os furos de carga do 1° 
quadrado e o furo alargado: 
 
 
a = 1,5D2 = 1,5 x 0,127 m ⇒ a = 0,19 m = 19 cm 
 
 Cálculo da razão linear (RL) para de = 29 mm 
 
 
( )
mkgRLxx
d
RL e /759,015,1
4000
2914,3
4000
22
=⇒== ρπ 
 
 Tampão (T1) 
 
T1 = a = 0,19 m = 19 cm 
 
 
119 
 
 Carga explosiva por furo do 1° Quadrado (Q1) 
 
Q1 = (H – T1) x RL = (3,8 m - 0,19 m) x 0,759 kg/m ⇒ Q1 = 2,740 kg 
 
 Número de cartuchos por furo do 1° quadrado (NC1) 
 
( ) ( )
6NC
m610,0
m19,0m8,3
cartuchodoocompriment
TH
NC 1
1
1 =⇒
−=
−
= 
 
 Distância entre os furos do 1° Quadrado ou Superfície Livre (W1) 
 
cmmWxmaW 2727,04142,119,02 11 ==⇒== 
 
 
c) Cálculo do 2 °°°° Quadrado do Pilão 
 
 
 A detonação do 1° Quadrado ocasionará uma abertura de 0,27 m x 0,27 m. 
Cálculo da distância entre o centro do furo alargado e o centro do furo do 2° 
Quadrado (dcc2): 
 
dcc2 = 1,5W1 = 1,5 x 0,27 m ⇒ dcc2 = 0,405 = 41 cm 
 
 
Cálculo do lado do 2° Quadrado (W2) 
 
 
 
120 
cm57m57,0W4142,1xm405,02dW 22cc2 ==⇒== 
 
T2 = 0,5W1 = 0,5 x 0,27 m ⇒ T2 = 0,14 m = 14 cm 
 
 
Carga explosiva por furo do 2° Quadrado (Q2) 
 
Q2 = (H – T2) x RL = (3,8 m - 0,14 m) x 0,759 kg/m ⇒ Q2 = 2,778 kg 
 
Número de cartuchos por furo (NC2) 
 
( ) ( )
6
61,0
14,08,3
610,0 2
2
2 =⇒
−
=
−
= NC
m
mm
m
TH
NC 
 
 
 
 
 
 
d) Cálculo do 3 °°°° Quadrado 
 
 
A detonação do 2° Quadrado dará uma abertura de 0,57 m x 0,57 m. 
 
dcc3 = 1,5W2 = 1,5 x 0,57 m ⇒ dcc3 = 0,86 m = 86 cm 
mWxmdW cc 22,14142,186,02 333 =⇒== 
 
T3 = 0,5W2 = 0,5 x 0,56 m ⇒ T3 = 0,3 m = 30 cm 
 
 
Carga explosiva por furo do 3° Quadrado (Q3) 
 
 
 
121 
Q3 = (H – T3) x RL = (3,8 m - 0,3 m) x 0,759 kg/m ⇒ Q3 = 2,657 kg 
 
Número de cartuchos por furo (NC3) 
 
 
( ) ( )
6
61,0
3,08,3
610,0 2
3
3 =⇒
−
=
−
= NC
m
mm
m
TH
NC 
 
 
 
 
 
e) Cálculo do 4 °°°° Quadrado 
 
 
A detonação do 3° Quadrado dará uma abertura de 1,22 m x 1,22 m. 
 
 
dcc4 = ar + 0,5 x W3; sendo ar o afastamento recomendado 
 
 
Pela tabela 13, ar = 1,0 m 
 
dcc4 = 1 + 0,5 x 1,22 ⇒ dcc4 = 1,61 m 
 
mWxmdW cc 28,24142,161,12 444 =⇒== 
 
T4 = 0,5ar = 0,5 x 1,00 m ⇒ T4 = 0,5 m = 50 cm 
 
 
Carga explosiva por furo do 4° Quadrado (Q4) 
 
 
122 
 
Q4 = (H – T4) x RL = (3,8 m - 0,5 m) x 0,759 kg/m ⇒ Q4 = 2,505 kg 
 
Número de cartuchos por furo (NC4) 
 
 
( ) ( )
5,5
610,0
5,08,3
610,0 2
4
4 =⇒
−
=
−
= NC
m
mm
m
TH
NC 
 
 
 
 
 
 
CÁLCULO DO DEMAIS FUROS DA SEÇÃO 
 
 
f) Furos do Piso (Sapateira, Levante) 
 
Afastamento prático (ar) do último quadrado (ar = 1,0 m) 
 
 
Cálculo do Espaçamento do levante (El) 
 
El = 1,1ar = 1,1 x 1,0 m ⇒ El = 1,1 m 
 
 
Número de furos do piso (NFl) 
 
 
 
