Apostila do Curso de Desmonte de rocha 29-03-2011

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DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS 
 
ESCOLA DE MINAS DA UFOP 
 
 
CURSO MIN 112 - OPERAÇÕES MINEIRAS 
 
 
PROFESSOR VALDIR COSTA E SILVA 
e-mail: valdir@demin.ufop.br 
Março, 2011. 
1 
 
1. APLICAÇÕES DA PERFURAÇÃO 
 
Os tipos de trabalho, tanto em obras de superfície como subterrâneas, podem 
classificar-se nos seguintes: perfuração de banco, perfuração de produção, 
perfuração de chaminés (raises), perfuração de poços (shafts), perfuração 
de rochas com capeamento e reforço das rochas. 
 
1.1 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 as máquinas rotativas nas operações mineiras a céu aberto. 
Sua aplicação é limitada à produção das pequenas minas, perfuração 
2 
 
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 1. O 
surgimento dos martelos hidráulicos na década de 70 deu novo impulso a este 
método de perfuração, ampliando o seu campo de aplicação. 
Figura 1 – Componentes básicos do martelo de superfície 
 
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). 
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 
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3 
 
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 
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; 
4 
 
 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 frequência 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: 
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5 
 
 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 troca de 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 verticaisx 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 
73 
 
 
 
 
Cálculo dos 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) 
 
 
122
1,1
12
2
arg















 l
p
l NF
m
m
INT
E
TúneldouraL
INTNF 
74 
 
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 
 
Carga 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 NC
m
mmTH
NC 
 
 
 
g) FUROS DA PAREDE 
 
Neste caso teremos que executar a técnica de “Detonação Amortecida”, 
utilizando a tabela 11: 
75 
 
Tabela 11 - 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 
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 NFx
m
mm
INTx
E
aparededaAltura
INTNF 
 
76 
 
 
 
 
h) Furos do teto 
 
Os furos do teto apresentam os mesmos dados que os furos da parede: 
 
at = 0,8 m; Et = 0,6 m; Qt = 0,782 kg; Tt = 0,4 m 
 
Número de furos do teto (NFt) 
 
301
6,0
0,614,3
1 











 t
T
t NF
m
mx
INT
E
R
INTNF

 
 
sendo R = altura da abobada. 
 
Número de furos do contorno (teto + parede) (NFc) 
 
77 
 
381
6,0
4,23
1 











 c
T
c NF
m
m
INT
E
LD
INTNF 
 
onde: 
 
LD = (altura da parede – al) x 2 + R = (3,28 m – 1,0 m) x 2 + 3,14 x 6,0 
m 
 
LD = 23,4 m 
 
 
 
 
i) Furos intermediários laterais ao pilão 
 
 
Número de linhas verticais (NLV) 






 1
)(
liE
EDHhorizontalnadisponívelEspaço
INTNLV 
78 
 
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 
 
79 
 
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 
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) / 0,601 m  NCil = 5,5 
 
 
 
 
80 
 
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

 
 
 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

 
 
 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

 
 
 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 
81 
 
 Número de furos na horizontal (NFh) 
 
 6
2,1
6,5















 h
i
h
h NF
m
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 
 
 
82 
 
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: 3,8 m 
 Avanço médio por detonação: 95 % x 3,8 m = 3,6 m 
 Número total de detonações: 1500 m / 3,6 m por detonação = 417 
detonações 
 Volume total de rocha “in situ” por detonação (V): 3,6 m x 96 m2 = 
346 m3 
 
 
Sistemática de carregamento do fogo (tabela 12) 
 
Tabela 12 – Resumo das cargas utilizadas por seção. 
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 
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 
 
83 
 
Consumo total de explosivos e acessórios por detonação 
 
 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 explosivos e acessórios para o total da obra: 
 
Cartuchos de 29 mm x 610 mm: 228,307 kg / detonação x 417 detonações: 
95,20 t 
 
Cartuchos de 15 mm x 500 mm: 29,716 kg / detonação x 417 detonações: 
12,39 t 
 
Espoleta não elétrica com retardo: 127 peças / desmonte x 417 detonações: 
52.959 peças 
 
Cordel detonante: 115 m / desmonte x 417 detonações: 47.955 m 
 
Estopim de segurança espoletado: 2 peças / desmonte x 417 detonações: 834 
 
Razão de carregamento (RC): 258,023 kg / 346 m3 
 RC = 745,73 g/m3 
 
84 
 
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 (figura 31) 
 
 
 
Figura 31 – Sequência de iniciação dos furos. 
 
85 
 
9. OTIMIZAÇÃO DO DESMONTE – INSTRUMENTAÇÃO 
 
9.1 Instrumentação 
Na marcação dos furos (afastamento e espaçamento), para que se obtenha a 
máxima precisão, pode-se utilizar o GPS. 
Na verificação da qualidade da perfuração utiliza-se o equipamento 
denominado Boretrak (figura 32)permite determinar a profundidade exata dos 
furos e dos desvios ocorridos durante a perfuração da rocha. 
 
Figura 32 – Perfilamento do furo com o Boretrak 
Quando o maciço rochoso contém cavernas e grandes fendas, recomenda-se o 
uso da câmera de inspeção, evitando a ocorrência de ultralançamentos, 
principalmente quando o desmonte é realizado com explosivos bombeados. 
Ainda para evitar a ocorrência de ultralançamento devido a irregularidades nas 
faces da bancadas, deve-se fazer o perfilamento das mesmas, através do 
equipamento denominado Laser Profile (Quarryman) figura 33, corrigindo-se, 
logo em seguida, as quantidades de explosivos da primeira linha de detonação. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
86 
 
 
Figura 33 – Perfilamento da face da bancada com o Quarryman. 
 
9.2 Equipamentos disponíveis para geração e análise direta de dados 
Nas avaliações dsa distribuições granulométricas dos desmontes de rochas 
(figura 33) utilizam-se os sistemas de fotoanálises denominados WipFrag 
(Canadá) e SpliSet (Estados Unidos), que permitem quantificar a qualidade dos 
desmontes de rocha, sem as famosas subjetividades. 
 
 
 
 
 
Figura 33 – Curva de distribuição granulométrica obtida na fotoanálise. 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
87 
 
9.3 Resultados dos desmontes por explosivo 
 
Um desmonte de rocha com o uso de explosivo atinge seu objetivo quando: 
a) Apresenta uma boa fragmentação com um menor custo possível. 
b) Não danifica (backbreak) a face e a rocha remanescente do próximo 
banco a ser perfurado. 
c) Não gera grandes problemas ambientais (vibração do terreno, 
sobrepressão atmosférica e ultralançamento). 
d) Forma uma pilha mais adequada aos equipamentos de carregamento. 
e) Não gera grande quantidade de matacões e repés. 
 
