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DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS 
ESCOLA DE MINAS 
UFOP 
CURSO DE MIN 210 - OPERAÇÕES MINEIRAS 
PROFESSOR VALDIR COSTA E SILVA 
DEMIN 
e-mail: valdir@demin.ufop.br 
Março, 2009.
1. PERFURAÇÃO DE ROCHA 
1.1 OBJETIVO 
Prof. Valdir Costa e Silva 
A perfuração das rochas, dentro do campo dos desmontes, é a primeira 
operação que se realiza e tem como finalidade abrir uns furos com uma 
distribuição e geometria adequada dentro dos maciços para alojar as cargas de 
explosivos e acessórios iniciadores. A figura 1 mostra a evolução dos sistemas 
de perfuração ao longo dos anos. 
Figura 1: A evolução dos métodos e da velocidade de perfuração das rochas 
2 
Prof. Valdir Costa e Silva
1.2 APLICAÇÕES DA PERFURAÇÃO 
3 
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. 
1.3 PRINCIPAIS MÉTODOS DE PERFURAÇÃO 
Existem três principais métodos de perfuração para o desmonte de rochas com 
explosivos aplicados à mineração: 
· perfuração rotativa com brocas tricônicas (Holler Bit); 
· martelo de superfície (Top-Hammer, método roto-percussivo); 
· martelo de fundo de furo ou furo abaixo (Down the Hole, método roto-percussivo). 
Perfuração por percussão: 
Também conhecido por perfuração por martelo, é o método mais comum de 
perfuração para a maioria das rochas, os martelos podem ser acionados a ar 
comprimido ou hidráulicos. 
A perfuração rotopercussiva é o sistema mais clássico de perfuração e o seu 
aparecimento coincide com o desenvolvimento industrial do século XIX. As 
primeiras máquinas, protótipos de Singer (1838) e Couch (1848), utilizavam 
vapor para o seu acionamento, mas foi com a aplicação posterior do ar 
comprimido como fonte de energia (1861) que este sistema evoluiu e 
passou a ser utilizado de forma intensa (Jimeno,1994). 
Prof. Valdir Costa e Silva 
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 secundária, trabalhos de 
desenvolvimento e desmonte controlado. Porém, o sistema de furo abaixo ou de
4 
fundo de furo (down the hole) com diâmetro de perfuração na faixa de 150 mm 
(6”) a 229 mm (9”) vem ganhado campo de aplicação nas rochas de alta 
resistência por propiciar maiores taxas de penetração quando comparadas com 
o método rotativo. 
Estas perfuratrizes possuem dois sistemas de acionamento básicos, rotação 
e percussão. 
Estas duas forças são transmitidas através da haste para a coroa de perfuração. 
Os martelos podem ter acionamento pneumático ou hidráulico, e são localizados 
na superfície sobre a lança da perfuratriz, conforme figura 2. O surgimento dos 
martelos hidráulicos na década de 70 deu novo impulso a este método de 
perfuração, ampliando o seu campo de aplicação. 
Figura 2 – Componentes básicos do martelo de superfície 
Os equipamentos roto-percussivos se classificam em dois grandes grupos, 
segundo a posição do martelo: 
· martelo de superfície (Top-Hammer); 
Prof. Valdir Costa e Silva 
· 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 
compensado por um menor custo operacional e maior produtividade quando 
comparadas com máquinas pneumáticas (Crosby, 1998).
5 
A perfuração rotopercussiva se baseia na combinação das seguintes ações: 
 Percussão: os impactos produzidos pelas batidas do pistão do martelo 
originam ondas de choque que se transmitem à rocha. 
 Rotação: com este movimento se faz girar a broca para que se produzam 
impactos sobre a rocha em diferentes posições. 
 Pressão de avanço: para se manter em contato a ferramenta de perfuração 
e a rocha, é exercida um pressão de avanço sobre a broca de perfuração. 
 Fluido de limpeza: o fluido de limpeza permite extrair os detritos do fundo 
do furo. 
Em resumo, na perfuração percussiva o pistão transmite energia sobre a rocha 
através da barra de percussão, das uniões, da haste de perfuração e da broca. 
O motor de rotação ao encontrar rocha nova, rompe os cortes em pedaços 
ainda menores. O ar comprimido efetua a limpeza dos furos e a refrigeração das 
brocas. 
Perfuratrizes Pneumáticas 
Segundo Jimeno (1994), um martelo acionado por ar comprimido consta de: 
· um cilindro fechado com uma tampa dianteira que dispõe de uma abertura 
axial onde é fixado o punho e as hastes de perfuração; 
· um pistão que com o seu movimento alternativo golpeia o punho de 
perfuração, o qual transmite a onda de choque à haste; 
· uma válvula que regula a passagem de ar comprimido em volume fixado e 
de forma alternada para a parte anterior e posterior do pistão; 
Prof. Valdir Costa e Silva 
· um mecanismo de rotação para girar a haste de perfuração; 
· 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
6 
para a coroa. A cada haste adicionada na coluna de perfuração maior é a perda 
de energia devido a reflexão da energia nas conexões e luvas de perfuração. 
O campo de aplicação das perfuratrizes pneumáticas de martelo de superfície 
está se reduzindo cada vez mais, devido à baixa capacidade de perfuração em 
rochas duras, à profundidade (em torno de 15 m), ao diâmetro de perfuração (de 
50 a 100 mm) e ao alto consumo de ar comprimido, aproximadamente, 2,4 
m3/min por cada cm de diâmetro, além de apresentar alto desgaste das 
ferramentas de perfuração: hastes, punhos, coroas, mangueiras etc., em função 
da freqüência de impacto e na forma de transmissão da onda de choque do 
pistão de grande diâmetro (Svedala Reedrill, sd.). 
Perfuratrizes hidráulicas 
No final da década de 60 e início da década de 70 houve um grande avanço 
tecnológico na perfuração de rochas com o desenvolvimento dos martelos 
hidráulicos. 
Uma perfuratriz hidráulica consta basicamente dos mesmos elementos 
construtivos de uma pneumática. A diferença mais importante entre ambas é 
que no lugar de se utilizar ar comprimido, gerado por um compressor acionado 
por um motor diesel ou elétrico, para o acionamento do motor de rotação e para 
produzir o movimento alternativo do pistão do martelo, utiliza-se um grupo de 
bombas que acionam estes componentes. 
As razões pela qual as perfuratrizes hidráulicas possuem uma melhor tecnologia 
sobre as pneumáticas são as seguintes (Crosby, 1998): 
· 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;
7 
· 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 
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; 
Prof. Valdir Costa e Silva 
· necessita de moderada força de avanço (250 a 500 lbf/in de diâmetro de bit) 
em comparação com o método rotativo (3000 a 7000 lbf/in). Elimina a 
necessidade de hastes pesadas e altas pressões de avanço; 
· os impactos produzidos pelo pistão do martelo no fundo do furo podem 
provocar o desmoronamento e travamento da coluna de perfuração em 
rochas não consolidadas ou muito fraturadas;
· requer menor torque de rotação e a velocidade de rotação (rpm) é muito 
menor em comparação com o método rotativo. A faixa normal de operação é 
de 10 a 60 rpm; 
1.4 Rotação/Trituração 
Foi inicialmente usada na perfuração de petróleo, porém, atualmente, é também 
usada em furos para detonação, perfuração de chaminés verticais de ventilação 
e abertura de túneis. Esse método é recomendado em rochas com resistência à 
compressão de até 5000 bar. 
Quando perfuramos por este método, usando brocas tricônicas, a energia é 
transmitida para a broca por um tubo, que gira e pressiona o bit contra a rocha. 
Os botões de metal duro são pressionados na rocha, causando o fraturamento 
desta, de acordo basicamente com o mesmo princípio da perfuração por 
percussão. A velocidade normal de rotação é de 50 a 90 rev/min. 
1.5 Rotação/Corte 
Este método é usado principalmente em rochas brandas com resistência à 
compressão de até 1500 bar. 
A perfuração por rotação necessita de uma forte capacidade de empuxo na 
broca e um mecanismo superior de rotação. A pressão aplicada e o torque 
rompem e moem a rocha. Neste método a energia é transmitida ao cortador 
pelo tubo de perfuração, que gira e pressiona o mesmo sobre a rocha. A área de 
corte da ferramenta exerce pressão sobre a rocha e as lascas são arrancadas. 
A relação entre a pressão necessária e a faixa de rotação, determina a 
velocidade e a eficiência da perfuração: 
a) a rocha branda requer menor pressão e rotação mais rápida; 
b) a rocha dura necessita de alta pressão e rotação mais lenta. 
8 
Prof. Valdir Costa e Silva
9 
A velocidade de rotação é de 120 rev/min para um furo de 110 mm e 300 
rev/min para furos de 60 mm de diâmetro. 
1.6 FONTES DE ENERGIA 
As fontes primárias de energia podem ser: motores diesel ou motores elétricos. 
Nas perfuratrizes com um diâmetro de perfuração acima de 9” (230 mm) é 
generalizado o emprego de energia elétrica a média tensão, alimentando a 
perfuratriz com corrente alternada com cabos elétricos revestidos. 
Porém, se a lavra é seletiva e há grande necessidade de deslocamento do 
equipamento de perfuração, pode-se adotar máquinas a motor diesel. As 
perfuratrizes médias e pequenas, que são montadas sobre caminhões, podem 
ser acionadas por motores a diesel. 
Segundo Jimeno (1994), uma divisão média da potência instalada nestas 
unidades para os diferentes mecanismos é a seguinte: 
¨ Movimento de elevação e translação: 18% 
¨ Rotação: 18% 
¨ Avanço: 3% 
¨ Nivelamento: 2% 
¨ Limpeza dos detritos com ar comprimido: 53% 
¨ Equipamentos auxiliares: 3 % 
¨ Outros: 3%. 
Nota-se na distribuição de energia, acima, a grande importância do ar e da 
potência de rotação para o método rotativo. 
Os equipamentos elétricos têm um custo de 10 a 15% mais baixo que os de 
acionamento a diesel. 
Estes últimos são selecionados quando a região da explotação não dispõe de 
adequada infra-estrutura de suprimento de energia elétrica ou quando a 
máquina é montada sobre caminhão (Jimeno, 1994).
1.7 SISTEMA DE ROTAÇÃO 
10 
Com o objetivo de girar as hastes e a broca para efetuar a perfuração, as 
perfuratrizes possuem um sistema de rotação montado, geralmente, sobre uma 
unidade que desliza no mastro da perfuratriz. Esta unidade é geralmente 
denominada de cabeça rotativa. 
O sistema de rotação é constituído por um motor elétrico ou um sistema 
hidráulico. O primeiro é utilizado nas máquinas de maior porte, pois aproveita a 
grande facilidade de regulagem dos motores de corrente contínua, num intervalo 
de 0 a 100 rpm (Jimeno, 1994). Já o sistema hidráulico consiste de um circuito 
hidráulico com bombas de pressão contínua, com um conversor, para variar a 
velocidade de rotação do motor hidráulico. 