 
123 
122
1,1
12
2
arg
=⇒+





=+








= l
p
l NFm
m
INT
E
TúneldouraL
INTNF 
 
O tampão dos furos de levante é calculado através da seguinte expressão: 
 
Tl = 0,2ar = 0,2 x 1,00 m ⇒ Tl = 0,2 m = 20 cm 
 
Carga0 explosiva de cada furo do levante (Ql) 
 
Ql = (H – Tl) x RL = (3,8 m - 0,2 m) x 0,759 kg/m ⇒ Ql = 2,732 kg 
 
Número de cartuchos por furo (NCl) 
 
( ) ( )
6
610,0
2,08,3
610,0
=⇒
−
=
−
= l
l
l NCm
mmTH
NC 
 
 
 
 
 
g) FUROS DA PAREDE 
 
 
Neste caso teremos que executar a técnica de “Detonação Amortecida”, 
utilizando a tabela 16: 
 
Tabela 16: Valores a serem aplicados na técnica de Detonação Amortecida 
 
 
 
124 
Diâmetro da 
perfuração (mm) 
RL 
(kg/m) 
Diâmetro do 
cartucho (mm) 
Afastamento 
(ap), em metros 
Espaçamento 
(Ep), em metros 
25 – 32 0,11 11 0,3 – 0,5 0,25 – 0,35 
25 – 48 0,23 17 0,7 – 0,9 0,50 – 0,70 
51 – 64 0,42 22 1,0 – 1,1 0,80 – 0,90 
76 0,50 38 1,4 1,6 
 
Logo para D1 = 38 mm, utilizando os valores médios ⇒ ap = 0,8 m e Ep = 0,6 m. 
 
Tp = 0,5ap = 0,5 x 0,8 m ⇒ Tp = 0,4 m 
 
 
RL = 0,230 kg/m 
 
 
Cálculo da carga dos furos da parede (Qp) 
 
Qp = (H-Tp) x RL = (3,8 m – 0,4 m) x 0,230 kg/m ⇒ Qp = 0,782 kg 
 
 
NCp = (H – Tp) / 0,5 = (3,8 m – 0,4 m) / 0,5 ⇒ NCp = 7 
 
 
821
6,0
0,128,3
21 =⇒





+
−
=








+
−
= p
p
l
p NFxm
mm
INTx
E
aparededaAltura
INTNF
 
 
 
 
 
 
 
 
125 
 
h) FUROS DO TETO 
 
Os furos do teto apresentam os mesmos dados que os furos da parede: 
 
at = 0,8 m; E t = 0,6 m; Q t = 0,782 kg; T t = 0,4 m 
 
Número de furos do teto (NFt) 
 
301
6,0
0,614,3
1 =⇒





−=





−= t
T
t NFm
mx
INT
E
R
INTNF
π
 
 
sendo R = altura da abobada. 
 
 
Número de furos do contorno (teto + parede) (NFc) 
 
381
6,0
4,23
1 =⇒





−=





−= c
T
c NFm
m
INT
E
LD
INTNF 
 
onde: 
 
LD = (altura da parede – al) x 2 + πR = (3,28 m – 1,0 m) x 2 + 3,14 x 6,0 m 
 
LD = 23,4 m 
 
 
 
 
 
 
 
 
126 
i) FUROS INTERMEDIÁRIOS LATERAIS AO PILÃO 
 
 
Número de linhas verticais (NLV) 
 






+= 1
)(
liE
EDHhorizontalnadisponívelEspaço
INTNLV 
 
 
sendo: 
 
Eli = 1,1 x ar = 1,1 x 1,0 m ⇒ Eli = 1,1 m 
 
EDH = LT – W4 – 2 x ap = 12 m - 2,28 m – 2 x 0,8 ⇒ EDH = 8,12 m 
 
Sendo: LT = largura do túnel, então: 
 
81
1,1
12,8
=⇒





+= NLV
m
m
INTNLV 
 
 
Número de linhas horizontais (NLH) 
 






+= 1
)(
ra
EDVverticalnadisponívelEspaço
INTNLH 
 sendo: 
 
ar = 1,0 m 
 
EDV = ap – al = 3,28 m – 1,0 m ⇒ EDV = 2,28 m; então: 
 
 
31
0,1
28,2
=⇒





+= NLV
m
m
INTNLH 
 
Número de furos intermediários laterais ao pilão (NFil) 
 
NFil = NLV x NLH = 8 x 3 ⇒ NFil = 24 
 
Cálculo do Tampão (Til) 
 
Til = 0,5 x ar = 0,5 x 1,0 m ⇒ Til = 0,5 m 
 
 
 
127 
Cálculo da carga por furo (Qil) 
 
Qil = (H - Til ) x RL = (3,8 m – 0,5 m) x 0,759 kg/m ⇒ Qil = 2,505 kg 
 
Cálculo do número de cartuchos por furo (NCil) 
 
NCil = (H - Til ) / 0,601 m = (3,8 m – 0,5 m) / 0,601m ⇒ NCil = 5,5 
 
 
 