 
9.3.1 Presença de matacões na pilha de material detonado 
 
Na maioria dos desmontes, é inevitável a ocorrência de matacões devido aos 
seguintes fatores: 
- presença de blocos pré-formados pelas presenças de descontinuidades 
(juntas e falhas); 
- falta de carga nos furos, devido a entupimentos; 
- desvios dos furos ocorridos durante a perfuração; 
- alto grau de confinamento dos furos (afastamento grande ou tempo de retardo 
curto); 
- irregularidades nas malhas de perfuração. 
- face da bancada bastante irregular; 
- falhas de explosivos e/ou acessórios de iniciação; 
- blocos formados pela quebra-pra-trás (back break) do desmonte anterior. 
88 
 
9.3.2 Volume de material para a fragmentação secundária 
O volume máximo de material para a fragmentação secundária é bastante 
controvertido. Entretanto, alguns autores sugerem um volume máximo de 5% 
em relação aos fragmentos presentes na pilha. 
9.3.3 Produção e interrupção do britador primário 
A produção do britador (t/h) e, consequentemente, dos equipamentos de 
transporte e moagem, são bastante afetados pelo engaiolamento de blocos no 
britador. Estudos desenvolvidos na Mina de Sossego, da Vale, Pará, indicaram 
que um aumento significativo na razão de carregamento dos fogos, reduziram o 
número de matacões e a produtividade do britador e dos equipamentos de 
transporte (caminhões), tendo com consequência, uma maior produção na 
moagem, contribuindo para uma operação unitária bastante lucrativa. 
 
9.3.4 Geometria da pilha de material desmontado 
A geometria da pilha é fundamental para a produtividade dos equipamentos de 
carregamento (carregadeiras e escavadeiras). A figura 34 mostra a forma de 
pilha mais adequada para o equipamento de carregamento. 
 
Figura 34: 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 
89 
 
9.4 Avaliação dos explosivos utilizados 
 
Na avaliação do desempenho dos explosivos utilizados no desmonte de rocha, 
os seguintes fatores devem ser levados em conta: 
- qualidade da fragmentação; 
- custo da tonelada de rocha desmontada; 
- presença de fumaças negras ou alaranjadas (indicador de explosivo 
desbalanceado). 
- índice de falhas dos explosivos. 
- resistência a água (número de horas ou dias). 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
90 
 
10. EFEITOS SECUNDÁRIOS DAS DETONAÇÕES 
 
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 35 mostra os principais problemas gerados pelos 
desmontes de rochas. 
 
Figura 35 - Perturbações originadas pelos desmontes de rochas. 
 
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 
Prof. Valdir Costa e Silva 
91 
 
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 de 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  
 
onde: 
92 
 
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 36. 
93 
 
 
Figura 36 – Limites de velocidade de vibração de partícula de pico por 
 faixas de frequências. 
 
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 
exclui 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. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
94 
 
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 
 
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 37 - (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. 
95 
 
(O segundo tipo é constituído das “Ondas Transversais ou de Cisalhamento-S”, 
figura 37 - b), que dão lugar a um movimento das partículas perpendicular a 
direção de propagação da onda. 
Os materiais submetidos a esses tipos de onda experimentam trocas de forma 
e não de volume. 
 
Figura 37 - 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. 
 
 
a) 
b) 
Prof. Valdir Costa e Silva 
96 
 
Sobrepressão atmosférica e ruído 
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 de 
essas 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 frequências. 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 frequência que pode chegar a produzir danos diretamente sobre as 
estruturas, entretanto são mais comuns as vibrações de alfa frequência que se 
manifestam como ruído das janelas, portas etc. 
A sobrepressão atmosférica de baixa frequência 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. 
97 
 
Causas da sobrepressão atmosférica 
 
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 mostram a figura 38. 
 
 
Figura 38 - 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. 
 
 
 
98 
 
Ultralançamento dos fragmentos rochosos 
 
O ultralançamento é o lançamento indesejável de fragmentos rochosos da área 
de desmonte, representando um grande perigo para as pessoas que vivem fora 
do limite da mina. 
Quando o afastamento da frente de uma bancada é inadequado ou quando a 
coluna de tamponamento é muito curta, uma cratera é formada e a rocha é 
ejetada da cratera e pode ser arremessada a uma distância considerável, como 
é mostrado na figura 39. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 39: Causas dos ultralançamentos dos fragmentos rochosos. 
 
 
 
 
 
99 
 
Continuação da Figura 39. 
 
A continuação da figura 39 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. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
100 
 
11. PLANO DE FOGO PARA O DESMONTE ESCULTURAL 
 
11.1 Introdução 
O desmonte escultural, também chamado de detonação controlada, pode ser 
considerado como a técnica de minimizar as irregularidades provocadas na 
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 consequências negativas que derivamdo 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. 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
101 
 
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 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. 
 
11.2 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: 
102 
 
 
4
10
2
6 VOD
PF  
 
sendo: 
PF = pressão da carga da coluna de explosivo acoplada ao furo (GPa); 
 = 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. 
 
11.3 Desacoplamento e espaçadores 
 
O ultra-arranque pode ser reduzido através do desacoplamento das cargas e 
espaçadores. A razão entre o diâmetro da carga de explosivo (d) e o diâmetro 
do furo (D) é a medida do desacoplamento entre as cargas de explosivos e as 
paredes dos furos (d/De 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. 
 
As provisões especiais relacionados com o desmonte submarino incluem: 
Prof. Valdir Costa e Silva 
108 
 
- 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 40 - Perfuração e desmonte através de um aterro. 
 
 
109 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 41 - Perfuração e desmonte a partir de uma plataforma 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 42 - Perfuração e desmonte utilizando mergulhadores 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
110 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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 
Figura 43 – Desmonte Subaquático utilizando cargas ocas. 
 
 
 
111 
 
 RCverticais = 1,10 + 0,01HA + 0,02HC + 0,03HR 
Onde: 
RCinlinados = razão de carregamento quando os furos forem inclinados; 
RCverticais = razão de carregamento quando os furos forem verticais; 
HA = altura da lâmina d’água; 
HC = altura do capeamento; 
HR = altura da rocha. 
 
b) Razão linear da carga (RL) 
 
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) 
 
e
e x
d
RL 

4000
2

RC
RL
SEA 
SEAEA 
Prof. Valdir Costa e Silva 
112 
 
A tabela 13 pode ser utilizada para o cálculo da Subperfuração. 
Tabela 13– Determinação da Subperfuração em função do afastamento 
Ângulo da ruptura 0 10 20 
Subperfuração (m) 0,70A 0,88A A 
 
f) Tampão (T) 
 
 
f) 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 explosivo 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 
3
A
T 
113 
 
 RCvertical = 1,10 + 0,01 x 15 + 0,02 x 2 + 0,03 x 12 = 1,65 kg/m3 
 
b) Razão linear de carregamento (RL) 
 
c) Superfície efetiva de arranque (SEA) 
 
d) Afastamento (A) e Espaçamento (E) 
 
e) Subperfuração (S) 
 
 S = 0,70A = 0,70 x 2,5 m = 1,8 m 
 
 
f) Tampão (T) 
 
T = A/3 = 2,5 m/3 = 0,8 m 
 
g) Profundidade do furo (Hf) 
 
Hf = HR + S = 5 m + 1,8 m = 6,8 m 
mkgxx
d
RL e
e /21,103,1
4000
)100(14,3
4000
22
 

2
3
19,6
/65,1
/21,10
m
mkg
mkg
RC
RL
SEA 
mSEAEA 5,219,6 
Prof. Valdir Costa e Silva 
114 
 
h) Carga por furo (CF) 
 
 CF = RL (Hf - T) = 10,21 x (6,8 – 0,8) = 61,26 kg 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
115 
 
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 44 mostra um esquema representando a 
abertura de uma rampa. 
 
 
 
 
 
 Figuras 44 – 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); 
Altura do banco 
Prof. do corte 
Prof. Valdir Costa e Silva 
116 
 
- carga do furo; 
- seqüência de iniciação. 
 
