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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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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 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 fundodo furo, eliminando as perdas de energia ao 
longo da coluna de perfuração. 
A principal aplicação deste método é a perfuração em rochas duras quando se 
usa brocas de 152 a 229 mm (6” a 9”). Para estes diâmetros, os rolamentos 
das brocas tricônicas são demasiadamente pequenos para suportar grandes 
cargas verticais (pressão de avanço), o que se traduz em baixa taxa de 
penetração e altos custos. Este método possui as seguintes características: 
 devido a posição do martelo e da broca evita a perda de energia ao longo 
das hastes de perfuração; 
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 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. 
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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 
 
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 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. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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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. 
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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 substituiras 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 explosivos secos 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: 
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- 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. 
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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 
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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 termoquímicasdo 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 Energia 
Relativa 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 detonaçãonão 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 de explosivos, 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 deuma 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/cm
3); 
 r = densidade da rocha (g/cm
3); 
 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  A bancada é considerada baixa. 
 
b) ESPAÇAMENTO (E) - É a distância entre dois furos de uma mesma linha. 
No caso de bancada baixa (Hb/A<4), dois casos devem ser observados: 
- os furos de uma linha são iniciados instantaneamente, a seguinte expressão 
pode ser usada: 
 
 AHE b 233,0 
 
36 
 
- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser 
usada: 
 
No caso de bancada alta (Hb/A>4), dois casos devem ser observados: 
- os furos são iniciados instantaneamente, a seguinte expressão pode ser 
usada: 
E = 2 x A 
- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser 
usada: 
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 bf 






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 materialinerte 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  risco de ultralançamento da superfície mais alta aumenta. 
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/cm
3). 
 
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 será a 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 bf 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 m
3 
 
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) Cálculoda 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 bf 2,86,0
100
20
1
15cos
5,7
100
1
cos















 
 
d) Cálculo do Espaçamento (E) 
 
Como Hb/A =3,8  Hb/A < 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os 
furos de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada: 
 
 
e) Cálculo do Tampão (T) 
 
 T = 0,7 x A = 0,7 x 2,0 m = 1,4 m 
 
f) Cálculo da altura da carga de explosivo (Hce) 
 
 Hce = Hf - T = 8,2 m - 1,4 m = 6,8 m 
 
g) Cálculo do número de cartuchos da carga de explosivo (NCe) 
 
 
11
610,0
8,6
.

m
m
cartuchodoComp
H
N ccCe
 
 
m
xAH
E b 7,2
8
275,7
8
)7(





48 
 
 
h) Cálculo da massa da carga de explosivo (CE) 
 
Como a razão linear do cartucho (RL) de 64 mm x 610 mm é de 3,7 kg/m, 
teremos: 
 
 CE = Hce x RL = 6,8 m x 3,7 kg/m = 25,16 kg 
 
j) Cálculo do volume de rocha por furo (V) 
 
 V = Hb x A x E = 7,5 m x 2,0 m x 2,7 m = 40,5 m
3 
 
k) Cálculo da razão de carregamento (RC) 
 
 RC = CE : V = 25,15 kg : 40,5 m3 = 621 g/m3 = 621 : 2,5 = 248,4 g/t 
 
 
l) Cálculo da Perfuração Específica (PE) 
 
 
t
m
08,0
m/t5,2
m/m20,0
oum/m20,0
m5,40
m2,8
V
H
PE
3
3
3
3
f 
 
 
5. ESTUDO DA FRAGMENTAÇÃO DA ROCHA 
 
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49 
 
Uma pobre fragmentação, usualmente, resulta em alto custo no desmonte 
secundário e alto custo de carregamento, transporte, britagem e manutenção, 
gerando os seguintes problemas: 
 
 
 Carregamento Transporte 
 - menor enchimento das caçambas - atraso na pilha de deposição 
 - presença de blocos e lajes - pisos irregulares 
 - pilha baixa e compacta - ângulos acentuados das 
 - aumento nos custos da das vias de acesso 
 manutenção - aumento nos custos de 
 - aumento do ciclo dos caminhões, manutenção 
 escavadeiras e/ou pá carregadeira - desgastes dos pneus e/ou das 
 - aumento do desmonte secundário correias transportadoras 
 
 
 Britagem Controle do Maciço 
 - engaiolamento de blocos no britador - instabilidade dos taludes 
 - atrasos nas correias - aumento no tempo do 
 bate choco 
 - aumento nos custos da manutenção - sobreescavação do maciço 
 
 
Meio Ambiente 
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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; 
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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 
 
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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 condiçõesde 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 comportamento e da dimensão e forma da seção 
transversal do túnel, e principalmente do tipo e natureza e comportamento 
mecânico estrutural da rocha. 
A figura 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. 
 
 
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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 mostramo 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) x 0,759 kg/m  Q4 = 2,505 kg 
 
Número de cartuchos por furo (NC4) 
 
    
5,5
610,0
5,08,3
610,0
2
4
4 



 NC
m
mm
m
TH
NC
 
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