 
 
 
j) Furos Intermediários acima do pilão (Realce) 
 
 
 ai = 1,0 m (último quadrado); Ei = 1,2 x ai = 1,2 m 
 
 
 Número de arcos e linhas (Nal) 
 
 
 Nal = INT(R – ap) = INT(6,0 m – 0,8 m) ⇒ Nal = 5 
 
 
 Número de furos do 1° arco superior (NF1) 
 
 13
2,1
)8,06(14,3
1
1
1 =⇒




 −
=





= NF
m
mm
INT
E
r
INTNF
i
π
 
 
 
 
 
128 
 Número de furos do 2° arco superior (NF2) 
 
 10
2,1
)0,18,06(14,3
2
2
2 =⇒




 −−
=





= NF
m
mmm
INT
E
r
INTNF
i
π
 
 
 
 Número de furos do 3° arco superior (NF3) 
 
 8
2,1
)0,10,18,06(14,3
3
3
3 =⇒




 −−−
=





= NF
m
mmmm
INT
E
r
INTNF
i
π
 
 
 
 Após o 3° arco o espaço disponível na horizontal será (Eh) 
 
 Eh = 12 m – 2 x 0,8 m – 4 x 1,2 m ⇒ Eh = 5,6 m 
 
 
 Número de furos na horizontal (NFh) 
 
 
 6
2,1
6,5
=⇒





=








= h
i
h
h NFm
m
INT
E
E
INTNF 
 
 
 Cálculo do tampão dos furos intermediários acima do pilão (Tiap) 
 
Tiap = 0,5 x ar = 0,5 x 1,0 m ⇒ Tiap = 0,5 m 
 
 
 Cálculo da carga dos furos intermediários acima do pilão (Qiap) 
 
Qiap = (H - Tiap ) x RL = (3,8 m – 0,5 m) x 0,759 kg/m ⇒ Qiap = 2,505 kg 
 
Cálculo do número de cartuchos por furo (NCiap) 
 
NCiap = (H - Tiap ) / 0,610 m = (3,8 m – 0,5 m) / 0,610 m ⇒ NCiap = 5,5 
 
 
 
129 
 
 
 RESUMO 
 
• Número de furos por detonação: 127 
 
• Diâmetro dos furos carregados: 38 mm 
 
• Diâmetro do furo vazio alargado: 127 mm 
 
• Profundidade da perfuração por fogo: 4,1 m 
 
• Avanço médio por detonação: 95 % x 4,1 m = 3,9 m 
 
• Número total de detonações: 1500 m / 3,9 m por detonação = 385 
detonações 
 
• Volume total de rocha “in situ” por detonação (V): 3,6 m x 96 m2 = 346 
m3 
 
 
SISTEMÁTICA DE CARREGAMENTO DO FOGO 
 
 
Região Número de 
furos 
Dimensões do 
explosivo 
Carga por 
furo 
(kg) 
Total de 
explosivo (kg) 
1° Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,740 10,960 
2° Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,778 11,110 
3° Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,657 10,628 
4° Quadrado 4 29 mm x 200 mm 2,505 10,020 
 
 
130 
Piso (sapateira) 12 29 mm x 200 mm 2,732 32,784 
Paredes 8 17 mm x 500 mm 0,782 6,256 
Teto 30 17 mm x 500 mm 0,782 23,460 
Intermediários 
laterais ao pilão 
24 29 mm x 200 mm 2,505 60,120 
Intermediários 
acima do pilão 
37 25 mm x 200 mm 2,505 92,685 
Consumo total de explosivos por desmonte: 258,023 kg 
 
 
 
CONSUMO TOTAL DE EXPLOSIVOS E ACESSÓRIOS POR DETON AÇÃO 
 
• Cartuchos de 29 mm x 610 mm: 228,307 kg 
 
• Cartuchos de 17 mm x 500 mm: 29,716 kg 
 
• Espoleta não elétrica com retardo (Nonel-Túnel, Exel-T, Brinel-Túnel): 
127 peças 
 
• Cordel detonante: 115 m 
 
• Estopim espoletado (1,2 m): 2 peças 
 
 
 
 
Consumo de Explosivo e acessórios para o total da o bra: 
 
Cartuchos de 29 mm x 610 mm: 228,307 kg / detonação x 385 detonações: 
87,90 t 
 
Cartuchos de 15 mm x 500 mm: 29,716 kg / detonação x 385 detonações: 
11,44 t 
 
Espoleta não elétrica com retardo: 127 peças / desmonte x 385 detonações: 
48.895 peças 
 
Cordel detonante: 115 m / desmonte x 385 detonações: 44.275 m 
 
Estopim de segurança espoletado: 2 peças / desmonte x 385 detonações: 770 
peças 
 
 
Razão de carregamento (RC) : 258,023 kg / 346 m3 ⇒ RC = 745,73 g/m3 
 
 
 