Neste cálculo 3 zonas de desmonte serão diferenciadas: 
 
a) ZONA DE DETONAÇÃO PROFUNDA 
 
A zona de detonação da bancada é caracteriza pela altura da bancada (H), 
conforme ilustrada na figura 45. Nessa zona as seguintes fórmulas são 
utilizadas: 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 45 – 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; 
A A 
S 
E 
117 
 
KE = constante relacionando o espaçamento e o afastamento; 
KS = constante relacionando a subperfuração e o afastamento; 
KT = constante relacionando o tampão e o afastamento. 
 
Mas A = S/KS = mS 
onde m = constante de proporcionalidade = 1/KS. 
 
A distância (LD) do início da rampa até quando a mesma atinge uma 
profundidade (H), pode ser calculada por: 
 
 LD = H / G onde G = inclinação da rampa. 
 
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 46). 
 
 
 
 
 
 Figura 46 – Localização da Zona Rasa e Profunda.Zona Profunda 
Zona Rasa 
S 
118 
 
 
 
 
 
 
 Figura 47 – Detalhe da carga na Zona Rasa 
 
No cálculo utilizaremos as seguintes simplificações: 
 
1) O topo da carga é colocado no nível do greide desejado. A profundidade do 
corte (H’) é igual ao comprimento do tampão (T); 
 
2) A relação entre a profundidade do corte (H’), o comprimento da carga (S’) e 
o diâmetro do explosivo (De) é dada por: 
 
3) Normalmente, nessa região, explosivos encartuchados são utilizado em vez 
de explosivos bombeados. O comprimento S’, para um único cartucho, pode 
ser expresso em função do diâmetro do explosivo (De) do cartucho: S’ = 
KeDe, onde K é a relação entre o comprimento e diâmetro do explosivo 
encartuchado utilizado. Depende do tipo e do adensamento do explosivo 
utilizado. 
Para furos com diâmetro  8”, Ke varia de 2 a 3. Assumiremos um valor 
médio de 2,5, teremos: 
S’ = 2,5De 
 













2
19
2
'
' eDS
H
S’ 
119 
 
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 48 - é dado por: 
 LT = LD - LS 
 
 
 
 
 
 
 Figura 49 – Detalhes das Zonas de uma rampa. 
Utilizando a semelhança de triângulo da figura 49 demonstra-se que: 
 
 
 
 
 
 
 
K
XL
SH
XL
SH
XL
SH
t
Tt
DS








 ''
Profunda 
Transição 
Rasa 
S ST 
S’ 
Prof. Valdir Costa e Silva 
120 
 
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 
- 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 
   
    








''
''
SHSH
LSHLSH
X SD
Prof. Valdir Costa e Silva 
121 
 
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
122 
 
 
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 50, 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 88,3
6,008,28,112
268,1121506,008,2









09,0
88,3150
8,112







XL
SH
K
D
123 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 50 – Ábaco de Chung para o cálculo das variáveis de uma rampa 
 
Etapa 6. O ábaco da figura 50 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 correspondentes distâncias são apresentadas na 
tabela 13. 
Distância Horizontal 
 L (m) 
 
 
Prof. do corte 
 H (m) 
E (m) e A (m) 
Subperfuração 
 S (m) 
124 
 
Tabela 13 - 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) 
Distância Horizontal (m) 
125 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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 14 e na figura 51. 
 
Tabela 14 - Profundidade dos furos para diferentes malhas. 
Malha (m x m) Profundidade do furo (m) 
 7 x 7 13,8 
 6 x 6 12,4 
 5 x 5 10,2 
 4 x 4 7,8 
 3 x 3 5,3 
 2 x 2 3,1 
 
Distância Horizontal (m) 
126 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 51 – Resumo do cálculo do135 
 
b) Longitude do furo (L). 
 
c) Longitude da carga de fundo (Lf ) e Tampão (T), pela tabela 17. 
 
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 18 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















136 
 
15. SEGURANÇA E MANUSEIO DE EXPLOSIVOS INDUSTRIAIS 
 
15.1 Procedimentos de segurança 
 OPERAÇÃO 
 Durante a atividade de carregamento nenhum veículo, exceto os 
contendo explosivos e acessórios, deverá trafegar na área do 
carregamento (figura 59). 
 
 
Figura 59 – Isolamento da área com fitas zebradas. 
 
 É vedado o trânsito, na área de carregamento, de pessoas não 
autorizadas. 
 Nunca coloque uma broca, em caso de repasse, num furo sem ter 
absoluta certeza de que não existe explosivo no seu interior. 
 Quando for carregar verifique se o furo está desentupido até o fundo. 
 Não fique próximo, ou de costas para a face livre da bancada (figura 60). 
Prof. Valdir Costa e Silva 
137 
 
 
Figura 60 – Risco de desabamento decorrente da atividade do 
 backbreak. 
 
 Sempre que estiver carregando, coloque os explosivos e os acessórios 
bem distantes um do outro. 
 Não force o explosivo, principalmente o cartucho-escorva através de 
obstruções. 
 Sempre faça as ligações de cordeis detonantes bem firmes, evite os 
cruzamentos da linha tronca sobre as derivações, e evitar ângulos 
reversos (figura 61). 
 
Figura 61 – Possibilidade de formação de ângulo reverso. 
 
 Deve-se realizar aterramento do caminhão tanque de transporte de 
explosivos antes do início do carregamento do mesmo. 
 O carregamento e o descarregamento de explosivos e acessórios devem 
ser feito com o veículo desligado e com as rodas calçadas. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
138 
 
 Antes da detonação verifique possíveis erros, esquecimentos de 
ligações ou sequência de iniciação fora de ordem dos acessórios que 
porventura tenham ocorrido. 
 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 
(figura 62). 
 
Figura 62 – Meio de evitar a queda do acessório dentro do furo. 
 
 Não carregar os furos imediatamente após a perfuração, sem antes 
verificar se o mesmo está limpo e não contem pedaços de rochas ou 
pedaços de metal. 
 Nunca recarregar furos que tenham sido carregados e detonados 
anteriormente. 
 Comprovar a elevação (tampão) da carga dos explosivos bombeados 
(granulados e emocionados), e tomar as medidas pertinentes caso se 
detecte a presença de vazios (cavernas, fendas) que não foram 
observadas durante a perfuração. 
 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. 
 Não utilizar o atacador diretamente nos cartuchos escovardos. 
 Realizar o tamponamento sem violência para não danificar os acessórios 
de detonação. 
 Não introduzir rochas, sacos plásticos ou outros objetos juntamente com 
o material do tampão. 
139 
 
15.2 Transporte e armazenamento 
Todos os explosivos, agentes detonantes, espoletas simples e elétricas, 
estopins, tubos de choque, detonadores eletrônicos 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 e acessórios 
 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 ou acessórios 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. 
 Deve-se fazer um inventário das quantidades de explosivos e acessórios, 
verificando constantemente esses valores. 
 Relate de imediato qualquer tentativa de arrombamento do paiol ou roubo 
de explosivos e acessórios. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
140 
 
 Em caso de vestígios da presença de roedores, combata-os com veneno 
apropriado, bem como verifique e sele as passagens dos mesmos. 
 Sempre utilizar e despachar os produtos mais antigos, pela ordem de 
entrada no paiol. 
 Manter a temperatura do paiol entre 10 e 30º C. 
 Utilize psicômetros nos paios. 
 As portas e janelas devem ser abertas para fora. 
 Tanto as janelas como os respiradores, condutos de ventilação devem ser 
protegidos por telas metálicas. 
 Mantenha sistema de alarmes (sirene e celular), câmeras para avisos de 
possíveis invasões das áreas dos paióis. 
 