A figura 3 mostra os principais componentes de um sistema de perfuração 
rotativa: ar comprimido, sistema de elevação e avanço, motor de rotação, 
cabeça rotativa, haste, estabilizador e broca.
Motor de Rotação: 
Elétrico ou Hidráulico 
Cabeça Rotativa 
Ar Comprimido 
Haste 
EestabEilid 
ador 
Estabilizad 
or 
Estabilizador 
bit 
Broca 
Sistema de Elevação e 
Avanço 
Prof. Valdir Costa e Silva 
Figura 3: Principais componentes de um de um sistema de perfuração rotativo 
Fonte: Jimeno, 1994. 
11 
1.8 SISTEMA DE AVANÇO E ELEVAÇÃO 
Para se obter uma boa velocidade de penetração na rocha é necessário a 
aplicação de uma determina força de avanço, que depende, tanto da resistência 
da rocha, como do diâmetro que se pretende utilizar. Como o peso da coluna de 
perfuração (hastes, estabilizador e broca) não é suficiente para se obter a carga 
necessária, é preciso aplicar forças adicionais que são transmitidas 
exclusivamente através de energia hidráulica. 
Existem basicamente quatro sistemas de avanço e elevação, que são: 
· cremalheira e pinhão direto; 
· corrente direta; 
· cremalheira e pinhão com corrente; 
· cilindros hidráulicos.
12 
1.9 PRINCIPAIS CARACTERÍSTICAS DAS BROCAS TRICÔNICAS 
As brocas tricônicas são classificadas de acordo com o material dos dentes e 
geometria do cone. Os dentes podem ser de face dura, cobertura endurecida ou 
insertos de carboneto de tungstênio. As brocas com dentes de face dura ou 
cobertura endurecida são denominadas de brocas dentadas e as de insertos de 
tungstênio são denominadas de brocas de botões (Karanam & Misra, 1998). 
Na perfuração rotativa, a broca ataca a rocha com a energia fornecida pela 
máquina à haste de perfuração, que transmite a rotação e o peso de avanço 
(carga) para a broca. O mecanismo de avanço aplica uma carga acima de 65% 
do peso da máquina, forçando a broca em direção à rocha. A broca quebra e 
remove a rocha por uma ação de raspagem em rochas macias, esmagamento-trituração- 
lasqueamento em rochas duras ou por uma combinação destas ações 
(Crosby, 1998). A figura 4 ilustra este modelo de corte. 
Figura 4: Modelo físico de penetração para o método rotativo 
Fonte: Karanam & Misra, 1998. 
As brocas tricônicas consistem de três componentes principais: os cones, os 
rolamentos e o corpo. Os cones são montados sobre os eixos dos rolamentos 
os quais são partes integrantes do corpo da broca. Os elementos cortantes dos
13 
cones consistem de linhas circunferênciais de dentes salientes (ex.: botões ou 
dentes). 
1.10 CARACTERÍSTICAS DOS FUROS 
Os furos são geralmente caracterizados por quatro parâmetros: diâmetro, 
profundidade, retilinidade e estabilidade. 
Diâmetro dos furos 
O diâmetro do furo depende da finalidade do mesmo. Em 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 5 mostra a relação entre 
os diâmetros e o número de furos, porte dos equipamentos de escavação, altura 
da pilha e granulometria dos fragmentos rochosos após a detonação.
Figura 5: Influência do diâmetro no n.º de furos, na fragmentação da rocha, 
na altura da pilha e no porte do equipamento de carregamento. 
A figura 6 mostra a relação entre o diâmetro de perfuração e a seção do túnel 
ou galeria e o tipo de equipamento de perfuração. 
Figura 6: Influência do diâmetro da perfuração 
no tamanho da seção da galeria 
Profundidade dos furos 
14
A profundidade do furo determina a escolha do equipamento de perfuração. Em 
espaços confinados somente ferramentas de perfuração curtas poderão ser 
usadas. 
No caso de maiores profundidades (50 a 70 m ou mais) utiliza-se perfuração de 
fundo de furo, ao invés de martelo de superfície, já que o método de fundo de 
furo proporciona mais eficiência de transmissão energética e remoção dos 
cavacos de rocha a essa profundidade. Quando utilizamos martelos DTH a 
energia é em princípio transmitida da mesma forma com a vantagem de que o 
pistão da perfuratriz trabalha diretamente sobre a broca. 
Retilinidade do furo 
A retilinidade de uma perfuração varia, dependendo do tipo e natureza da rocha, 
do diâmetro e da profundidade do furo, do método e das condições do 
equipamento utilizado, da experiência do operador. Na perfuração horizontal ou 
inclinada, o peso da coluna de perfuração pode concorrer para o desvio do furo. 
Ao perfurar furos profundos para detonação, o furo deve ser tão reto quanto 
possível para que os explosivos, sejam distribuídos corretamente, para se obter 
o resultado desejado. 
Para compensar o desvio dos furos às vezes é necessário furar com menor 
espaçamento o que resulta em maior custo. Um problema particular causado 
por um furo com desvio é a possibilidade de encontrar-se com um outro já 
perfurado, causando a detonação de cargas por “simpatia”. A probabilidade do 
equipamento se prender é grande e a detonação não pode ser executada 
adequadamente. 
Além do desvio do furo propriamente dito, o alinhamento pode ser afetado pelo 
desalinhamento da lança e pelo cuidado durante o emboque do furo. 
Estabilidade do furo 
15
Outra necessidade em perfuração é que o furo permaneça “aberto” enquanto 
estiver sendo utilizado para carregamento de explosivos. Em certas condições, 
por exemplo, quando a perfuração é em material “solto” ou rocha (que tendem a 
desmoronar e tapar o furo), torna-se essencial estabilizar-se o furo com tubos ou 
mangueiras de revestimentos. 
1.11 PERFURAÇÃO VERTICAL X INCLINADA 
Principais vantagens da perfuração inclinada 
 melhor fragmentação; 
 diminuição dos problemas de repé devido ao melhor aproveitamento das 
ondas de 
choque na parte crítica do furo (linha de greide, pé da bancada); 
 maior lançamento; 
 permite maior malha; 
 permite redução da Razão de Carregamento que pode ser obtida pelo uso de 
explosivos de menor densidade; 
 maior estabilidade da face da bancada; 
 menor ultra-arranque. 
Principais desvantagens da perfuração inclinada 
 menor produtividade da perfuratriz; 
 maior desgaste de brocas, hastes e estabilizadores; 
 maior custo de perfuração; 
 maior comprimento de furo para uma determinada altura da bancada; 
 maior risco de ultralançamentos dos fragmentos rochosos. 
1.12 MALHAS DE PERFURAÇÃO 
16
17 
A geometria das malhas de perfuração pode ser quadrada, retangular, 
estagiada, triângulo eqüilátero ou malha alongada: 
A 
E 
a) malha quadrada b) malha retangular 
c) malha estagiada (pé de galinha) 
Malhas quadradas ou retangulares: devido a sua geometria é de fácil 
perfuração (menor tempo de locomoção de furo a furo). 
Malhas estagiadas: devido a geometria de furos alternados dificulta a 
perfuração (maior tempo de locomoção furo a furo), porém possui melhor 
distribuição do explosivo no maciço rochoso. 
Malha Triângulo Eqüilátero: são malhas estagiadas com a relação E/A = 1,15. 
São indicadas para rochas compactas e duras. Possuem ótima distribuição da 
energia do explosivo na área de influencia do furo, maximizando a 
fragmentação. O centro do triângulo eqüilátero, o ponto mais crítico para 
fragmentação, recebe igual influência dos três furos circundantes. 
Malhas alongadas: : Conforme a relação E/A as malhas podem assumir várias 
configurações. As malhas alongadas possuem elevada relação E/A, geralmente 
acima de 1,75. São indicados para rochas friáveis/macias aumentando o 
lançamento por possuírem menor afastamentos.
1.13 SELEÇÃO DOS DIFERENTES TIPOS DE PERFURATRIZES 
A tabela 1 apresenta um resumo dos fatores que devem ser avaliados durante o 
processo de seleção do método e equipamento de perfuração. Durante o 
processo de seleção do método e do equipamento de perfuração é necessário 
discutir e adequar estes fatores às características da jazida ou mina, de forma a 
se fazer a melhor escolha. 
Tabela 1 - Fatores para seleção dos diferentes tipos de perfuratrizes. Fonte: Moraes, 2001 
1.14 CÁLCULO DOS COMPONENTES DA PERFURATRIZ 
18 
Fatores Perfuratriz rotativa Perfuratriz de martelo de superície Perfuratriz de martelo de fundo de furo 
Diâmetro do furo, 
mm 
165 a 228 em rocha macia 
a média 250 a 432 em 
todas formações, incluíndo 
muito dura. 
38 a 127. 152 a 228 em formações média a muito 
dura; diâmetros menores em furos longos. 
Tipo de rocha Formações na faixa de 
macia a muito dura. 
Média a muito dura. Media a muito dura. Restrições em rochas 
muito fraturadas. 
Profundidade 
máxima do furo, m 
Maior que 60 m. Menor que 20 m. Maior que 60 m. 
Volume de ar 
requerido 
Grandes vazões para se ter 
uma limpeza eficiente do 
furo. 
O ar tem dupla função: limpeza do furo 
e acionamento do martelo. Não pode 
usar pressões tão altas como no 
martelo de fundo. Máquinas hidráulicas 
reduzem bastante o consumo de ar. 
A taxa de penetração aumenta com o 
aumento da pressão de ar, mas o volume de 
ar requerido também. 
Avanço (pulldown) 
requerido 
Baixo em formações 
macias a muito alto em 
rochas duras. 
Altas taxas de penetração podem ser 
alcançadas com menores pressões de 
avanço. 
Boa penetração com menos carga de 
avanço. 
Velocidade de 
rotação, rpm 
Requer alta velocidade em 
rocha macia e velocidades 
mais baixas em rocha 
dura. 
Rotação para o bit é aproximadamente 
de 100 a 120 rpm para furos de 64 mm, 
em rocha macia; em rocha dura, 75 a 
100 rpm para furos de 64 mm e 40 a 50 
rpm para furos de 127 mm. 
Opera com menores velocidades de rotação: 
30 a 50 rpm para rocha macia; 20 a 40 para 
rochas intermediárias e 10 a 30 rpm para 
rochas duras. 
Taxa de penetração 
Aumenta com o aumento 
do diâmetro da broca; 
diminui com o aumento da 
resistência da rocha. 
Taxas iniciais mais altas que o método 
de martelo de fundo. Taxa cai com 
cada haste adicionada. Taxa decresce 
com o aumento do diâmetro. 
Taxas relativamente constantes ao longo do 
furo. Maiores taxas em rochas duras, na 
faixa de diâmetro de 152 mm a 228 mm, 
comparando-se com o método rotativo. 