131 
Razão de carregamento (RC) em g/t: 
 
745,73 g/m3 / densidade da rocha = 745,73 g/m3 / 2,7 t/m3 ⇒ RC = 276,20 g/t 
 
 
Metros perfurados por detonação (MPD) 
 
MPD = 127 furos x 3,8 m ⇒ MPD = 482,6 m 
 
Perfuração específica (PE) 
 
PE = MPD / V = 482,6 m / 346 m3 ⇒ PE = 1,39 m/m3 
 
 
 
Ligação da Face do Túnel 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
9.14 DESMONTE DE PRODUÇÃO 
 
 
 
 
 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
132 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
FIGURA 32 – MÉTODO DE LAVRA SUBLEVEL STOPING 
 
 
133 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
FIGURA 33 – PERFURAÇÃO DO REALCE 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
134 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 34 - Perfuração no Método de Furos Longos 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
135 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
10. PLANO DE FOGO PARA O DESMONTE ESCULTURAL 
 
 
 
 
10.1 Introdução 
 
O desmonte escultural, também chamado de detonação controlada, pode ser 
considerado como a técnica de minimizar-se as irregularidades provocadas na 
Figura 35 - Método de Lavra 
VCR – Vertical Crater Retreat 
Figura 36 - Carregamento do VCR 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
136 
rocha pelo ultra-arranque (backbreak) nos limites da escavação, quando se usa 
explosivos. 
O ultra-arranque, ou sobrescavação, 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): 
 
• 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 angulo do talude, conseguindo-se um incremento nas reservas 
recuperáveis ou uma diminuição da relação 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 
 
 
137 
 urbana. 
Paralelamente, nos trabalhos subterrâneos a aplicação dos desmontes 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. 
 
10.2 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: 
 
4
10
2
6 VODPF ρ−= 
 
sendo: 
PF = pressão da carga da coluna de explosivo acoplada ao furo (GPa); 
ρ = densidade do explosivo (g/cm3); 
VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s); 
 
Quanto menor a pressão da carga da coluna de explosivo, menor será o ultra-
arranque. 
 
10.3 Desacoplamento e espaçadores 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
138 
 
O ultra-arranque pode ser reduzido através do desacoplamentodas 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
Dl
= 



2 4,
 
 
onde: 
PE = pressão efetiva (amortecida), GPa; 
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 texto 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 37) 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-
 
 
139 
se que este procedimento cria umas fraturas abertas, necessárias para dissipar a 
expansão dos gases provenientes da escavação principal. 
 
 
 Figura 37: Método do Pré-corte (pre-spli tting) 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
10.4 Regras empíricas para o cálculo do plano de fo go do desmonte 
escultural 
 
 
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) 
 
 
140 
 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; 
 
 
 
 
A literatura recomenda os seguintes espaçamentos e razões lineares de carregamento 
em função do diâmetro do furo: 
 
 
 Diâmetro do furo (mm) Espaçamento (m) Razão linear (g/m) 
 
 32 0,25 - 0,45 90 
 38 0,30 - 0,50 130 
 45 0,30 - 0,50 180 
 51 0,50 - 0,70 230 
 64 0,60 - 0,80 350 
 76 0,60 - 0,90 500 
 89 0,70 - 1,00 690 
 102 0,80 - 1,20 900 
 127 1,00 - 1,50 1400 
 152 1,20 - 1,80 2000 
 200 1,50 - 2,10 3000 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Observação: Uma boa indicação e fazer a distância X igual ao comprimento do 
cartucho utilizado. 
 
 
 
5. Pré-corte com o sistema air deck 
 
 
 
141 
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 Multiplugue 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 38-c). 
 
 
 Tampão Tampão 
 Tampão 
 Plugue 
 Carga 
 Desacoplada Cargas 
 Espaçadas 
 
 Carga 
 
Fig.38-a - Pré-corte com carga contínua Fig. 38-b - Pré-corte com cargas Fig. 38-c – Pré-
corte 
 desacopladas. com 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 técnica 
apresenta as seguintes vantagens em relação à 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; 
 • obtenção de taludes mais altos e seguros, pela diminuição de fraturas 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, 
 
 
142 
 evitando-se a necessidade de usar uma segunda perfuratriz. 
 
 
PLANO DE FOGO PARA O PRÉ-CORTE COM O SISTEMA AIR-D ECK 
 
 
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 plugue 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 
 
 
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; 
 
 
143 
 
• 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 custo de 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 
 quantitativamente 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). 
 
 
 
 
 
 
Exemplo do cálculo do desmonte de PRODUÇÃO o sistema AIR DECK: 
 
Dados do furo: 
Diâmetro dos furos( φf): 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). 
 