Medidas para transportar explosivos dentro das explotações 
 Acatar rigorosamente as disposições estabelecidas pelos regulamentos 
vigentes. 
 Verificar diariamente se os veículos destinados a transportar explosivos 
reúnem as condições exigidas pelo organismo competente. 
 Levar nos veículos extintores de incêndio, em lugares apropriados, de fácil 
acesso, devendo conhecer obrigatoriamente o motorista e os ajudantes o 
seu uso. 
 Desligar o motor do veículo durante as operações de carga e descarga dos 
explosivos. 
 Nunca transportar os acessórios de iniciação juntamente com explosivos 
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. 
 
 
141 
 
Verificação de Falhas (Negas) 
a) a constatação de uma falha na detonação poderá ser verificada através: 
 - do resultado do desmonte; 
 - da presença de explosivos não detonados; 
 - de espoletas não detonadas. 
b) uma falha pode ser causada por: 
 - escorvamento mal feito; 
 - estopim, cordel detonante ou explosivo deteriorado; 
 - ligações mal feitas ou esquecimento de realizar conexões; 
 - avarias no circuito, na utilização de espoleta elétrica; 
 - furos “roubados”; 
 - falha na fabricação de materiais; 
 - falta de supervisão. 
 
Medidas que devem ser tomadas quando da falha de furos 
 Manter todos os acessos interditados. 
 Sinalize o lugar onde se encontram os furos falhados. 
 Eliminar os furos falhados antes de reiniciar os trabalhos de perfuração,carregamento e transporte em áreas próximas. 
 Destinar o pessoal mais qualificado nos trabalhos de neutralização e 
eliminação de explosivos nos detonadores. 
 Não tentar retirar os explosivos do furo por meio mecânico. Sugere-se um 
jato de água (ar comprimido + água) para retirar ou dessensibilizá-lo. 
 Cuidados adicionais deverão ser tomados se o explosivo ainda estiver 
escovardo. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
142 
 
 Em caso de escovarmento com cordel detonante, tentar retirar o material 
do tampão e colocar um cartucho escorvado junto ao explosivo para sua 
destruição. Tamponar o furo com material granular fino. 
 Se o explosivo não estiver acessível, perfurar um novo furo a uma distância 
superior a 10 vezes o diâmetro do furo (cuidado com a direção e o ângulo), 
caso o regulamento vigente permita. 
 Recolher amostras. 
 Solicitar assistência Técnica. 
 Criar uma comissão interna para diagnosticar e evitar que esse tipo de 
falha se repita. 
 
15.3. Destruição de explosivos 
A utilização de explosivos conduz frequentemente ao aparecimento de 
explosivos deteriorados devido a: 
 Armazenagem em locais demasiadamente úmidos 
 Vencimento do prazo de validade 
 Molhagem acidental dos explosivos 
 Tiros falhados 
 Embalagens rasgadas ou deterioradas 
 Exsudação da nitoglicerina/nitroglicol 
 
 
143 
 
Atenção: os explosivos não devem ser destruídos em suas embalagens de 
origem. Para realizar uma operação segura e dentro da lei, consulte o 
regulamento R-105, Título VII, Normas complementares, Capítulo 1, 
Generalidades sobre Destruição. 
 
O procedimento normal consiste em fazer uma cama de palha seca (figura 63) 
ou outros produtos com características semelhantes, com espessura suficiente 
para assegurar a propagação do fogo e onde se colocam os explosivos a 
destruir, procurando evitar o contacto entre eles. Este leito, sobretudo quando 
utilizado para destruir explosivos nitrados, deve ser ativado com um pouco de 
outro combustível similar. 
 
Figura 63 – Maneira correta de destruir os explosivos por combustão. 
 
A tabela 19 mostra as distâncias de segurança para a combustão de 
explosivos. 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
144 
 
Tabela 19 - distâncias de segurança para a combustão de explosivos 
 
 
 
 
12. Consulta Bibliográfica 
 
- Britanite, Manual Básico de Utilização de Explosivos, Quatro Barras, 
 2006. 
- CASTRO, R. S. & PARRAZ, M. .M. Manual de Ferramentas de Perfuração, Sindicato 
 Nacional dos Editores de Livro, 225p., Rio de Janeiro, 1986. 
- DFPC, R-105: site: www.dfpc.eb.mil.br 
- FERNÁNDEZ, J. C. Tecnología de los Explosivos, Universidad de Chile – Departamento Ingenieria de 
 Minas, Santiago, 2000 
- Germani, D. J., Notas do Curso de Lavra, VALER, Rio de Janeiro, 2006. 
- HUSTRULID, W., Blasting Principles for Open Pit Mining, Vol. 1 General Design Concepts 
 and Vol. 2 Theoretical Foundations, Balkema, Rotterdam, 1999. 
- Jimeno, C. L., Jimeno E. L. & Bermúdez, P. G. Manual de Perforación y 
 Voladura de Rocas, Madri, 2003. 
- Mainiero, R. J, Explosives Transport Issues, The Journal of Explosives 
http://www.dfpc.eb.mil.br/
145 
 
 Engineering, Volume 26, Number 2, pages 6-11, March/April, Cleveland, 
 2009. 
- Manual de Autoproteção – Produtos Perigosos Manuseio e Transporte 
 Rodoviário, 9ª. Edição, São Paulo, 2008. 
- Orica, Explosivos, Acessórios Industriais e Tecnologia Aplicada ao 
 Desmonte de Rocha, São Paulo, 2007. 
- REIS, D. Apostila de Operações Mineiras – Escola de Minas da UFOP, Ouro Preto, 1992. 
- Silva, V. C. Apostila da Disciplina MIN112 - Operações Mineiras, Ouro Preto, 
 2010. 
- Verakis, H. & Lobb, T. Bulk Transport Vehicle Fire Safety: Preventing a 
 Mine Site Disaster, The Journal of Explosives Engineering, Volume 26, 
 Number 2 , pages 14-19, March/April, Cleveland, 2009.(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; 
Prof. Valdir Costa e Silva 
6 
 
 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; 
 
 
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 500 MPa. 
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. 
 
1.2 CARACTERÍSTICAS DOS FUROS 
 
Os furos são geralmente caracterizados por quatro parâmetros: diâmetro, 
profundidade, retilinidade e estabilidade. 
 
 
7 
 
Diâmetro dos furos 
O diâmetro do furo depende da finalidade do mesmo. Em furos para 
detonações, há vários fatores que influem na escolha do diâmetro, por 
exemplo, o tamanho desejado dos fragmentos, após a detonação; 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 2 mostra a relação entre 
os diâmetros e o número de furos, porte dos equipamentos de escavação, 
altura da pilha e granulometria dos fragmentos rochosos após a detonação. 
 
 Figura 2: Influência do diâmetro no n.º de furos, na fragmentação 
da rocha, na altura da pilha e no porte do equipamento de carregamento. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
8 
 
A figura 3 mostra a relação entre o diâmetro de perfuração e a seção do túnel 
ou galeria e o tipo de equipamento de perfuração. 
 
Figura 3 - Influência do diâmetro da perfuração no tamanho da seção 
 da galeria 
 
 
Malhas de perfuração a céu aberto 
 
A geometria das malhas de perfuração pode ser quadrada, retangular, 
estagiada, triângulo equilátero ou malha alongada: 
 
 A 
 
 E 
 
a) malha quadrada b) malha retangular 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
9 
 
 
 
 
 
 c) malha estagiada (pé de galinha) 
 
Malhas quadradas (A=E) e retangulares (E>A): 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 Equilátero: são malhas estagiadas com a relação E/A = 
1,15. São indicadas para rochas compactas e duras. Possuem ótima 
distribuição da energia do explosivo na área de influencia do furo, maximizando 
a fragmentação. O centro do triângulo equilátero, o ponto mais crítico para 
fragmentação, recebe igual influência dos três furos circundantes. 
 