Níveis de ruído Geralmente baixo. 
Ruído é crítico: imacto do martelo e ar 
comprimido. Máquinas hidráulicas 
possuem menor nível de ruído. 
Nível de ruído é mais baixo que o método de 
martelo de superfície. Ruído é dissipado 
dentro do furo.
a) Número de furos por dia (Nf ) 
F A x E x H x N 
f d 
N = VA 
sendo: 
VA = volume anual (m3); A = afastamento (m); E = espaçamento (m); 
Hf = comprimento do furo (m); Nd = dias trabalhados por ano. 
b) Profundidade Total perfurado por ano (PT) 
PT = Nf x Hf x Nd (m) 
sendo: 
Nf = número de furos por dia; Hf = comprimento do furo (m); 
Nd = dias trabalhados durante o ano. 
c) Metros diários perfurados por uma perfuratriz (MP) 
MP = NH x TP x DM x RMO x U 
sendo: 
NH = número de horas/dia trabalhado por uma perfuratriz; 
TP = taxa de penetração (m/h); 
DM = disponibilidade mecânica da perfuratriz (%); 
RMO = rendimento da mão-de-obra (%); 
U = utilização do equipamento (%). 
d) Número de perfuratrizes necessárias (NP) 
NP P 
= T 
N x MP 
d 
19
Exemplo 
Uma mineração pretende produzir anualmente 1.000.000 m3 de hematita. Seu 
desmonte de rocha apresenta as seguintes características: 
- Malha de perfuração: Afastamento (A) = 2,5 m; Espaçamento = 5,0 m; Altura do 
banco = 10 m; Inclinação dos furos = 0°; Diâmetro da perfuração = 4” (102 mm) 
Taxa de penetração da perfuratriz: 40 m/h 
- Disponibilidade mecânica do equipamento: 85% 
- Rendimento da mão de obra: 80% 
- Utilização do equipamento : 80% 
- Dias de trabalho no ano: 365 
- Horas trabalhadas por dia: 8 h 
- Comprimento das hastes: 3 m. 
A vida útil média dos componentes é a seguinte: 
- bits (coroas) : 2.500 m 
- punho : 2.500 m 
- haste e luvas : 1.500 m 
Calcular o número de perfuratrizes necessárias para executar a perfuração, e os 
componentes gastos anualmente (hastes, luvas, punhos e coroas). 
a) Número de furos por dia (Nf ) 
N 
VA 
= = = 
F A x E x H x x x x 
f 
365 
1000000 
2 5 5 10 365 
22 
. . 
, 
b) Profundidade Total perfurado por ano (PT) 
PT = Nf x Hf x Nd = 22 x 10 x 365 = 80.300 m 
c) Metros diários perfurados por uma perfuratriz (MP) 
20
MP = NH x TP x DM x RMO x U = 8 x 40 x 0,85 x 0,8 x 0,8 = 174,08 m 
e) Número de perfuratrizes necessárias (NP) 
NP 
P 
x MP x 
= T = = 
365 
80300 
365 17408 
1 26 
. 
, 
, 
Obs.: Matematicamente o cálculo aponta, aproximadamente, para a 
necessidade de duas perfuratrizes. Entretanto, a escolha correta será de uma só 
perfuratriz, pois basta aumentarmos o número de horas trabalhadas por dia 
para obtermos a produção diária desejada. Outra possibilidade seria a de 
perfurar com uma maior taxa de penetração. 
e) Relação entre metros de haste e metro de furo (K) 
K 
H C 
C x 
f = 
+ 
= 
+ 
= 
2 
1 0 3 
2 3 
2,1 7 
f) Número de hastes (NH) e luvas (NL) 
N e N 
P x K 
vidautil 
x 
H L 
80300 217 
1500 
= T = = 
116 
. , 
g) Número de punhos (NP) 
N 
P 
= T = = 
P vidautil 
80300 
2500 
32 
. 
. 
h) Número de coroas (NB) 
21
32 
80.300 
C = = = 
2500 
P 
N T 
vida util 
1.15 CÁLCULO DO CUSTO TOTAL DA PERFURAÇÃO 
Custo Total da Perfuração/m (CTP) 
Uma relativamente simples, mas bastante interessante análise, foi recentemente 
apresentada por Robert W. Thomas, da Baker Hughes Mining Tools Inc., que 
pode ser assim enunciada: 
C T P 
A 
M 
D 
V P 
= + 
sendo: 
A = custo da ferramenta de perfuração (brocas e cortadores); 
M = vida útil da ferramenta em metros; 
D = custo horário da perfuratriz (custo de propriedade e custo operativo); 
VP = velocidade de penetração (m/h). 
O exemplo a seguir evidencia que a soma expedida na aquisição de uma broca 
com uma maior velocidade de penetração, aumenta os dividendos, pois o custo 
total de perfuração será reduzido e a produção aumentará. 
Exemplo do CTP 
Uma perfuratriz trabalha em uma mina de cobre a céu aberto, com uma broca 
de diâmetro de 12¼”. Considerando os seguintes dados: 
22 
Prof. Valdir Costa e Silva
- Velocidade de penetração da broca normal: 25,0 m/h 
- Custo da broca normal: US$ 5.356 
- Velocidade de penetração da broca especial XP: 27,5 m/h 
- Custo da broca especial XP: US$ 6.169 
- Vida útil da broca: 3.000 m 
Broca normal: 
CTP 
US 
= + = US m 
m 
US h 
m h 
$ . 
. 
$ / 
/ 
$ , / 
5356 
3000 
450 
25 
19 785 
Broca especial XP: 
CTP 
US 
= + = US m 
m 
US h 
m h 
$ . 
. 
$ / 
, / 
$ , / 
6169 
3000 
450 
27 5 
18 420 
Diferença de custo: US$ 1,365/m (6,9%) 
Velocidade de penetração da BROCA NORMAL = 25,0 m/h 
Velocidade de penetração da BROCA ESPECIAL XP = 27,5 m/h 
INCREMENTO DE PRODUTIVIDADE = 2,5 m/h 
(10%) 
23 
Um acréscimo de apenas 10% na velocidade de perfuração representa uma 
economia de US$ 409.500,00 por ano, em um programa de perfuração de 
300.000 m, isto é: (US$ 1,365/m x 300.000 m = US$ 409.500,00).
Prof. Valdir Costa e Silva 
2. PROPRIEDADES E SELEÇÃO DE EXPLOSIVOS 
24 
2.1 INTRODUÇÃO 
Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os explosivos vêm sofrendo, 
desde os anos 40, um acentuado desenvolvimento tecnológico, objetivando 
alcançar os seguintes resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior 
segurança no manuseio, maior resistência à água, menor custo por unidade de 
rocha desmontada. 
2.2 EXPLOSIVOS 
Definição 
Explosivos são substâncias ou misturas, em qualquer estado físico, que, quando 
submetidos a uma causa térmica ou mecânica suficientemente enérgica (calor, 
atrito, impacto etc.) se transformam, total ou parcialmente, em gases, em um 
intervalo de tempo muito curto, desprendendo considerável quantidade de calor. 
Ingredientes de um explosivo 
(a) Explosivo básico (ou explosivo base) é um sólido ou líquido que, submetido a 
uma aplicação suficiente de calor ou choque, desenvolve uma reação 
exotérmica extremamente rápida e transforma-se em gases a altas 
temperaturas e pressões. Exemplo típico de explosivos básico é a 
nitroglicerina C3H5O9N3, descoberta em 1846 pelo químico italiano Ascanio 
Sobrera. 
(b) Os combustíveis e oxidantes são adicionados ao explosivo básico para 
favorecer o balanço de oxigênio na reação química de detonação. O 
combustível (óleo diesel, serragem , carvão em pó, parafina, sabugo de 
milho, palha de arroz etc.) combina com o excesso de oxigênio da mistura 
explosiva, de forma que previne a formação de NO e NO2; o agente oxidante 
(nitrato de amônio, nitrato de cálcio, nitrato de potássio, nitrato de sódio etc.) 
assegura a completa oxidação do carbono, prevenindo a formação de CO. A 
formação de NO, NO2 e CO é indesejável, pois além de altamente tóxicos
Prof. Valdir Costa e Silva 
para o ser humano, especialmente em trabalhos subterrâneos, esses gases 
reduzem a temperatura da reação “ladrões de calor” e conseqüentemente, 
diminuem o potencial energético e a eficiência do explosivo. 
(c) os antiácidos geralmente são adicionados para incrementar a estabilidade do 
produto à estocagem, exemplo: carbonato de cálcio, óxido de zinco. 
(d) os depressores de chama (cloreto de sódio) normalmente são utilizados 
para minimizar as possibilidades de fogo na atmosfera da mina, 
principalmente nas minas onde ocorre a presença do gás metano (grisu). 
(e) os agentes controladores de densidade e sensibilidade dividem-se em: 
químicos (nitrito de sódio, ácido nítrico) e mecânicos (micro esferas de 
vidro). No controle do pH do explosivo utilizam-se a cal e o ácido nítrico. 
(f) os agentes cruzadores (cross linking) são utilizados juntamente com a goma 
guar para dar uma forma de gel nas lamas e evitar a migração dos agentes 
controladores da densidade. Exemplo: dicromato de sódio. 
2.3 PROPRIEDADES DOS EXPLOSIVOS 
Densidade de um explosivo 
Densidade é a relação entre a massa e o volume dessa massa, medida em 
g/cm3. A densidade dos explosivos comerciais varia de 0,6 a 1,45 g/cm3. A 
densidade dos explosivos é um fator importante para a escolha do explosivo. Os 
explosivos com densidade inferior ou igual a 1 não devem ser utilizados em 
furos contendo água, para evitar que os mesmos bóiem. Para detonações 
difíceis, em que uma fina fragmentação é desejada, recomenda-se um explosivo 
denso. Para rochas fragmentadas “in situ”, ou onde não é requerida uma 
fragmentação demasiada, um explosivo pouco denso será suficiente. 
Energia de um explosivo 
25 
Prof. Valdir Costa e Silva
A finalidade da aplicação de um explosivo em um desmonte é gerar trabalho útil. 
A energia liberada pelo explosivo em um furo é utilizada da seguinte forma: 
pulverização da rocha nas paredes do furo, rompimento da rocha, produção de 
calor e luz, movimento da rocha, vibração do terreno e sobrepressão 
atmosférica. 
No passado, a energia de um explosivo era medida em função da porcentagem 
de nitroglicerina (NG) contida no mesmo. Um explosivo que possuía 60% de 
(NG) em peso era qualificado como tendo força de 60%. Acontece que os 
modernos explosivos, especialmente os agentes detonantes, não possuem NG 
nas suas formulações, daí a necessidade de se estabelecer um novo padrão de 
comparação. Na atualidade, os seguintes conceitos são utilizados: 
- RWS - Relative Weight Strength (Energia relativa por massa): é a energia 
disponível por massa de um explosivo x, comparada com a energia disponível 
por igual massa de um explosivo tomado como padrão. Normalmente o ANFO é 
tomado como o explosivo padrão. O cálculo do RWS é feito através da seguinte 
expressão: 
RWS 
ETx 
ETp 
= 
onde: ETx e ETp são as energias termoquímicas do explosivo x e padrão, 
respectivamente. 