 
144 
 
 
Cálculos: 
• Longitude do tampão (T) ou posição do plugue em relação ao topo do furo: 
 T = 19 x φf = 19 x 0,0762 = 1,4 m 
 
• Air-Deck - espaço de ar entre o plugue e a carga explosiva (AD): 10 x φf 
 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 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
145 
 
 
11. PROBLEMAS AMBIENTAIS GERADOS PELOS 
 DESMONTES DE ROCHAS 
 
 
11.1 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 10 GPa, 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 39 mostra os principais problemas gerados pelos 
desmontes de rochas. 
 
Figura 39 - Perturbações originadas pelos desmontes de rochas 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
146 
 
Detonações realizadas próximas a locais muitas vezes geram conflitos 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 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 (Associação Brasileira de Normas Técnicas) 
estabeleceu normas, válidas a partir de 31/10/2005, através da ABNT 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: 
A ABNT NBR 9653:2005 apresenta as seguintes definições: 
a) velocidade de vibração de partícula de pico : máximo valor instantâneo da 
velocidade de uma partícula em um ponto durante um determinado intervalo de 
tempo, considerando como sendo o maior valor dentre os valores de pico das 
componentes de velocidade de vibração da partícula para o mesmo intervalo de 
tempo; 
b) velocidade de vibração de partícula resultante d e pico (VR) : máximo valor 
obtido pela soma vetorial das três componentes ortogonais simultâneas de 
velocidade de vibração de partícula, considerado ao longo de um determinado 
intervalo de tempo, isto é: 
 
 
2
v
2
T
2
L VVVVR ++= 
 
 
 
147 
 
onde: 
VL, VT e VV são respectivamente os módulos de velocidade de vibração de 
partícula, segundo as direções L - longitudinal, T - transversal e V – vertical; 
c) pressão acústica : aquela provocada por uma onda de choque aérea com 
componentes na faixa audível (20 Hz a 20.000 Hz) e não audível, com uma 
duração menor do que 1 s; 
d) área de operação : área compreendida pela união da área de licenciamento 
ambiental mais a área de propriedade da empresa de mineração. 
e) ultralançamento : arremesso de fragmentos de rocha decorrente do desmonte 
com uso de explosivos, além da área de operação. 
f) distância escalonada (DE) ou distância reduzida : calculada através da 
seguinte expressão e usada para estimar a vibração do terreno: 
 
Q
D
DE = 
 
onde: 
D é a distância horizontal entre o ponto de medição e o ponto mais próximo da 
detonação, em metros; 
Q é a carga máxima de explosivos a ser detonado por espera, em quilogramas. 
g) desmonte de rocha com uso de explosivos : operação de arrancamento, 
fragmentação, deslocamento e lançamento de rocha mediante aplicação de 
cargas explosivas. 
 
Os limites para velocidade de vibração de partícula de pico acima dos quais 
podem ocorrer danos induzidos por vibrações do terreno são apresentados 
numericamente na figura 40. 
 
 
 
148 
 
Figura 40 – Limites de velocidade de vibração de partícula de pico por 
 faixas de freqüências. 
 
 
nível de pressão acústica : a pressão acústica, medida além da área de 
operação, não deve ultrapassar o valor de 100 Pa, o que corresponde a um nível 
de pressão acústica de 134 dBL pico. 
 
 
Ultralançamento : o ultralançamento não deve ocorrer além da área de operação 
do empreendimento, respeitadas as normas internas de segurança referentes à 
operação de desmonte. 
 
Na maioria das operações, os níveis de vibrações são mantidos 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. 
 
 
149 
Situações excepcionais : quando por motivo excepcionai, houver o impedimento 
da realização do monitoramento sismográfico , pode ser considerada atendida 
essa Norma com relação à velocidade de vibração de partícula de pico,se for 
obedecida uma distância escalonada que cumpra com as seguintes exigências: 
 
DE ≥ 40 m/kg0,5 para D ≤ 300 m 
 
 
11.2 Causas dos problemas ambientais gerados pelos desmontes de 
rochas por explosivos 
 
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 onda interna é denominada “Primária ou de Compressão”, 
figura 41 - (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 constituído das “Ondas Transversais ou de Cisalhamento-S”, 
figura 41 - b), que dão lugar a um movimento das partículas perpendicular a 
direção de propagação da onda. 
 
 
150 
Os materiais submetidos a esses tipos de onda experimentam trocas de forma e 
não de volume. 
 
Figura 41 - Efeito das ondas “P” e “S” sobre as estruturas. 
 
 
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. 
 
 
 
 
Sobrepressão atmosférica e ruído 
 
a) 
b) 
 
 
151 
Sempre que um explosivo é detonado ondas transientes de pressões são 
geradas. Como o ar é compressível, absorve parte da energia da onda de 
pressão, à 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 decibéis (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 as sobrepressões atmosféricas. Muitas vezes a intensidade da 
sobrepressão é percebida pelos residentes através de objetos situados nas 
mesas, armários, estante, quando estes começam a vibrar, ocorrendo assim 
uma vibração secundária, provocando a reação imediata dos ocupantes das 
residências. 
Causas da sobrepressão atmosférica 
 
 
 
152 
As sobrepressões atmosféricas, decorrente das atividades dos desmontes de 
rocha por explosivo, são causadas pela movimentação da rocha, emissão dos 
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 42. 
 