Malhas alongadas: Conforme a relação E/A as malhas podem assumir várias 
configurações. As malhas alongadas possuem elevada relação E/A, 
geralmente acima de 1,75. São indicados para rochas friáveis/macias 
aumentando o lançamento por possuírem menor afastamentos. 
 
 
 
10 
 
1.3. ASPECTOS TEÓRICOS DAS DETONAÇÕES 
 
1.3.1 Combustão, Deflagração e Detonação. 
Qualquer matéria ao ser excitada por calor, impacto ou onda de choque, pode 
apresentar as seguintes reações: 
- Combustão: processo lento de liberação de energia (calor), normalmente, a 
velocidade de reação é de alguns mm/s. 
- Deflagração: Decomposição química por transferência térmica. A reação 
atinge velocidades de detonação variando de 100 a 1500 m/s, podendo atingir 
uma pressão de detonação de 50 MPa e temperaturas na faixa de 1270 a 2270 
ºC. 
- Detonação: Decomposição química produzida por uma onda de choque. 
A reação atinge velocidades de detonação variando de 2 a 8 km/s, podendo 
atingir pressões de detonação de 5 a 15 GPa e temperaturas na faixa de 2230 
a 4500 ºC. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
11 
 
2. TIPOS DE EXPLOSIVOS 
 
2.1 Explosivos nitroglicerinados 
 
Os altos explosivos (figura 4) possuem na sua composição química a 
nitroglicerina 
 
Figura 4 – Explosivos a base de nitroglicerina. 
 
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. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
12 
 
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. 
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. 
 
2.2 AGENTES EXPLOSIVOS SECOS 
 
2.2.1 ANFO 
Entre os explosivossecos ou 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 
13 
 
determinadas pelos americanos Lee e Akre, em 1955. A figura 5 mostra os 
explosivos granulados ensacados. 
 
Figura 5 – Explosivos granulados em embalagens de 25 kg. 
 
 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 (óleo queimado, 
serragem, palha de arroz etc.) oxidantes e absorventes. A Vale fabrica, em 
Itabira, Minas Gerais, explosivo granulado constituído de óleo queimado, palha 
de arroz e nitrato de amônio. 
 
 
2.2.2 Principais parâmetros que afetam o desempenho do AN/FO 
 
Os explosivos granulados, tipo ANFO, tem o desempenho comprometido pelos 
seguintes parâmetros: 
Prof. Valdir Costa e Silva 
14 
 
- presença de água nos furos (os explosivos granulados não tem resistência a 
 água); 
- forma de iniciação quanto menor for a massa do iniciador (cartucho ou 
 Booster) menor será a velocidade de detonação; 
- diâmetro da perfuração (quanto menor o diâmetro, menor será a VOD); 
- forma da mistura (quanto menos homogênea, menor será o desempenho). 
 
2.2.3 Condições de armazenagem e validade 
 
Os explosivos secos devem ser armazenados, durante um ano, em paios com 
boa ventilação e umidade adequada para que não tenham os seus 
desempenhos comprometidos. 
 
 
2.3 AGENTES EXPLOSIVOS ÚMIDOS 
 
2.3.1 Emulsões 
O interesse em explosivos em emulsão deu-se no início da década de 60. 
Explosivos em emulsão são do tipo “água-em-óleo” (water-in-oil). Eles 
consistem de 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 figura 6 
mostra a emulsão encartuchada, enquanto a tabela 4 mostra a composição 
básica de um explosivo em emulsão. 
15 
 
 
Figura 6 – Emulsão encartuchada. 
 
 Tabela 4 - Composição típica de um explosivo em emulsão. 
 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 
 Fonte: Silva, V. C., 2008 
 
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 5). 
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. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
16 
 
Para uma blendagem de ANFO/Emulsão: 60/40, a uma densidade de 1,33 
g/cm3, o ANFO pesado passa a apresentar resistência à água, porém a 
escorva mínima de iniciação deve apresentar uma massa acima de 450 g. 
A Mina de Sossego, da Vale, localizada em Canaã dos Carajás, é a maior 
consumidora do Brasil de ANFO Pesado, fabricado pela empresa DEXPOL que 
produz, aproximadamente, 3000 toneladas por mês. 
 
Tabela 5 - Composição típica do ANFO Pesado com resistência à água. 
 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 
 Fonte: Silva, V. C., 2008 
 
2.4 PROPRIEDADES DOS EXPLOSIVOS 
 
Densidade de um explosivo 
Densidade é a relação entre a massa e o volume dessa massa, medida em 
g/cm3. A densidade dos explosivos comerciais varia de 0,6 a 1,45 g/cm3. A 
densidade dos explosivos é um fator importante para a escolha do explosivo. 
Os explosivos com densidade inferior ou igual a 1 não devem ser utilizados em 
Prof. Valdir Costa e Silva 
17 
 
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
 
 
onde: ETx e ETp são as energias termoquímicas do explosivo x e padrão, 
respectivamente. 
18 
 
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 por volume): é a energia 
disponível por volume de um explosivo x, comparada com a energia 
disponível por igual volume de um explosivo tomado como padrão. Isto é: 
 
RBS
ETx
ETp
x
x
p
RWS x
x
p
 




 
 
onde: x e p são as densidades do explosivo x e p, respectivamente. 
 
Exemplo 2: Utilizando os dados do exemplo anterior; cálculo da EnergiaRelativa por Volume (RBS): 
 
19 
 
3
3
cm/g85,0
cm/g15,1
x
g/cal900
g/cal850
p
x
x
ETp
ETx
RBS 


 
 
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. 
 
Gases gerados pelos explosivos 
A classificação dos fumos é primordialmente importante na seleção de 
explosivos para desmontes subterrâneos ou utilização em túneis em que as 
condições de ventilação e renovação do ar são limitadas. Quando o explosivo 
detona, decompõe-se em estado gasoso. Os principais componentes são 
Dióxido de Carbono, Monóxido de Carbono, Oxigênio, 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 
20 
 
propriedades do explosivo usado. O máximo de energia é conseguido quando 
o BO é zero. Na prática, esta condição é utópica (Reis, 1992). 
 
Balanço de Oxigênio de um explosivo e Energia de explosão (Hf) 
A maioria dos ingredientes dos explosivos é 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), a tabela 6 mostra a necessidade de oxigênio para 
equilibrar a equação: 
N2H403 + CH2  CO2 + H2O + N2 
 Tabela 6 - Cálculo da necessidade de oxigênio para 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 
Prof. Valdir Costa e Silva 
21 
 
O resultado é uma deficiência de 3 átomos de oxigênio por unidade de CH2. 
Desde que cada molécula do nitrato de amônio apresenta excesso de um 
átomo de oxigênio, 3 unidades de nitrato de amônio são necessárias para o 
balanço de cada unidade de óleo diesel na mistura de AN/FO. 
Equilibrando a equação: 
 3N2H403 + CH2  CO2 + 7H2O + 3N2 
 
Cálculo das percentagens de N2H403, CH2 por massa de mistura de AN/FO: 
 
Usando as massas moleculares da tabela 7, podemos calcular a soma das 
massas moleculares dos produtos a partir das massas atômicas: C = 12; O = 
16; H = 1; N = 14. 
 