Exemplo 1: Considere como o explosivo padrão, o ANFO 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. 
850 cal / g 
900 cal / g 
RWS =ETx = 
ETp 
26
27 
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: 
R BS 
ETx 
ETp 
x 
x 
p 
RWS x 
x 
p 
r 
r 
= = 
r 
r 
onde: rx e rp são as densidades do explosivo x e p, respectivamente. 
Exemplo 2: Utilizando os dados do exemplo anterior; cálculo da Energia 
Relativa por Volume (RBS): 
3 
3 
1,15 g / cm 
x 
0,85 g / cm 
850 cal / g 
900 cal / g 
= r 
RBS ETx x x 
= 
p 
ETp 
r 
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. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
Balanço de Oxigênio de um explosivo e Energia de explosão (Hf) 
A maioria dos ingredientes dos explosivos e composto de oxigênio, nitrogênio, 
hidrogênio e carbono. Para misturas explosivas, a liberação de energia é 
otimizada quando o balanço de oxigênio é zero. Balanço zero de oxigênio é 
definido como o ponto no qual uma mistura tem suficiente oxigênio para oxidar 
completamente todos os combustíveis (óleo diesel, serragem, carvão, palha de 
arroz etc.) presentes na reação, mas não contém excesso de oxigênio que 
possa reagir com o nitrogênio na mistura para formação de NO e NO2 e nem a 
falta de oxigênio que possa gerar o CO, pois além de altamente tóxicos para o 
ser humano, esses gases reduzem a temperatura da reação e, 
conseqüentemente, diminuem o potencial energético e a eficiência do explosivo.
Teoricamente, os gases produzidos na detonação a balanço zero de oxigênio 
são: CO2, H2O e N2 e na realidade pequenas quantidades de NO, CO, NH2, 
CH4 e outros gases. 
Como exemplo, considere a mistura ideal do nitrato de amônio (N2H403) com o 
óleo diesel (CH2): 
N2H403 + CH2 ® CO2 + H2O + N2 
Tabela 2 - Cálculo da necessidade de oxigênio 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 
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 3, podemos calcular a soma das 
massas moleculares dos produtos a partir das massas atômicas: Al = 27; C = 
12; O = 16; H = 1; N = 14. 
Tabela 3 - Cálculo da soma da massa molecular 
dos produtos da reação. 
Composição Massa molecular (g) 
3N2H403 3 x 80 = 240 
CH2 14 
Total 254 
28 
Prof. Valdir Costa e Silva
A percentagem do nitrato de amônio na mistura, será: 
(240 : 254) x 100% = 94,5% 
Então sabemos que 240 g de nitrato de amônio reagem com 14 g de carbono 
quando o balanço é perfeito, quer dizer, o óleo deve representar, em massa: 
(14 : 254) x 100% = 5,5% 
Calor de Formação ou Energia de Explosão (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 4, teremos: 
Tabela 4 - 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 
29
NO2 + 8,10 
Al2O3 (alumina) -399,00 
Hp = -94,10 + 7(-57,80) + 3(0) Þ Hp = -498,7 kcal 
Hp = 3(-87,30) - 7 Þ Hp = -268,9 kcal 
Hf = Hp - Hr = -498,7 kcal - (-268,9) kcal = -229,8 kcal 
Transformando para cal/g: 
-229,8 x 1000 / 254 g Þ 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: 
PF = r VOD - 
6 
2 
x 10 
4 
sendo: 
30 
Prof. Valdir Costa e Silva
PF = pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente 
acoplado ao furo (GPa); 
r = densidade do explosivo (g/cm3); 
VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s). 
Para a medição da VOD do explosivo, pode-se utilizar o “VOD PROBRE - 
BLAST EVALUATOR” de fabricação da INSTANTEL INC. (Canadá) ou o 
MiniTrap III, de fabricação da MREL do Canadá. O medidor da VOD (The VOD 
Probe - Blast Evaluator) possui um cronômetro eletrônico que é acionado por 
fibras óticas introduzidas no furo a ser detonado e mede a VOD. À medida que 
ocorre a detonação do explosivo, a luz resultante que é emitida aquece o probe 
de fibra ótica em um certo tempo, permitindo dessa maneira a medição da VOD 
do explosivo. Já o MiniTrap III mede a VOD utilizando cabo coaxial. 
A medição da velocidade de detonação dos explosivos tem os seguintes 
objetivos: 
· determinar a velocidade de detonação do explosivo, para que a partir da 
mesma seja calculada a pressão produzida no furo durante a detonação; 
· comparar o desempenho do explosivo quando iniciado com diferentes 
escorvas, acessórios e diferentes materiais utilizados para o confinamento 
do tampão; 
· verificar se os explosivos e acessórios estão detonando de acordo com o valor 
fornecido pelos fabricantes. 
Sensibilidade à iniciação 
Define-se como a susceptibilidade de um explosivo à iniciação, isto é, se o 
explosivo é sensível à espoleta, cordel, booster (reforçador) etc. 
Diâmetro crítico 
31
32 
As cargas de explosivos com forma cilíndrica têm um diâmetro abaixo do qual a 
onda de detonação não se propaga ou propaga-se com uma velocidade muito 
baixa. A esse diâmetro, dá-se o nome de diâmetro crítico. Os principais fatores 
que influenciam no diâmetro crítico são: tamanho das partículas, reatividade dos 
seus ingredientes, densidade e confinamento. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
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 
propriedades do explosivo usado. O máximo de energia é conseguido quando o 
BO é zero. Na prática, esta condição é utópica (Reis, 1992).
33 
Os explosivos podem ser representados pela fórmula geral: CaHbOcNdXe, onde X 
é um metal. 
Consideremos o caso da decomposição de um explosivo que não recebe 
elementos metálicos. Para uma transformação completa, teríamos: 
CaHbOcNd = xCO2 + yH2O + zN2 
Equilibrando a equação: 
a = x; b = 2y; d = 2x + y; c = 2x + y Þ c = 2a + b/2 , 
quando então a transformação é completa, tendo em vista os produtos de 
reação. 
Exemplo: 
Nitroglicerina: C3H5O9N3 
Oxigênio existente na molécula: 9 átomos 
Oxigênio necessário: c = 2a + b/2 = 2 x 3 + 5/2 = 8,5 átomos 
Há, portanto, um excesso de 0,5 átomo de oxigênio. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
Considerando que o peso molar da NG é de: 3 x 12 + 5 x 1 + 9 x 16 + 3 x 14 
= 227 gramas. 
BO = Peso molecular do excesso de oxigênio = 
Peso molecular da nitroglice rina 
BO = 3,52% 
100% 
x 100% 8 x 
227 
Observação: Explosivos mal iniciados ou desbalanceados geram mais gases 
tóxicos. 
Resistência à água 
É a capacidade que um explosivo tem de resistir a uma exposição à água 
durante um determinado tempo, sem perder suas características. A resistência
de um explosivo à água pode ser classificada como: nenhuma, limitada, boa, 
muito boa e excelente. 
2.4 CLASSIFICAÇÃO DOS EXPLOSIVOS 
A figura 8 mostra como podem ser classificados os explosivos. Neste texto 
discutiremos apenas os explosivos químicos, por serem os mais utilizados pelas 
minerações e obras civis. Há três tipos de explosivos comerciais: 
(a) altos explosivos, isto é, explosivos caracterizados pela elevadíssima 
velocidade de reação (1500 a 9000 m/s) e alta taxa de pressão (50.000 a 4 
milhões de psi). Os altos explosivos serão primários quando a sua iniciação 
se der por chama, centelha ou impacto. Secundários quando, para sua 
iniciação, for necessário um estímulo inicial de considerável grandeza. 
Exemplo de altos explosivos: TNT, dinamites, gelatinas; 
(b) baixos explosivos, ou deflagrantes, caracterizam-se por uma velocidade 
de reação muito baixa (poucas unidades de m/s) e pressões no máximo de 
50.000 psi. Exemplo: pólvora e explosivos permissíveis; 
(c) Agentes detonantes são misturas cujos ingredientes não são classificados 
como explosivos. Exemplo: ANFO, ANFO/AL, lama, ANFO Pesado, 
emulsões. 
Classificação dos Explosivos 
Mecânicos Químicos Nucleares 
Altos Explosivos Baixos Explosivos Agentes Detonantes 
Primário Secundário 
34 
Prof. Valdir Costa e Silva
Permissíveis Não permissíveis 
Figura 8 - Classificação dos explosivos 
35 
Explosivos deflagrantes 
Baixos explosivos (propelantes), ou deflagrantes, são aqueles cuja reação 
química é uma combustão muito violenta chamada deflagração, que se 
propaga a uma velocidade da ordem de 100 a 1500 m/s e pressões de no 
máximo 50.000 psi. 
Entre os explosivos deflagrantes, o protótipo é a pólvora negra. Conhecida da 
remota Antigüidade, sua invenção tem sido atribuída aos chineses, árabes e 
hindus. Usada pela primeira vez, em mineração, em 1627, na Hungria, e 
logo após, na Inglaterra. A percentagem ponderal média dos componentes 
da pólvora negra é a seguinte: 
Nitrato de potássio (KN03) ou nitrato de sódio (NaN03) ........................ 75% 
Carvão vegetal (C) ................................................................................ 15% 
Enxofre (S) ............................................................................................ 10% 
2.5 ALTOS EXPLOSIVOS COM BASE DE NITROGLICERINA 
Dinamites 
As dinamites, inventada pelo químico sueco Alfred Nobel, em 1866, diferem em 
tipo e graduação conforme o fabricante, podendo, contudo, serem classificadas 
segundo os seguintes grupos principais: 
· Dinamite guhr
36 
Prof. Valdir Costa e Silva 
· Dinamites simples 
· Dinamites amoniacais 
Dinamite guhr 
De interesse puramente histórico, resulta da mistura de Nitroglicerina, 
Kieselguhr e estabilizantes. Não é mais usada. 
Dinamite simples 
Resultante da mistura: Nitroglicerina + Serragem + Oxidante + Estabilizante. 
Como se vê, a serragem substitui o kieselguhr como absorvente e nitrato de 
sódio é, em geral, o oxidante usado. Como estabilizante, ou antiácido, usa-se o 
carbonato de cálcio, com cerca de 1%. A dinamite simples produz boa 
fragmentação. Em contrapartida, apresenta um alto custo e gera gases tóxicos. 
Dinamites amoniacais 
O alto custo da dinamite simples e as qualidades indesejáveis já citadas 
permitiram o desenvolvimento das dinamites amoniacais. As dinamites 
amoniacais são similares em composição, às dinamites simples, mas a 
nitroglicerina e o nitrato de sódio são parcialmente substituídos por nitrato de 
amônio. 