 
Figura 42 - Fontes de ondas aéreas nos desmonte. 
 
 
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. 
 
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 
 
 
153 
ejetada da cratera e pode ser arremessada a uma distância considerável, como é 
mostrado na figura 43. 
 
Figura 43: Causas dos ultralançamentos dos fragmentos rochosos. 
 
 
 
 
 
 
 
 
154 
Continuação da Figura 43. 
A continuação da figura 43 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. 
 
11.3 Variáveis que afetam as características das vibraçõ es 
 
 - Geologia local e características das rochas 
 - Massa da carga operante 
 - Distância ao ponto do desmonte 
11.4 Medida da velocidade de vibração do terreno 
 
 
 
 
 
 
155 
A velocidade de vibração proveniente de uma detonação é diretamente 
proporcional à 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 à 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 
 
 
156 
gráfico da figura 44 o valor de m corresponde a inclinação da reta, e k é o ponto 
onde a retaintercepta o eixo das ordenadas. 
 
 
 
157 
 
Figura 44 - Gráfico da Lei de Atenuação da Vibração do Terreno 
 
 
158 
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: deslocamento, 
velocidade, aceleração e freqüência de vibração do terreno, pulsos de ar etc. 
 
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 
 
smm
Q
D
V /5,16
2280
305
320320
6,16,1
=




=








=
−−
 
 
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: 
 
smm
Q
D
V /5,9
1140
305
320320
6,16,1
=




=








=
−−
 
 
 
 
 
159 
11.5 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: 
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; 
 
 
160 
� 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: 
� 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 BoreTrak na verificação da qualidade da perfuração; 
� possuir uma boa supervisão dos desmontes de rochas (perfuração, 
carregamento, amarração dos furos, limpeza da face etc.). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
161 
12. DESMONTE SUBAQUÁTICO 
 
12.1 CONDIÇÕES DE APLICABILIDADE 
 
Os desmontes subaquáticos ou submarinos se aplicam se aplicam a diversos 
tipos de obras, tais como: 
- desmontes de trincheiras, através de 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 concretagem nas obras civis; 
- explotação de jazimentos consolidados. 
 
12.2 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. 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
162 
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; 
- a subperfuração deve ser adequada; 
- para evitar a deposição da areia, as cargas devem ser detonadas 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 subaquático são: 
- perfuração e desmonte através de um aterro (figura 44); 
- perfuração e desmonte a partir de uma plataforma (figura 45); 
- perfuração e desmonte utilizando mergulhadores (figura 46); 
- desmonte com cargas pré-moldadas (figura 47). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 44 - Perfuração e desmonte através de um aterro 
 
 
 
163 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 45 - Perfuração e desmonte a partir de uma plataforma 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 46 - Perfuração e desmonte utilizando mergulhadores 
 
 
 
164 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
12.3 CÁLCULO DE CARGAS E ESQUEMAS DE PERFURAÇÃO 
 
As diferenças básicas entre um desmonte a céu aberto e um desmonte 
subaquático reside no fato que, geralmente, no último só se dispõe de uma face 
livre, a água e a areia exercem um 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 
Figura 47 – Desmonte Subaquático utilizando cargas ocas 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
165 
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) 
 
 
 
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 17 pode ser utilizada para o cálculo da Subperfuração. 
Tabela 17 – Determinação da Subperfuração em função do afastamento 
Ânguloda ruptura 0° 10° 20° 
Subperfuração (m) 0,70A 0,88A A 
e
e x
d
RL ρ
π
4000
2
=
RC
RL
SEA =
SEAEA ==
 
 
166 
f) Tampão (T) 
 
 
g) Carga por furo (CF) 
 
 CF = RL (Hf - T) 
 
 
Exemplo 
Deseja-se efetuar um desmonte subaquático de um banco de rocha de 12 m de 
altura que se encontra debaixo de uma lâmina d’água de 15 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/m
3 
 
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
=== ρ
π
2
3
19,6
/65,1
/21,10
m
mkg
mkg
RC
RL
SEA ===
 
 
167 
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 (H f) 
 
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 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
mSEAEA 5,219,6 ====
 
 
168 
13. 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 escultural serão utilizadas quando a rampa fizer parte da parede 
final. A figura 48 mostra um esquema representando a abertura de uma 
rampa. 
 
 
 
 
 
 
 Figuras 48 – 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. 
 