Tabela 7 - 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% 
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22 
 
Calor de Formação ou Energia de Explosão (Hf) 
 
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 
 
Utilizando os valores da entalpia da tabela 8, teremos: 
 
 
Tabela 8 - Entalpia de Formação para diferentes compostos 
 
 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 
23 
 
Transformando para cal/g: 
 
-229,8 x 1000 / 254 g  Hf = - 905 cal/g 
 
 
Velocidade e Pressão de detonação de um explosivo 
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  
sendo: 
PF = pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente 
 acoplado ao furo (GPa); 
 = densidade do explosivo (g/cm3); 
VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s). 
Para a medição da VOD do explosivo, pode-se equipamento denominado de 
MicroTrap, de fabricação da MREL do Canadá (detalhes no site 
www.mrel.com). 
Prof. Valdir Costa e Silva 
24 
 
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. 
 
2.5. Seleção dos explosivos 
 
Na seleção deexplosivos, os seguintes itens devem ser observados: 
a) Presença de água nos furos. 
b) Custo unitário. 
c) Tonelagem a ser consumida. 
d) Possibilidade de fabricação na própria mina. 
e) Resistência da rocha e tipos litológicos. 
f) Presença de fendas e cavernas no maciço rochoso. 
g) Diâmetro da perfuração. 
h) Interferências com o meio ambiente. 
 
2.6 Preços dos explosivos 
Como qualquer produto, o preço do explosivo é influenciado pelo volume a 
ser adquirido. A tendência, entre as grandes companhias, é de terceirizar o 
25 
 
carregamento dos fogos, principalmente em operações de grande porte, onde 
são necessários caminhões bombeadores de explosivo. Em muitos contratos, 
a mineradora fornece as matérias primas necessárias (nitrato de amônio, óleo 
combustível, emulsificantes, nitrito de sódio, ácido nítrico etc.) pagando pelo 
serviço prestado (R$/kg). 
O preço do explosivo não pode ser analisado isoladamente, pois um explosivo 
mais caro (mais potente) permite o uso de uma maior malha de perfuração e, 
consequentemente, a redução do custo do desmonte de rocha por tonelada 
desmontada. 
 
2.7 Métodos de desaguamento 
Em algumas operações, quando a altura da coluna d’água é pequena (até 0,5 
m) utiliza-se bombas d’água para retirar a mesma, permitindo assim, o uso de 
explosivos secos (granulados), figura 7 (esquerda). Recomenda-se que após 
a retirada da água os furos sejam encamisados (filme plástico), para que o 
explosivo não venha a ser contaminado e, consequentemente, venha falhar 
figura 7 (direita). 
 
Figura 7 – Método de desaguamento e encamisamento do furo. 
Em furos de pequeno diâmetro (até 76 mm) pode-se ensalsichar os 
explosivos granulados com filmes plásticos (figura 8). 
26 
 
 
Figura 8 – Ensalsichamento do explosivo granulado. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
27 
 
3. ACESSÓRIOS DE INICIAÇÃO MAIS COMUNS 
 
3.1 Estopim e espoleta comum 
 
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 
materiais têxteis que, por sua vez, são envolvidos por material plástico ou 
outro, visando sua proteção e impermeabilização. 
Para se iniciar o estopim (figura 9), poder-se-á usar palitos de fósforos comuns 
e isqueiros. 
 
Figura 9 – Espoleta simples e estopim de segurança. 
 
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 
Espoleta Simples 
Estopim de Segurança 
Prof. Valdir Costa e Silva 
28 
 
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. 
 
3.2 Cordel detonante 
 
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 (figura 10). 
 
Figura 10 – Bobinas de cordel detonante. 
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. 
29 
 
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. 
Exemplos de gramaturas dos cordeis detonantes mais utilizadas: 
NP-10 (10 g/m de Nitropenta  10%), 
NP-5 (5 g/m de Nitropenta  10%), 
NP-3 (3 g/m de Nitropenta  10%). 
 
Retardo Bidirecional não elétrico para Cordel Detonante 
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. Os conectores de 
superfície de milisegundos (MS Conectors) vem substituindo o retardo de 
superfície, tipo osso de cachorro, devido a sua facilidade na amarração dos 
furos (figura 11). 
 
Figura 11 – Conectores bidirecionais para cordel detonante. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
30 
 
3.3 Tubo de choque – tipo nonel 
 
O sistema não elétrico de iniciação, com linha silenciosa (figura 12), 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 ou 20 g/km, 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. 
 
Figura 12 – Tubo de choque (linha silenciosa) 
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” (figura 13), alguns cartuchos podem não ser iniciados. 
31 
 
 
Figura 13 – Possibilidade de falha devido à ocorrência de Air Gap 
 demasiado. 
 
Booster (Reforçador) 
Carga explosiva destinada a iniciar explosivos bombeados de baixa 
sensibilidade (Granulados, Emulsões e ANFO Pesado) ou furos contendo 
explosivos encartuchados com diâmetro superior a 3”. O Booster possui carga 
pirotécnica constituída de Nitro Penta e TNT (50/50 e 60/40), figura 14. 
 
Figura 14 – Reforçadores com massas diferentes. 
 
Detonador Eletrônico 
Acompanhando a evolução tecnológica,o mercado desenvolveu o Sistema de 
Retardo Eletrônico (figura 15), que consiste de uma espoleta de retardo 
eletrônico, fácil de usar, programável, para todo tipo de desmonte em 
Air Gap 
Prof. Valdir Costa e Silva 
32 
 
mineração e na construção civil, podendo ser usado tanto em obras a céu 
aberto como subterrâneas. 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 15 – Detalhes do Retardo Eletrônico. 
 
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. 
 
 
 
 
 
 
 
 
DETONADOR ELETRÔNICO
33 
 
4. DESMONTE DE ROCHAS 
 
4.1. Plano de fogo a céu aberto 
 
A figura 16 mostra as variáveis geométricas de um plano de fogo. 
 
 
Figura 16 – Variáveis de um plano de fogo para bancada. 
 
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. 
 
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. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
34 
 
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 fórmula empírica e bastante útil para 
o cálculo do afastamento (A) é expressa por: 
 
e
r
e dxA 











 5,120123,0


 
 
sendo: e = densidade do explosivo (g/cm3); 
 r = densidade da rocha (g/cm3); 
 de = diâmetro do explosivo (mm). 
 
 
35 
 
Considerações sobre o desmonte de rochas 
 
Um dos fatores que interferem na qualidade do desmonte de rocha é a razão 
entre a altura da bancada (Hb) e o afastamento (A). A tabela 9 tece alguns 
comentários acerca desta relação. 
 