Gelatinas 
A gelatina também foi descoberta por Alfred Nobel, em 1875. A gelatina é um 
explosivo bastante denso de textura plástica, parecendo uma goma de mascar, 
constituída de nitroglicerina + nitrocelulose + nitrato de sódio. São utilizadas 
apenas em casos especiais. Geram gases nocivos. Tem grande velocidade de 
detonação, produz boa fragmentação e ótimo adensamento no furo. 
Gelatinas amoniacais 
As gelatinas amoniacais têm formulações semelhantes àquelas das gelatinas, 
porém o nitrato de amônio substitui, parcialmente, a nitroglicerina e o nitrato de 
sódio. Essas gelatinas foram desenvolvidas para substituir as gelatinas, com
37 
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. 
A tabela 5 mostra as % dos ingredientes dos altos explosivos. 
Tabela 5 - Porcentagem dos ingredientes dos altos explosivos 
PORCENTAGEM (%) DOS INGREDIENTES 
Produto N glic. N celul. N Sódio N Amônio Combustível S Antiácido 
Dinamites simples 20 - 60 - 60 – 20 - 15 – 18 3 – 0 1,3 – 1,0 
Dinamites Amoniacais 12 – 23 - 57 – 15 12 – 50 10 - 9 7 – 2 1,2 – 1,0 
Gelatinas 20 – 50 0,4 – 1,2 60 – 40 - 11 - 8 8 – 0 1,5 – 1,1 
Gelatinas Amoniacais 23 – 35 0,3 – 0,7 55 – 34 4 - 20 8,0 7 - 0 0,7 – 0,8 
Semigelatinas sem informação 
2.6 AGENTES DETONANTES 
EXPLOSIVOS GRANULADOS 
Os explosivos granulados, também conhecidos como agentes detonantes, 
geralmente consistem em misturas de nitratos inorgânicos e óleo combustível, 
podendo sofrer adição ou não de substâncias não explosivas (alumínio ou ferro-silício).
Prof. Valdi3r8 Costa e Silva 
ANFO 
Entre os explosivos granulados, há um universalmente conhecido, formado pela 
mistura pura e simples de nitrato de amônio (94,5%) e óleo diesel (5,5%) 
denominado ANFO, sigla esta resultante dos vocábulos ingleses Ammonium 
Nitrate e Fuel Oil. As proporções acima, consideradas ideais, foram 
determinadas pelos americanos Lee e Akre, em 1955. As maiores vantagens do 
ANFO são: ocupar inteiramente o volume do furo, grande insensibilidade aos 
choques, poucos gases tóxicos e redução do preço global do explosivo (US$ 
0,40/kg). As maiores desvantagens: falta de resistência à água, baixa densidade 
(0,85 g/cm3) e necessidade de um iniciador especial. A reação ideal do ANFO 
(N2H403 - Nitrato de amônio e CH2 - Óleo diesel) quando o balanço de oxigênio 
é zero, pode ser expressa por: 
3N2H403 + CH2 ® CO2 + 7H2O + 3N2 + 900 cal/g. 
Outros explosivos granulados, fabricados por diferentes produtores, nada mais 
são do que formulações similares à do ANFO, com adição de outros 
ingredientes, explosivos ou sensibilizantes, combustíveis, oxidantes e 
absorventes. 
ANFO/AL 
Os primeiros trabalhos realizados com explosivos contendo alumínio na sua 
formulação, a fim de otimizar os custos de perfuração e desmonte, foram 
conduzidos no início da década de 60, em minas de ferro no Peru e mais tarde 
na Austrália. O objetivo da adição de alumínio ao ANFO é de aumentar a 
produção de energia do mesmo. A adição de alumínio no ANFO varia de 5 a 
15% por massa. Acima de 15% a relação custo-benefício tende a não ser 
atrativa. A reação do ANFO/AL contendo 5% de Al pode ser expressa por:
4,5N2H403 + CH2 + AL ® CO2 + 10H2O + 4,5N2 + ½Al203 + 1100 cal/g 
39 
Uma composição de AN/FO/Al (90,86/4,14/5) apresenta as seguintes 
propriedades: densidade = 0,87 g/cm3; RWS = 1,13 e RBS = 1,16 comparada 
com o ANFO padrão. 
LAMAS (SLURRIES) E PASTAS DETONANTES 
Desenvolvidas e patenteadas nos Estados Unidos da América, representam 
vários anos de pesquisa de Mr. Melvin A. Cook e H. E. Forman. A lama 
explosiva foi detonada com sucesso, pela primeira vez em dezembro de 1956, 
na Mina Nob Lake, em Labrador, Canadá. 
Os materiais necessários à composição da lama (tabela 6) são representados 
por sais inorgânicos (nitrato de amônio, nitrato de cálcio e nitrato de sódio), 
sensibilizantes (alumínio atomizado, ferrosilício) combustíveis (carvão e/ou óleo 
diesel), estabilizantes, agentes controladores de densidade (nitrito de sódio e 
ácido nítrico) e de pH, agentes gelatinizantes, agentes cruzadores e gomas. As 
pastas são superiores ao ANFO, apresentam boa resistência à água, todavia 
são bem mais caras. Com a introdução das emulsões no mercado internacional, 
o consumo de lama vem decaindo. 
Tabela 6 - Composição básica da Lama 
FASE CONTÍNUA 
Água 15 - 20% 
Nitrato de Amônio e/ou de Sódio/Cálcio 65 – 80% 
Goma + Agentes Cruzadores 1 – 2% 
FASE DESCONTÍNUA 
Óleo Diesel 2 - 5% 
Alumínio 0 - 10% 
Agentes de Gaseificação 0,2 % 
EMULSÕES 
O interesse em explosivos em emulsão deu-se no início da década de 60. 
Explosivos em emulsão são do tipo “água-em-óleo” (water-in-oil). Eles consistem 
de microgotículas de solução oxidante supersaturada dentro de uma matriz de
Prof. Valdir Costa e Silva 
óleo. Para maximizar o rendimento energético, enquanto minimiza custos de 
produção e preço de venda, o oxidante dentro das microgotículas consiste 
principalmente de nitrato de amônio. Dentro de um ponto de vista químico, uma 
emulsão se define com uma dispersão estável de um líquido imiscível em outro, 
o qual se consegue mediante agentes que favorecem este processo (agentes 
emulsificantes) e uma forte agitação mecânica. A tabela 7 mostra a composição 
básica de um explosivo em emulsão. 
Tabela 7 - Composição típica de um explosivo em emulsão (Silva, V. C., 1986) 
INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA 
Nitrato de Amônio 
Água 
Óleo diesel 
Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou 
Monoleato de ezorbitol 
77,3 
16,7 
4,9 
1,1 
_____ 
100,0 
ANFO PESADO (HEAVY ANFO) 
A primeira patente utilizando ANFO como agente redutor de densidade foi 
concedida em 1977 (Clay, 1977) desde que os prills (grãos ou pérolas) e os 
interstícios do ANFO podem ser utilizados para aumentar a sensibilidade da 
emulsão e ao mesmo tempo aumentar a densidade do ANFO. A blendagem da 
emulsão com o ANFO ou Nitrato de amônio é conhecida como ANFO Pesado 
(tabela 8). A densidade do ANFO Pesado resultante situa-se na faixa de 1,00 a 
1,33 g/cm3. A resistência à água do ANFO pesado é moderada. Para uma 
blendagem de ANFO/Emulsão: 50/50, a uma densidade de 1,33 g/cm3, o ANFO 
pesado passa a apresentar resistência à água, porém a mínima escorva de 
iniciação deve apresentar uma massa acima de 450 g. 
Tabela 8 - Composição típica do ANFO Pesado com resistência à água (Katsabanis, 1999). 
INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA 
Nitrato de Amônio 
59,1 
Nitrato de Cálcio 
19,7 
40
Água 
Óleo diesel 
Alumínio 
Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou 
Monoleato de ezorbitol 
7,2 
5,9 
7,0 
1,1 
_____ 
100,0 
41 
EXPLOSIVOS PERMISSÍVEIS 
São assim chamados os explosivos que podem ser usados em algumas minas 
subterrâneas, nas quais podem acontecer emanações de metano que, com o ar, 
forma uma mistura inflamável, ou então, em minas com poeiras carbonosas em 
suspensão. 
A tabela 9 apresenta um resumo das principais propriedades dos explosivos 
industriais. 
Tabela 9 - Algumas propriedades dos explosivos industriais. Fonte: (Fernandéz, 2000) 
Produto Densidade Velocidade de Detonação Pressão de Detonação Energia da Volume de 
(confinada) Explosão Gases 
(g/cm3) (m/s) (Kbar) (cal/g) (l/kg) 
Dinamites especiais 1,40 2700 – 5700 25 – 144 935 
Dinamite amoniacal 1,25 4700 69 664 821 
Gelatina 1,50 7500 – 7800 225 1430 740 
Gelatina amoniacal 1,32 5000 83 1125 900 
Semi-gelatina 1,24-1,30 4900 – 5100 74 – 85 890 – 950 800 – 810 
ANFO (f =6”) 0,85 3500 28 900 1050 
ANFO+Al 2 a 12% 0,86-0,90 4500 – 4700 43 – 47 960 – 1360 900 – 1030 
Lama 1,05-1,15 3300 – 5400 28 – 80 700 – 1400 
Emulsão (1 a 2”) 1,10-1,18 5100 – 5800 72 – 79 710 – 750 900 – 1000 
ANFO Pesado 1,34-1,37 3620 – 4130 44 – 56 630 – 865 1045 – 1120 
2.7 CRITÉRIOS GERAIS DE SELEÇÃO DE UM EXPLOSIVO COMERCIAL 
Critério de seleção de explosivos 
A escolha adequada de um explosivo é uma das partes mais importantes no 
projeto de desmonte de rocha. Esta seleção é ditada por considerações 
econômicas e condições de campo. Os fatores que devem ser levados em 
consideração na escolha do explosivo incluem: tipo de desmonte, propriedades 
dos explosivos (densidade, velocidade e pressão de detonação, resistência à 
água, classe dos gases), segurança no transporte e manuseio, diâmetro da
42 
carga; custo do explosivo, da perfuração, do carregamento, do transporte e 
britagem da rocha; condições da geologia local, características da rocha a ser 
desmontada (densidade, resistência à tração, à compressão e cisalhamento, 
módulo de Young, coeficiente de Poisson, velocidade sísmica), condições da 
ventilação dos ambientes subterrâneos, impactos ambientais gerados pelos 
desmontes de rocha etc. Conhecidos esses fatores, pode-se definir qual o 
explosivo mais indicado para cada situação particular. 