Altura do banco 
Prof. do corte 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
169 
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 49. Nessa zona as seguintes fórmulas são 
utilizadas: 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 49 – 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: 
 
A A 
S 
E 
 
 
170 
 LD = H / G onde G = inclinação da rampa. 
B) ZONA RASA 
 
A zona rasa figura 50 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 51). 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 50 – Localização da Zona Rasa e Profunda. 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 51 – 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: 
Zona Profunda 
Zona Rasa 
S 
S’ 
 
 
171 
 
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’): 
 
 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 52 - é dado por: 
 LT = LD - LS 
 
 
 
 
 





=




 +
2
19
2
'
' e
DS
H
Profunda 
Transição 
Rasa 
S’ 
 
 
172 
 
 
 
 Figura 52 – Detalhes das Zonas de uma rampa. 
Utilizando a semelhança de triângulo da figura 52 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: 
 
 
 
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 AT = 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 
( )
( )
( )
( )
( )
( ) KXL
SH
XL
SH
XL
SH
t
Tt
DS
=
+
+
=
+
+
=
+
+ ''
( ) ( )
( ) ( ) 




+−+
+−+
=
''
''
SHSH
LSHLSH
X SD
S ST 
 
 
173 
- 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 
 
 
Etapa 2 . Cálculo e resumo das variáveis da zona rasa. 
 
 S’ = 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 
 A’ ≅ S’ 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 
 
( ) ( )
( ) ( ) 




+−+
+−+
=
''
''
SHSH
LSHLSH
X SD
 
 
174 
 
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 
 At = 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 53, 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. 
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. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
( ) ( )
( ) ( ) mX 88,36,008,28,112
268,1121506,008,2
=





+−+
+−+
=
09,0
88,3150
8,112
=
+
+
=
+
+
=
XL
SH
K
D
Distância Horizontal 
 L (m) 
 Prof. do corte 
 H (m) 
E (m) e A (m) 
Subperfuração 
 S (m) 
 
 
175 
 
 
 
 
 Figura 53 – Ábaco de Chung para o cálculo das variáveis de uma rampa 
Etapa 6 . O ábaco da figura 53 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 são 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 18. 
 
Tabela 18 - Afastamentos em função da distância horizontal ao longo da escavação. 
Afastamento (m) Distância Horizontal (m) 
6,5 136 
5,5 110 
4,5 81 
3,5 53 
2,5 26 
 
 
 
 
 
Distância Horizontal (m) 
 
 
176 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Etapa 7 . Determinação da profundidade da perfuração para cada malha. 
Essas 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 19 e na figura 53. 
 
Tabela 19 - 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 
Distância Horizontal (m) 
Distância Horizontal (m) 
 
 
177 
 4 x 4 7,8 
 3 x 3 5,3 
 2 x 2 3,1 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 88 – Resumo do cálculo do plano de fogo da rampa 
 
 
Figura 63 - Distâncias horizontais e profundidades 
fIGURA 
 Figura 53 – Resultado do plano de fogo para a abertura da rampa 
 
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. 
 
( ) ( ) ( ) kgxTSHDQ e 3888505,48,11225,04
14,3
850
4
22 =−+=−+= π
Distância Horizontal (m) 
Profundidade 
 
 
178 
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 20 mostra as 
massas das cargas para cada malha definida. 
Tabela 20 - 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 54 mostra a seqüência recomendada por Chung para um desmonte 
entre 50 e 150 m. 
 
 
 
 
 
 
 
( ) ( ) ( ) kgxLdQ 5,13850490,0203,0
4
14,3
850
4
22 === π
Retardos 
Iniciação 
 
 
179 
 Figura 89 – Esquema de iniciação da rampa. 
 
 
 
 Figura 54 – 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 55 mostra ao método de amarração para a rampa na qual um lado será 
parte permanente da cava. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 55 – Método de amarração quando a rampa é parte permanente da cava. 
 
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. 
 
 
 
180 
 
 
 
 
 
 
14. ESCAVAÇÃO DE RODOVIAS E AUTOPISTAS 
 
 
Na escavação de rodovias e autopistas os seguintes tipos de desmontes são 
necessários: em trincheira (1) e a meia encosta (2), como ilustrados na figura 56. 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 56 – Escavação em trincheira (1) e a meia encosta (2) 
 
 
Os desmontes em ambos os casos podem ser realizados de uma única vez, 
entretanto quando as alturas são grandes (> 15 m) recomenda-se efetuar a 
escavação por fase. Outros fatores que podem influenciarna 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 estabilidade da rocha nos taludes residuais, 
especialmente em alturas elevadas, é normal terminar a escavação com 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
181 
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. É 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: 
α = ângulo em relação à vertical, em graus; 
H = altura do banco (m); 
S = subperfuração (m), estimada a partir da tabela 21. 
 