Tabela 9 - Comentários a respeito da relação Hb e Afastamento (A). 
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), dois casos devem ser observados: 
- os furos são iniciados instantaneamente, a seguinte expressão pode ser 
usada: 
E = 2 x A 
- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser 
usada: 
E = 1,4 x A 
O espaçamento nunca deve ser menor que o afastamento, caso contrário, o 
número de matacões será excessivo. 
Observação: as Malhas Alongadas possuem elevada relação E/A, 
geralmente acima de 1,75. São indicadas para rochas friáveis/macias. 
 
c) SUBPERFURAÇÃO (S) - É o comprimento perfurado abaixo da praça da 
bancada ou do greide a ser atingido. A necessidade da subperfuração 
decorre do 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 altos riscos para os operários e os 
equipamentos. 
S = 0,3 A 
 
8
)7( AH
E b 
37 
 
d) PROFUNDIDADE DO FURO (Hf) - É o comprimento total perfurado que, 
devido a inclinação e a subperfuração (S), será maior que a altura da 
bancada. O comprimento do furo aumenta com a inclinação, entretanto, a 
subperfuração (S) diminui com esta. Para calcular (Hf) utiliza-se a seguinte 
expressão: 
 
Sx
H
H b
f 






100
1
cos


 
 
e) TAMPÃO (T) - É a parte superior do furo que não é carregada com 
explosivos, mas sim com terra, areia ou outro material inerte bem socado a fim 
de confinar os gases do explosivo. O ótimo tamanho do material do tampão 
(OT) apresenta um diâmetro médio (D) de 0,05 vezes o diâmetro do furo, isto é: 
 
OT = D / 20 
O material do tampão deve ser angular para funcionar apropriadamente. 
Detritos de perfuração devem ser evitados. 
O adequado confinamento é necessário para que a carga do explosivo 
funcione adequadamente e emita 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  produzirá mais matacões, entretanto o lançamento será menor ou 
 eliminado. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
38 
 
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


2
4000
 
 
onde: de = diâmetro do explosivo (mm); 
 e = densidade do explosivo (g/cm3). 
 
Altura da carga de fundo (Hcf ) 
A carga de fundo é uma carga reforçada, necessária no fundo do furo onde a 
rocha é mais presa. 
39 
 
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 (Hcc ) 
 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 seráa soma da carga de fundo mais a de coluna: 
 
CT = CF + CC 
 
h) RAZÃO DE CARREGAMENTO (RC) 
 
)/( 3mg
V
CT
RC  ou )/( tg
V
CT
RC
r
 
 
 
 
40 
 
Exemplos de cálculo de plano de fogo 
 
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);  = 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 















 
mxA 6,21015,1
7,2
85,0
20123,0 











 
 
Cálculo da Subperfuração (S) 
 
 S = 0,3 x A = 0,3 x 2,6 m = 0,8 m 
Prof. Valdir Costa e Silva 
41 
 
b) Cálculo da profundidade do furo (Hf) 
 
mxSx
H
H b
f 6,168,0
100
20
1
20cos
15
100
1
cos
















 
 
d) Cálculo do Espaçamento (E) 
Como Hb/A = 5,8  Hb/A > 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os 
furos de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada: 
 
E = 1,4 x A = 1,4 x 2,6 = 3,6 m 
 
e) Cálculo do Tampão (T) 
 
 T = 0,7 x A = 0,7 x 2,6 m = 1,8 m 
 
f) Cálculo da razão linear de carregamento (RL) 
 
 RL
d
xe
e


2
4000
 
 
Para o ANFO: 
 
mKgxx
d
RL e
e
ANFO /8,685,0
4000
10114,3
4000
22
 

 
 
 
42 
 
Cálculo da altura da carga de explosivo (He) 
 
 He = Hf - T = 16,6 – 1,8 = 14,8 m 
 
h) Cálculo da carga de explosivo (CE) 
 
 CE = RLANFO x He = 6,8 Kg/m x 14,8 m = 100,64 kg 
 
g) Cálculo do volume de rocha por furo (V) 
 
V = Hb x A x E = 15 x 2,6 x 3,6 = 140,4 m3 
 
j) Cálculo da razão de carregamento (RC) 
 
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  
 
 
43 
 
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 
 Boosters de 150 g (um por furo): R$ 7,0 / unidade 
 Retardos de superfície de 25 e 42 ms: R$ 6,0 / unidade 
 Cordel detonante: R$ 0,60/m 
 Estopins espoletados: R$ 0,80 
 
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). 
 
a) Cálculo do número de furos necessários (NF) 
 
NF = (m3 necessários) : (volume de rocha por furo) 
= 4481 m3: 140,4 m3 /furo= 32 furos 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
44 
 
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): 
 Boosters: 32 furos x R$7,0/furo = R$224,00 
 Cordel Detonante (estimando um total de 581 m): 581/m x R$0,6 = R$348,60 
 Estopins espoletados (2 por motivo de segurança): 2 x R$0,8 = R$1,60 
 Retardos de superfície (total de 12): 20 x R$6,0 = R$120 
 
 CA = R$ 224 + R$ 348,60 + R$ 1,6 + R$ 120 = R$ 694,20 
 
 
 
45 
 
 Custo com explosivo e acessório (CEA) 
 
 CEA = CCE + CA = R$ 2.898,43 + R$ 694,20 = R$ 3.592,63 
 
e) Cálculo do custo da perfuração (CP) 
 
 CP = MP x custo/m = 531,2 m x R$ 5,52/m = R$ 2.932,22 
 
f) Cálculo do Custo Total do Desmonte (Perfuração + Explosivos e acessórios) 
[CTD] 
 
 CTD = CP + CEA = R$ 2.932,22 + R$ 3.592,63 = R$ 6.524,85 
 
g) Custo por m3 
 
 (R$ 6.524,85 : 4481 m3) = R$ 1,46 / m3 
 
h) Custo por tonelada 
 
 [R$ 6.524,85 : (4481 m3 x 2,7 t/m3)] = R$ 0,54 / t 
 
 
 
 
46 
 
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;  = 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 











 
 
b) Cálculo da Subperfuração (S) 
 
 S = 0,3 x A = 0,3 x 2,0 m = 0,6 m 
 
 
 
47 
 
c) Cálculo da profundidade do furo (Hf) 
 
mxSx
H
H b
f 2,86,0
100
20
1
15cos
5,7
100
1
cos
















 
 
d) Cálculo do Espaçamento (E) 
 
Como Hb/A =3,8  Hb/A- aumento no tempo do 
 bate choco 
 - aumento nos custos da manutenção - sobreescavação do maciço 
 
 
Meio Ambiente 
Prof. Valdir Costa e Silva 
50 
 
 - 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 17 analisa os diversos perfis de uma pilha de rocha desmontada. 
51 
 
 
 Figura 17 - Perfis de pilhas de rochas desmontadas. 
 
 
(As figuras 18-(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 
52 
 
Figura 18: a) altura de pilha apropriada para a pá carregadeira de pequeno porte; 
 b) altura da pilha apropriada para escavadeiras a cabo e hidráulica. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
6. 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; 
Prof. Valdir Costa e Silva 
53 
 
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 19, 20 e 21 mostram diferentes tipos de ligação. 
 
 Figura 19: a) ligação em um banco que apresenta apenas uma face livre; 
 b) ligação em um banco que apresenta duas faces livres. 
54 
 
 
 Figura 20 - Ligação em “V” utilizada para se obter uma pilha mais alta e uma melhor 
fragmentação, utilizando o sistema de iniciação de tubos de choque. 
 
 
 Figura 21 - Sistema de iniciação “down -the-hole” utilizada para evitar cortes na ligação. 
7. MÉTODOS DE AVALIAÇÃO DO DESEMPENHO DO DESMONTE DE 
 ROCHA 
Prof. Valdir Costa e 
Silva 
55 
 
 
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 e SplitSet); 
 volume do material que requer fragmentação secundaria (fogacho); 
 interrupções pela presença de matacões no britador primário. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
8. PLANO DE FOGO NA LAVRA SUBTERRÂNEA 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
56 
 
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/galerias 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. 
Formas de ataque mais comuns (sistemas de avanço) 
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 
57 
 
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 avanço integral da seção é escolhido para realizar um determinado 
avanço de uma só vez. 
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 
58 
 
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 22 mostra detalhes dessa forma de ataque. 
 