Guia para seleção de explosivos disponíveis no mercado brasileiro 
Para auxiliar os profissionais que atuam na atividade do desmonte de rocha, é 
que desenvolvemos as tabelas de equivalência dos diferentes produtos de 
diversos fabricantes que atuam no mercado brasileiro. Além da equivalência, as 
tabela 10 e 11 mostram a aplicação de cada explosivo e acessório, 
respectivamente. 
Tabela 10 - Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no 
mercado brasileiro. 
TIPO DE 
EXPLOSIVO 
FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES 
EMULSÃO 
ENCARTUCHADA 
ORICA 
AVIBRAS 
MAGNUM 
PIROBRÁS 
ORICA 
ORICA 
ORICA 
ORICA 
- POWERGEL 800 
- BRASPEX 
- MAG-GEL 100 
- PIROFORT 
- POWERGEL 800 
SISMOGRÁFICO 
- POWERGEL RX 
800 
- POWERGEL RX 900 
- POWERGEL 900 E 
1000 (EMULSÃO) 
ALUMINIZADA 
- PREMIUM 
- Mineração a céu aberto, 
subterrânea e subaquático. 
- Qualquer tipo de rocha, céu 
aberto, subsolo e subaquático 
- Especial para prospecção 
sísmica. 
- Minerações no subsolo e 
túneis. 
- Mineração a céu aberto, 
pré-fissuramento e fogacho. 
- Pedreiras e mineração a céu 
aberto, construção civil em 
geral e desmontes 
subaquáticos. 
- Desmontes em geral 
Tabela 11 - Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no mercado brasileiro. 
TIPO DE 
FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES 
EXPLOSIVO 
EMULSÃO 
BOMBEADA 
ORICA 
MAGNUM 
IBQ 
POWERGEL 
MAG-MAX 
IBEMUX 
Rochas brandas ou duras. 
Carga de fundo. 
Desmonte em geral 
ANFO PESADO ORICA EXPLON AP Rocha dura, sã ou fissurada.
BOMBEADO IBQ IBEMEX / IBENITE Em furos com água. 
GRANULADO 
BOMBEADO 
ORICA 
IBQ 
MAGNUM 
EXPLON OS 65 
ANFOMAX 
MAGMIX /MAGNUMB 
43 
Rochas brandas e friáveis em 
furos secos. 
AQUAGEL 
(LAMAS) 
BRITANITE TOVEX E 
BRITANITE AL 
Desmonte subaquático, céu 
aberto e subterrâneo. 
GRANULADO IBQ 
AVIBRAS 
ORICA 
NITRON, BRITAMON 
E BRITON 
BRASPON 
POWERMIX MG 
- Explosivos de coluna em furos 
secos, e para o desmonte 
secundário (fogacho). 
- Operações a céu aberto ou 
subsolo, em furos secos onde 
existe a necessidade de 
explosivos de baixa densidade 
de carregamento e nas 
operações com carregamento 
pneumático. 
IMBEL BELGEX 
PV 15 
- Rochas duras e médias. 
- Rochas muito duras e 
resistentes. 
- Rochas muito duras e 
resistentes. 
- Carga de fundo. 
SEMIGELATINA IMBEL TRIMONIO Carga de coluna em desmonte a 
Céu aberto. 
3. ACESSÓRIOS DE INICIAÇÃO 
3.1 Introdução 
Prof. Valdir Costa e Silva 
Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os acessórios de iniciação de 
desmonte de rochas por explosivos vêm sofrendo, desde os anos 40, um 
acentuado desenvolvimento tecnológico, objetivando alcançar os seguintes 
resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior precisão nos tempos
44 
de retardo, maior segurança e facilidade no manuseio, redução dos problemas 
ambientais gerados durante os desmontes, menor custo por unidade de rocha 
desmontada. 
3.2 Histórico 
Os acessórios surgiram a partir do momento em que o homem tendo 
conhecimento do poder do explosivo, pólvora negra, que até então era utilizada 
em armas de fogo e em fogos de artifícios, decidiu utilizá-la na atividade de 
mineração. No ano de 1613, Morton Weigold sugeriu a utilização de explosivos 
nas minas da região da Saxônia. Porém sua idéia não obteve sucesso. Em 
fevereiro de 1627, Kaspar Weindl, nascido na região do Tirol, nos Alpes 
austríacos, realizou uma detonação na mina real de Schemnitz, em Ober- 
Biberstollen, na Hungria, sendo esta, a primeira detonação em mineração que 
se tem notícia. Provavelmente, Kaspar Weindl utilizou um acessório, também de 
pólvora negra, para iniciar a carga explosiva. Possivelmente este primeiro 
acessório teria sido uma trilha, que descia acesa ao furo, preenchido por pólvora 
negra. O sistema era muito inseguro e impreciso (Rezende, 2002). 
3.3 Generalidades 
Prof. Valdir Costa e Silva 
Os explosivos industriais tem um certo grau de estabilidade química que os 
tornam perfeitamente manuseáveis, dentro de condições normais de segurança. 
Para desencadear a explosão, será necessário comunicar ao explosivo uma 
quantidade inicial de energia de ativação, suficientemente capaz de promover as 
reações internas para sua transformação em gases. Uma vez iniciada esta 
reação, ela se propaga através de toda a massa explosiva. Esta energia inicial 
provocadora é comunicada sob forma de choques moleculares, oriundos de 
calor, chispas, atrito, impacto etc.
45 
Os acessórios de detonação são destinados a provocar estes fenômenos iniciais 
de uma forma segura. Alguns deles são destinados a retardar a explosão, 
quando isto for desejável. 
Podemos, pois, dizer que os acessórios de detonação são dispositivos, 
aparelhos ou instrumentos usados na operação de explosão, para se obter 
explosão segura e eficaz. 
Se o acessório iniciador não comunicar uma energia de ativação satisfatória 
para ocasionar uma iniciação desejável, pode resultar, simplesmente, na queima 
dos explosivos, sem detoná-lo. A eficiência da explosão está intimamente ligada 
ao modo pelo qual foi iniciado, pois, sabemos que, a energia desenvolvida pelo 
corpo, pela sua decomposição, for inferior a energia inicial de ativação, a reação 
não se propagará (Reis, 1992). 
3.4 Principais acessórios transmissores de energia 
Estopim de Segurança 
Acessório desenvolvido para mineração, por William Bickford, na Inglaterra, no 
ano de 1831. O estopim de segurança, ou estopim, conduz chama com 
velocidade uniforme a um tempo de queima constante de 140 s (± 10 s) por 
metro, para ignição direta de uma carga de pólvora ou detonação de uma 
espoleta simples. Constituída de um núcleo de pólvora negra, envolvida por 
materiais têxteis que, por sua vez, são envolvidos por material plástico ou outro, 
visando sua proteção e impermeabilização. 
Para se iniciar o estopim, poder-se-á usar palitos de fósforos comuns e 
isqueiros. 
Espoleta simples 
Alfred Nobel, conhecedor do poder da nitroglicerina, por vários anos tentou criar 
uma carga de iniciação que pudesse detonar este explosivo. Após várias 
tentativas fracassadas, utilizando-se de uma mistura de pólvora negra e 
nitroglicerina, observou que a nitroglicerina molhava a pólvora negra reduzindo
46 
assim a capacidade de queima. Então, no ano de 1863 ele desenvolveu o que 
seria chamado do primeiro protótipo da espoleta simples. 
A espoleta simples consta de um tubo, de alumínio ou cobre, com uma 
extremidade aberta e outra fechada, contendo em seu interior uma carga 
detonante constituída por uma carga chama primária, ou de ignição, cujo 
explosivo é a azida de chumbo Pb (N3)2, e uma carga básica de PETN - 
Tetranitrato de pentaeritritol (C2H4N2O6). A razão destas duas cargas, é devido 
ao fato de que a azida de chumbo é um explosivo fulminante que pode ser 
iniciado à custa de uma fagulha. A azida de chumbo, uma vez iniciada pela 
faísca do estopim, faz detonar a carga de PETN. Os tipos mais comuns das 
espoletas encontradas no mercado são do tipo n.º 6 (massa de 0,325 g de 
PETN e 0,3 g de misto iniciador) e a n.º 8 (massa de 0,5 g de PETN e 0,3 g de 
misto iniciador). 
A cápsula de cobre só é usada para casos particulares, porque a presença de 
umidade contendo gás carbônico, a azida de chumbo pode se transformar em 
azida de cobre, que é muito mais sensível e, portanto, mais perigosa. 
Espoletas Elétricas 
As exigências do mercado com relação à necessidade de um acessório que 
oferecesse um maior controle da detonação levaram H. Julius Smith a inventar a 
espoleta elétrica em 1876. A grande idéia que este cientista teve foi a de utilizar 
o conceito da lâmpada e da espoleta simples, para criar a espoleta elétrica. Esta 
novidade, que poderia ser chamada de cruzamento entre os dois acessórios, 
tinha como princípio de funcionamento uma fonte de energia elétrica que gerava 
um aquecimento pelo efeito joule, em uma ponte de fio altamente resistente, 
incandescente, capaz de desencadear a detonação da carga explosiva de 
ignição da cápsula, formada por uma pequena substância pirotécnica. 
A espoleta elétrica é um iniciador ativado por corrente elétrica. 
O tipo instantâneo funciona em tempo extremamente curto quando a corrente 
circula pela ponte elétrica.
O tipo retardo, por ação de um elemento de retardo, proporciona um tempo de 
espera controlado entre suas iniciações e a detonação da espoleta propriamente 
dita. 
Tempo de Espera: 
0 a 5 s ........................................................................... Série S 
25 a 1000 ms ................................................................ Série MS 
As espoletas elétricas são empregadas em trabalhos cujo a iniciação deva ser 
controlada com rigor (prospecção geofísica) ou em condições onde não seja 
possível o uso do cordel detonante (carga de abertura de forno metalúrgico). 
Cordel Detonante 
Histórico 
· França – 1879 
Tubos finos de chumbo, carregados com nitrocelulose que depois eram 
estirados. 
· Áustria – 1887 
Fulminato de mercúrio, misturado com parafina, envolto por uma fiação de 
algodão; VOD = 5000 m/s. 
· França – 1906 
Melinte (trinitro fenol fundido misturado com pó de nitrocelulose); VOD = 7000 
m/s. 
· Alemanha – 1910 
TNT fundido envolvido por tubos flexíveis de estanho; VOD = 5400 m/s. 
· Europa – 1920 
Pentaeritritol (nitropenta) envolvido por uma fiação de algodão parafinado ou 
coberto com betume ou uma capa de chumbo. 
· Cobertura de chumbo – anos 50. 
· Cobertura Plástica – Meados da década de 50. 
Definição 
47
O cordel detonante é um acessório de detonação consistindo, essencialmente, 
de um tubo de plástico com um núcleo de explosivo de alta velocidade - 
nitropenta (C5H8N4O12) - e de materiais diversos que lhe dão confinamento e 
resistência mecânica. 