Tabela 21 - Subperfuração da rocha em função da resistência da rocha 
Branda Média Dura Muito Dura Resistência da rocha à 
compressão simples (MPa) < 70 70 – 120 120 – 180 > 180 
Subperfuração (m) 10D 11D 12D 12D 
 
 
Distribuição da carga e tampão 
 
Sx
H
L 




 −+=
100
1
cos
α
α
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
182 
Nesse tipo de desmonte utilizam-se colunas de explosivos seletivas com carga 
de fundo de explosivos gelatinosos ou emulsões e cargas de coluna de ANFO. 
Na tabela 22 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 22 - Longitude do tampão da rocha em função da resistência da rocha 
Branda Média Dura Muito Dura Resistência da rocha à 
compressão simples (MPa) < 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 23. 
 
Tabela 23 - Afastamento e Espaçamento da rocha em função da resistência da rocha 
Branda Média Dura Muito Dura Resistência da rocha à 
compressão simples (MPa) < 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: 
 
 
 
183 
 
 
Esquema de iniciação. 
Os esquemas mais utilizados são os retangulares (figura 57) ou triângulos 
equiláteros (figuras 58 e 59). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 57 – Malha retangular com seqüência de iniciação em “V1” 
 
 
 
 
 
 
 
 
5,0
cos 











=
CEx
H
x
A
E
Q
A f
α
 
 
184 
 
 
 
 
 
 
 Figura 58 – Malha estagiada com seqüência de iniciação em “V1” 
 
 
 
 
 
 Figura 59 – Malha estagiada com seqüência de iniciação em “V” 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 60 – Malha estagiada com seqüência de iniciação em linha 
 
Exemplo 
Uma empreiteira responsável pela construção de uma rodovia fará a escavação 
de uma trincheira. O canteiro de obra dispõe de um 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 10 m. A 
resistência à compressão simples da rocha é de 150 MPa. Na carga de fundo 
será utilizado emulsão encartuchada (2 ½” x 24”) , e na carga de coluna ANFO, 
cuja razão linear (RL) será de 3,85 kg/m. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
185 
Em função desses dados elabore o plano de fogo. 
 
a) Determinação da subperfuração (S), pela tabela 21. 
 
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 22. 
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 23 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
=⇒




 −+=




 −+= α
α
 
 
186 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
15. ESCAVAÇÃO A MEIA ENCOSTA 
 
 
 
Este tipo de obra pode ser executada segundo três procedimentos (figura 61): 
 
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 61 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. 
 
 
 
 
 
 
 
187 
 
 
 
 
 
 Figura 61 – 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 uma linha de furos, entre 
5 e 8 m duas linhas e acima de 8 m três ou mais linhas. 
 
Seqüência de iniciação. 
A figura 62 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 uma só seção, a seqüência recomendada deve ser da 
figura 63. 
 
 
 
 
LxDxE 3=
 
 
188 
 
 
Figura 62 - seqüência de iniciação para o desmonte de meia encosta. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 63 – Seqüência de iniciação em “V” com saída paralela à face livre 
 
 
 
 
 
 
189 
 
 
 
 
 
Figura 64 - Seqüência de iniciação em seção com furos verticais e horizontais 
 
 
 
16. SEGURANÇA NOS DESMONTES DE ROCHAS 
 
16.1 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. Para o controle do transporte, 
do manuseio, da armazenagem e da destruição dos explosivos sugere-se a 
leitura do R-105 elaborado pelo exército brasileiro. 
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 pessoalencarregado do carregamento com cursos periódicos adequados; 
� utilização de máquinas, explosivos e acessórios e sistema de iniciação em 
condições de segurança. 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
 
 
190 
16.2 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; 
 
 
191 
� manter as perfuratrizes em boas condições de uso (manutenção preditiva, 
preventiva e corretiva); 
� 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 detectada 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. 
 
 
16.3 DESMONTE 
 
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. 
 
 
Normas para os paióis de explosivos 
 
 
 
192 
� 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; 
� 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 
identificá-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; 
 
 
 
Medidas para transportar explosivos dentro das exp lotações 
 
� acatar rigorosamente as disposições estabelecidas pelos Regulamentos 
vigentes; 
� verificar diariamente se os veículos destinados a transportar explosivos 
reúnem as condições exigidas pelo organismo competente; 
 
 
193 
� 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 em 
veículos que não estejam de acordo com a exigência do R-105; 
� 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. 
 
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 informativas da zona a 
desmontar e impedir o trânsito de pessoal e veículos sobre a mesmo; 
� na entrado do serviço anunciar ao pessoal a operação e a realização doa 
desmontes do dia; 
� verificar as amarrações dos acessórios de detonação; 
 
 
16.4 Medidas de segurança durante o carregamento d os 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; 
 
 
194 
� 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 sido carregados e detonados 
anteriormente. 
 
16.5 Medidas de segurança durante o tamponamento do s 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. 
 
16.6 Medidas de segurança antes e depois do dispar o 
 
� 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; 
� sinalizar o lugar onde se encontram os furos falhados; 
 
 
195 
� antes de regressar a área do desmonte, contar o número de furos detonadose 
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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