 
 Figura 22 – Forma mista de ataque do túnel e galeria 
 
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. 
59 
 
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 comportamentoe da dimensão e forma da seção 
transversal do túnel, e principalmente do tipo e natureza e comportamento 
mecânico estrutural da rocha. 
A figura 23 a) mostra os tipos de sistemas de avanços, enquanto a figura 23 b) 
mostra as perfurações e um túnel com avanço em duas seções. Já a figura 24 
mostra uma perfuração de um túnel/galeria efetuada por um jumbo. 
 
 
 
Figura 23 - a) tipos de sistemas de avanços; b) túnel com avanço em 
 duas seções. 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
60 
 
 
Figura 24 - Perfuração de um túnel sendo efetuada por um jumbo. 
 
 
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 fraquezas, 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 25 
 Pilão em V (Wedge Cut) – figura 26 
 Pilão Norueguês (The Draw Cut) – figura 27 
 Pilão Coromant – figura 28 
61 
 
 Pilão queimado ou estraçalhante (The Burn Cut) – figura 29 
 Pilão em Cratera 
 Pilão Circular ou Pilão de Furos Grandes 
 
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 25 - Pilão em Centro ou em Pirâmide 
62 
 
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. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 26 - Pilão em V (em cunha) 
 
 
 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
63 
 
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. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Figura 27 - Pilão Norueguês 
 
 
64 
 
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 28 – 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 mais nas escavações de chaminés do que em 
túneis. 
 
 
 
65 
 
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 29 
e 30 mostram o esquema de um pilão queimado. 
 
 
Figura 29 - Pilão queimado de quatro seções 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 30 – Vista Lateral do Pilão Queimado 
 
 
66 
 
Exemplo prático 
 
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 () = 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 () = 1,0 g/cm3 
 Rocha e densidade: calcário;  = 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. 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
67 
 
Solução: 
 
a) Cálculo da profundidade do furo (H) e do Avanço (X) 
 
2
22 4,391,3415,0 DDH  
    mHH 8,3127,04,39127,01,3415,0
2
 
 
 Avanço (X) 
 
 mXmxHX 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 
 
68 
 
 Cálculo da razão linear (RL) para de = 29 mm 
 
 
 
mkgRLxx
d
RL e /759,015,1
4000
2914,3
4000
22
 

 
 
 Tampão (T1) 
 
T1 = a = 0,19 m = 19 cm 
 
 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  
 
69 
 
 
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) 
 
cm57m57,0W4142,1xm405,02dW 22cc2  
 
T2 = 0,5W1 = 0,5 x 0,27 m  T2 = 0,14 m = 14 cm 
 
 
 
70 
 
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  
 
71 
 
T3 = 0,5W2 = 0,5 x 0,56 m  T3 = 0,3 m = 30 cm 
 
Carga explosiva por furo do 3 Quadrado (Q3) 
 
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 
 
 
72 
 
Pela tabela 10, ar = 1,0 m 
 
Tabela 10- 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 
 
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) 
 
Q4 = (H – T4) x RL = (3,8 m - 0,5 m)carregamento e transporte em áreas próximas. 
 Destinar o pessoal mais qualificado nos trabalhos de neutralização e 
eliminação de explosivos nos detonadores. 
 Não tentar retirar os explosivos do furo por meio mecânico. Sugere-se um 
jato de água (ar comprimido + água) para retirar ou dessensibilizá-lo. 
 Cuidados adicionais deverão ser tomados se o explosivo ainda estiver 
escovardo. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
142 
 
 Em caso de escovarmento com cordel detonante, tentar retirar o material 
do tampão e colocar um cartucho escorvado junto ao explosivo para sua 
destruição. Tamponar o furo com material granular fino. 
 Se o explosivo não estiver acessível, perfurar um novo furo a uma distância 
superior a 10 vezes o diâmetro do furo (cuidado com a direção e o ângulo), 
caso o regulamento vigente permita. 
 Recolher amostras. 
 Solicitar assistência Técnica. 
 Criar uma comissão interna para diagnosticar e evitar que esse tipo de 
falha se repita. 
 
15.3. Destruição de explosivos 
A utilização de explosivos conduz frequentemente ao aparecimento de 
explosivos deteriorados devido a: 
 Armazenagem em locais demasiadamente úmidos 
 Vencimento do prazo de validade 
 Molhagem acidental dos explosivos 
 Tiros falhados 
 Embalagens rasgadas ou deterioradas 
 Exsudação da nitoglicerina/nitroglicol 
 
 
143 
 
Atenção: os explosivos não devem ser destruídos em suas embalagens de 
origem. Para realizar uma operação segura e dentro da lei, consulte o 
regulamento R-105, Título VII, Normas complementares, Capítulo 1, 
Generalidades sobre Destruição. 
 
O procedimento normal consiste em fazer uma cama de palha seca (figura 63) 
ou outros produtos com características semelhantes, com espessura suficiente 
para assegurar a propagação do fogo e onde se colocam os explosivos a 
destruir, procurando evitar o contacto entre eles. Este leito, sobretudo quando 
utilizado para destruir explosivos nitrados, deve ser ativado com um pouco de 
outro combustível similar. 
 
Figura 63 – Maneira correta de destruir os explosivos por combustão. 
 
A tabela 19 mostra as distâncias de segurança para a combustão de 
explosivos. 
 
 
Prof. Valdir Costa e Silva 
144 
 
Tabela 19 - distâncias de segurança para a combustão de explosivos 
 
 
 
 
12. Consulta Bibliográfica 
 
- Britanite, Manual Básico de Utilização de Explosivos, Quatro Barras, 
 2006. 
- CASTRO, R. S. & PARRAZ, M. .M. Manual de Ferramentas de Perfuração, Sindicato 
 Nacional dos Editores de Livro, 225p., Rio de Janeiro, 1986. 
- DFPC, R-105: site: www.dfpc.eb.mil.br 
- FERNÁNDEZ, J. C. Tecnología de los Explosivos, Universidad de Chile – Departamento Ingenieria de 
 Minas, Santiago, 2000 
- Germani, D. J., Notas do Curso de Lavra, VALER, Rio de Janeiro, 2006. 
- HUSTRULID, W., Blasting Principles for Open Pit Mining, Vol. 1 General Design Concepts 
 and Vol. 2 Theoretical Foundations, Balkema, Rotterdam, 1999. 
- Jimeno, C. L., Jimeno E. L. & Bermúdez, P. G. Manual de Perforación y 
 Voladura de Rocas, Madri, 2003. 
- Mainiero, R. J, Explosives Transport Issues, The Journal of Explosives 
http://www.dfpc.eb.mil.br/
145 
 
 Engineering, Volume 26, Number 2, pages 6-11, March/April, Cleveland, 
 2009. 
- Manual de Autoproteção – Produtos Perigosos Manuseio e Transporte 
 Rodoviário, 9ª. Edição, São Paulo, 2008. 
- Orica, Explosivos, Acessórios Industriais e Tecnologia Aplicada ao 
 Desmonte de Rocha, São Paulo, 2007. 
- REIS, D. Apostila de Operações Mineiras – Escola de Minas da UFOP, Ouro Preto, 1992. 
- Silva, V. C. Apostila da Disciplina MIN112 - Operações Mineiras, Ouro Preto, 
 2010. 
- Verakis, H. & Lobb, T. Bulk Transport Vehicle Fire Safety: Preventing a 
 Mine Site Disaster, The Journal of Explosives Engineering, Volume 26, 
 Number 2 , pages 14-19, March/April, Cleveland, 2009.