O cordel detonante é usado para iniciar cargas explosivas simultaneamente, ou 
com retardos em lavra a céu aberto e/ou subsolo. A sua velocidade de 
detonação é de, aproximadamente, 7000 m/s. Muito embora a alta velocidade e 
violência de explosão, o cordel detonante é muito seguro no manuseio e 
impermeável. Vantagens do cordel detonante em relação às espoletas elétricas: 
a) as correntes elétricas não o afetam; 
b) permite o carregamento das minas em regime descontínuo, com o uso de 
espaçadores; 
c) é muito seguro, pois, não detona por atrito, calor, choques naturais ou 
faíscas; 
d) detona todos os cartuchos, ao longo dos quais está em contato. 
A iniciação do cordel se faz com espoletas simples ou instantâneas, firmemente 
fixadas ao lado do cordel detonante com fita adesiva, e com sua parte ativa, isto 
é, o fundo, voltado para a direção de detonação. 
O cordel detonante é fabricado com as seguintes gramaturas: NP-10 (10 g/m de 
Nitropenta ± 10%), NP-5 (5 g/m de Nitropenta ± 10%), NP-3 (3 g/m de 
Nitropenta ± 10%). 
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. 
Sistema não Elétrico com Linha Silenciosa 
48
49 
O sistema não elétrico de iniciação, com linha silenciosa, foi desenvolvido por P. 
A. Person, nos laboratórios da empresa Nitro Nobel, na Suécia, entre 1967 e 
1968. Consiste basicamente de uma espoleta comum, não elétrica, conectada a 
um tubo de plástico transparente, altamente resistente, com diâmetro externo e 
interno de 3 mm e 1,5 mm, respectivamente. O tubo plástico contém, em média, 
uma película de PETN pulverizada de 20 mg/m de tubo, que, ao ser iniciada, 
gera uma onda de choque, causada pelo calor e expansão dos gases dentro do 
tubo, que se propaga com uma velocidade, aproximadamente, de 2000 m/s. 
Essa reduzida carga explosiva, geradora da onda de choque, que se desloca 
através do tubo, não chega a afetar o lado externo do mesmo, porém, inicia a 
espoleta instantânea ou de retardo. O sistema oferece inúmeras vantagens 
quando comparado a outros acessórios. Entre elas, baixo ruído, é insensível à 
corrente elétricas e parasitas, não destrói parte da coluna de explosivo dentro do 
furo, diferentemente do cordel, seu tubo não detona nenhum tipo de explosivo 
comercial, permite a iniciação pontual, contribuindo para diminuir a carga por 
espera. 
Esse sistema apresenta a seguinte desvantagem em relação ao cordel 
detonante: quando a coluna de explosivos encartuchados perde o contato, a 
depender do “Air Gap”, alguns cartuchos podem não ser iniciado. 
Detonador Eletrônico 
Acompanhando a evolução tecnológica, o mercado desenvolveu o Sistema de 
Retardo Eletrônico, que consiste de uma espoleta de retardo eletrônico, fácil de 
usar, programável, para todo tipo de desmonte em mineração e na construção 
civil, podendo ser usado tanto em obras a céu aberto como subterrâneas. 
O detonador eletrônico apresenta o mesmo layout e diâmetro de uma espoleta 
elétrica de retardo convencional. A grande diferença reside em que cada 
espoleta pode ter seu tempo de retardo programado individualmente. Contém, 
em média, 790 mg de PETN (Tetra Nitrato de Penta Eritritol), como carga de 
base, e 90 mg de azida de chumbo, como carga primária, ponte de fio de alta
50 
resistência (inflamador) e um circuito eletrônico que contém um microchip 
inteligente e dois capacitores eletrônicos - um para assegurar a autonomia do 
detonador e o segundo para iniciar o inflamador. Ideal para uso nos altos 
explosivos comerciais sensíveis à espoleta, podendo também, ser usado para a 
detonação de boosters. 
Programação da unidade 
Cada detonador contém um microchip, possibilitando estabelecer o tempo de 
retardo através da unidade de programação individualmente, segundo a 
conveniência e a necessidade da seqüência de saída dos furos. Outros sistemas 
utilizam um código de barra, que permite identificar o tempo de retardo de cada 
espoleta, através de um scanner manual. Quando a unidade é registrada, o 
scanner estabelece automaticamente um incremento de tempo no retardo em 
relação ao seu predecessor ou permite que o usuário especifique o tempo de 
retardo. Estas informações ficam estocadas no scanner sendo transferidas, 
posteriormente, para a máquina detonadora. 
Desde que a unidade de programação registra o tempo de retardo de cada 
unidade, é irrelevante a seqüência em que cada detonador é conectado, isto é, 
cada unidade detonará no tempo especificado pela unidade de programação. 
Ligação no campo 
Após os fios de cada espoleta serem conectados a uma unidade de 
programação, três parâmetros de identificação são atribuídos para cada 
detonador: número do furo, seqüência de saída e o tempo de retardo. Existe a 
possibilidade em qualquer instante ser checado ou modificado o seu tempo de 
retardo. Após a programação de cada detonador, elas são conectadas à linha 
de desmonte através de um conector. Duas linhas, então, são conectadas à 
maquina detonadora, que armazena todos os dados contidos na unidade de 
programação. Caso ocorra curto-circuito ou existam fios desconectados, um 
aviso é dado pela máquina detonadora, bem como sugestões para sanar o 
problema.
51 
Em desmontes mais complexos, é possível programar os tempos de retardo dos 
detonadores, bem como a seqüência de saída dos furos, utilizando-se um 
notebook, transferindo-se, em seguida, através de um disquete, para a máquina 
detonadora, cuja memória tem capacidade de armazenar dados de até 3 planos 
de fogo. 
O fogo é iniciado quando o operador pressiona, simultaneamente, o botão de 
detonação e o de carga na máquina detonadora. Algumas máquinas 
detonadoras, por questão de segurança, exigem a senha (password) do 
operador. A depender do sistema, até 200 espoletas podem ser utilizadas em 
um mesmo desmonte. Outro recurso do sistema consiste do operador poder 
programar na máquina detonadora o instante em que os mesmos desejam que 
o fogo seja iniciado em um determinado turno. 
Precisão 
Medições realizadas nos tempos de detonação dos iniciadores eletrônicos em 
uma mina na França, em julho/97, através de fotografias ultra-rápida e 
sismogramas dos desmontes, os valores observados apresentaram uma 
diferença de tempo de retardo, em relação aos teóricos, de ± 3 ms. 
Comprovando a grande precisão dos detonadores eletrônicos em relação aos 
sistemas convencionais de iniciação. 
Segurança 
O detonador eletrônico é imune à eletricidade estática, a sinais de rádio e à 
detonação pré-matura pelos detonadores apresentarem as seguintes 
características eletrostáticas e eletromagnéticas, respectivamente: 2000 pF – 10 
KV – 0 W , 150 KHz a 1 GHz/40 V/m. 
Benefícios 
Os detonadores eletrônicos apresentam os seguintes benefícios aos desmontes 
de rochas: 
· alta precisão no tempo de retardo (± 3 ms);
52 
· todos detonadores são idênticos, podendo os tempos de retardo serem 
programados livremente e a qualquer instante; 
· o sistema permite a detecção de possíveis falhas nas ligações, sugerindo 
medidas de correção; 
· as ligações dos furos são facilmente efetuadas, não necessitando de mão-de-obra 
especializada; 
· por não ser necessária a utilização de retardos de superfície, ocorre uma 
redução considerável nos custos com acessórios de iniciação; 
· redução do nível de vibração e ultralançamento dos fragmentos rochosos, em 
função da grande precisão que evita a sobreposição dos tempos de retardo; 
· redução do nível de ruído e pulso de ar, pela iniciação ser elétrica; 
· melhor fragmentação da rocha em função da precisão e da grande faixa de 
tempo de retardo (de 1 até 6000 ms) e da possibilidade de escolha do tempo 
de retardo pelo usuário; 
· seguro, por ser insensível a cargas estáticas e eletromagnéticas; 
· aumento da eficiência do explosivo, pela iniciação ser pontual; 
· redução da necessidade de estoque de espoletas, visto que todas são 
idênticas. A programação do tempo de retardo é feita durante o carregamento 
dos furos.
53 
Prof. Valdir Costa e Silva 
A tabela 12 mostra a equivalência de alguns acessórios fabricados no mercado 
brasileiro. 
Tabela 12 - Equivalência de alguns acessórios comerciais disponíveis no mercado 
brasileiro. 
TIPO DE 
FABRICANTE NOME 
APLICAÇÕES 
ACESSÓRIO 
COMERCIAL 
ESPOLETA 
ELÉTRICA 
SISMOGRÁFICA 
ORICA MANTESIS Especial para prospecção 
sísmica. 
ESPOLETA 
SIMPLES 
ORICA 
BRITANITE 
IMBEL 
MANTESPO 
ESPOLETA N° 8 
BRITANITE 
BELDETON 
Iniciar cargas explosivas de 
pequeno diâmetro ou cordéis por 
meio de estopim . 
ESTOPIM DE 
SEGURANÇA 
ORICA 
PIROBRÁS 
ORICA 
BRITANITE 
IMBEL 
PIROBRÁS 
COBRA 
COMUM PIONEIRO 
MANTOPIM 
BRITAMPIM 
BELPIM 
PIROPIM 
- Destinado à iniciação de 
espoletas simples e pólvoras. 
- Iniciação de cargas explosivas 
e fogacho. 
CORDEL 
DETONANTE 
ORICA 
BRITANITE 
IMBEL 
PIROBRÁS 
MANTICORD 
BRITACORD 
BELCORD 
PIROCORD 
Iniciação de cargas explosivas, 
iniciação do Nonel, Brinel, Piro- 
Nel, Mag-nel, Exel etc. 
CORDEL ORICA CORDTEX Iniciação de cargas explosivas e
DETONANTE 
REFORÇADO 
da linha silenciosa. 
ESPOLETA 
SIMPLES DE 
RETARDO 
BRITANITE 
PIROBRÁS 
BRITACRON 
PIROCRON 
54 
Retardar através de esperas de 
milesegundos, a propagação da 
detonação do cordel detonante. 
BOOSTER ORICA 
BRITANITE 
PIROBRÁS 
AMPLEX 
BRITEX/BOOSTER 
BRITANITE 
PIROFORT 
Reforçar a iniciação de qualquer 
tipo de explosivo. 
SISTEMA DE 
RETARDO NÃO 
ELÉTRICO 
(LINHA 
SILENCIOSA) 
ORICA 
BRITANITE 
IMBEL 
PIROBRÁS 
EXEL 
BRINEL 
NONEL 
PIRO-NEL 
Destinado a retardar em 
milesegundos, a iniciação das 
cargas explosivas. 
DETONADOR 
ELETRÔNICO 
ORICA I-KOON Destinado a retardar em 
milesegundos, a iniciação das 
cargas explosivas. 
4. MECANISMOS DE RUPTURA DA ROCHA 
A finalidade desmonte por explosivo é de converter a rocha em vários fragmentos menores para 
que possam ser escavados, transportados e britados pelos equipamentos 
disponíveis. Para isso, são necessários 4 fatores: i) fragmentação suficiente; ii) 
deslocamento, movimentação e lançamento da pilha ; iii) redução dos 
problemas ambientais; iv) mínimo de dano ao maciço remanescente . 
FASE DINÂMICA 
A fase dinâmica do processo de fragmentação corresponde à ação das ondas 
de choque. Inicia pela deflagração da reação química do explosivo, 
termodinamicamente instável. 
Para SCOTT (1996), a fase dinâmica corresponde à fase de choque 
representada pelas ondas de tensão P (compressão) e S (cisalhamento) 
associadas à rápida aceleração da explosão da parede do furo. A passagem da 
onda de tensão em volta do furo estabelece um estado de tensão semi-estático. 
A fase dinâmica finda com o surgimento gradativo das fraturas tangenciais a 
partir das faces livres.
55 
Quando a onda de choque compressiva possui energia suficiente para alcançar 
a face livre e retornar refletida com amplitude de tensão superior a resistência 
de tração do maciço rochoso, resulta em fragmentação adequada. 
FASE SEMI-ESTÁTICA 
Esta fase corresponde a ação da pressão dos gases de detonação. Trata-se do 
trabalho mecânico realizado durante o processo de expansão ou 
descompressão dos gases da detonação. Ao percorrem pelas fendas e pelas 
microfissuras resultantes da fase dinâmica, os gases gerados da detonação 
agem através da ação de cunhas, propagando fendas e fraturas, conforme 
ilustrado na figura 9. Assim, separam parte do maciço rochoso em fragmentos 
de rochas. A medida em que os gases são liberados, ocorre o lançamento dos 
blocos, consumando-se o desmonte de rocha propriamente dito (Magno, 2001). 
Figura 9 – Fase Semi-estática 
Prof. Valdir Costa e Silva 
Trituração da rocha 
Nos primeiros instantes da detonação, a energia é transmitida para o maciço 
rochoso vizinho, na forma de uma onda de compressão, ou onda de choque, 
que se propaga a uma velocidade de 2.000 a 6.000 m/s. A pressão da frente da 
onda de choque, que se expande de forma cilíndrica, atinge valores acima de
56 
18.000 atm, superando a resistência dinâmica à compressão da rocha, 
provocando a destruição de sua estrutura inter-cristalina e intergranular. 
Fraturamento radial 
Durante a propagação da onda de choque, a rocha circundante ao furo é 
submetida a uma intensa compressão radial que induz componentes de tração 
nos planos tangenciais da frente da onda. Quando as tensões superam a 
resistência dinâmica à tração da rocha, inicia-se a formação de uma zona densa 
de fraturas radiais ao redor da zona triturada que rodeia o furo. 
Reflexão da onda de choque 
Quando a onda de choque alcança uma superfície livre são geradas uma onda 
de tração e outra de cisalhamento. A onda de tração pode causar fissuramento 
e fazer a rocha se lascar na região da superfície livre. Ambas as ondas de 
tração e de cisalhamento podem estender as fissuras pré- existentes. 
Extensão e abertura de fendas radiais 
Durante e depois da formação das fendas radiais, os gases começam a 
expandir-se e penetrar nas fratura prolongando as mesmas. 
Fratura por cisalhamento 
Em formações rochosas sedimentares quando os extratos apresentam distintos 
módulos de elasticidades ou parâmetros geomecânicos, se produz a ruptura nos 
planos de separação. O fraturamento por cisalhamento ocorre quando uma 
rocha adjacente é deslocada em tempos diferentes ou a velocidades diferentes. 
O deslocamento é causado pelos gases a alta pressão. 
A figura 10 apresenta um resumo dos principais mecanismos de ruptura da 
rocha.
Figura 10 - Principais mecanismos de ruptura da rocha. 
57 
Ruptura por flexão 
A pressão exercida pelos gases da explosão faz com que a rocha atue como 
uma viga, produzindo a deformação e fraturamento na mesma pelos fenômenos 
da flexão (figura 11).
Figura 11 - Mecanismo de ruptura por flexão. 
5. PLANO DE FOGO - A CÉU ABERTO 
5.1 Introdução 
58 
Prof. Valdir Costa e Silva
59 
A partir da década de 50 desenvolveu-se um grande número de fórmulas e 
métodos de determinação das variáveis geométricas: afastamento, 
espaçamento, subperfuração etc. Estas fórmulas utilizavam um ou vários 
grupos de parâmetros: diâmetro do furo, características dos explosivos e dos 
maciços rochosos etc. 
Não obstante, devido a grande heterogeneidade das rochas, o método de 
cálculo do plano de fogo deve basear-se em um processo contínuo de ensaios e 
análises que constituem o ajuste por tentativa. 
As regras simples permitem uma primeira aproximação do desenho geométrico 
dos desmontes e o cálculo das cargas. É óbvio que em cada caso, depois das 
provas e análises dos resultados iniciais, será necessário ajustar os esquemas e 
cargas de explosivos, os tempos de retardos até obter um grau de 
fragmentação, um controle estrutural e ambiental satisfatórios. 
5.2 Desmonte em banco 
Aplicações 
As aplicações mais importantes são: escavação de obras públicas e mineração 
a céu aberto. 
Diâmetro da perfuração 
A eleição do diâmetro de perfuração depende da produção horária, do ritmo de 
escavação, da altura da bancada e da resistência da rocha. 
Uma produção elevada requer furos maiores. A produção não aumenta 
linearmente em relação ao diâmetro do furo, mas praticamente de uma forma 
quadrática, o que depende da capacidade dos diferentes equipamentos de 
perfuração. 
Prof. Valdir Costa e Silva 
Altura do banco 
A escolha da altura de bancada é uma decisão que deve ser tomada levando-se 
em consideração questões de ordem técnica e econômica, a saber:
60 
a) as condições de estabilidade da rocha que compõe o maciço e a segurança 
nas operações de escavação; 
b) o volume de produção desejado, o qual determinará o tipo e o porte dos 
equipamentos de perfuração, carregamento e transporte; 
c) a maximização da eficiência no custo total de perfuração e desmonte. 
Principalmente quando se considera a redução dos custos de perfuração e 
desmonte há uma tendência mundial por se trabalhar com bancadas altas. Para 
se entender melhor o porque disto, considere o exemplo de uma mineração em 
bancadas cuja cava tenha 60 metros de profundidade conforme a figura 12 
(Carlos, 1998). 
1º CASO 2º CASO 
60 m 
15 m 
10 m 
Figura 12 - Comparativo entre a utilização de bancadas de diferentes alturas. 
Conforme se observa, no primeiro caso onde a altura de bancada escolhida foi 
de 10 m, seriam necessárias 6 bancadas para se atingir os 60 m de 
profundidade. Já no segundo caso, com bancadas de 15 m de altura, seriam 
necessárias apenas 4 bancadas para se atingir os mesmos 60 m. Ou seja, uma 
economia de 33 % em número de bancadas.
61 
Consideremos agora, que os seguintes itens de custo são iguais ou 
aproximadamente iguais tanto para a bancada de 10 m quanto para a bancada 
de 15 m: 
a) a metragem de tampão, por exemplo 1,5 m , a qual é responsável pela maior 
parte dos fogos secundários de uma detonação por ser a porção do furo não 
carregada com explosivos; 
b) a metragem de subperfuração, a qual não contribui com nenhum acréscimo 
para o volume de material detonado; 
c) o consumo de acessórios utilizados na ligação dos furos na superfície 
superior da bancada; 
d) a mão-de-obra utilizada no carregamento dos fogos de uma das bancadas; 
e) o período de tempo necessário para evacuação, espera e retorno às áreas 
detonadas, durante o qual as operações de lavra devem ser suspensas. 
Fica claro que todos os itens listados acima, sofreriam uma redução de 33 % se 
optássemos pelo segundo caso no exemplo da figura 11. 
Todavia, ao adotarmos bancadas mais altas nos deparamos com alguns 
inconvenientes, os quais podem ou não anular e até suplantar o peso das 
vantagens obtidas: 
Prof. Valdir Costa e Silva 
a) a precisão da perfuração torna-se cada vez menor à medida que cresce a 
coluna de hastes de perfuração, gerando desvios indesejáveis que 
comprometem seriamente os resultados de fragmentação e arranque do pé 
da bancada; 
b) devido aos mesmos desvios, há sempre um risco de acidentes com 
ultralançamento; 
c) a velocidade de perfuração efetiva cai com o aumento da profundidade 
perfurada, tanto pela diminuição na velocidade de avanço como pelo 
aumento no ciclo de introdução e remoção das hastes;
62 
d) a altura da pilha de material detonado aumenta, demandando equipamentos 
de carga de maior porte, ou causando aumento no ciclo de carregamento e 
submetendo os equipamentos a um maior desgaste; 
e) há um ligeiro aumento na razão de carga. 
A altura do banco, também, é função do equipamento de carregamento. As 
dimensões recomendadas levam em conta os alcances e características de 
cada grupo de máquinas. 
Em alguns casos a altura do banco está limitada pela geologia do jazimento, por 
imperativos do controle da diluição do minério, por questões de vibração do 
terreno durante os desmontes e por razões de segurança. 
Granulometria exigida 
É função do tratamento e utilização posterior do material, e em alguns casos 
indiretamente da capacidade dos equipamentos de carga. 
O tamanho dos blocos “Tb“ se expressa por sua maior longitude, podendo 
apresentar os seguintes valores: 
a) Tb < 0,8AD sendo: AD = tamanho de admissão do britador; 
b) Material estéril que vai para a pilha de deposição controlada, dependerá da 
capacidade da caçamba do equipamento de carregamento: 
Tb < 0,7 3 cc sendo: cc = capacidade da caçamba, em m3 . 
Observação: O tamanho ótimo do bloco é, normalmente, aquele cuja relação 
com a dimensão da caçamba do equipamento de carregamento se encontra 
entre 1/6 e 1/8. 
c) Material para o porto e barragens: granulometria que vai deste 0,5 t a 12 t 
por bloco.
5.3 VARIÁVEIS GEOMÉTRICAS DE UM PLANO DE FOGO 
A figura 13 mostra as variáveis geométricas de um plano de fogo. 
63 
Prof. Valdir Costa e Silva
Figura 13 - Variáveis geométricas de um plano de fogo. 
64 
sendo: 
H = altura do banco; D = diâmetro do furo; L = longitude do furo, d = diâmetro da carga; A = 
afastamento nominal; E = Espaçamento nominal; LV = longitude do desmonte; AV = 
comprimento da bancada; Ae = Afastamento efetivo; Ee = espaçamento efetivo; T = tampão; S 
= Subperfuração; I = longitude da carga; q = angulo de saída; v/w = grau de equilíbrio; 
tr = tempo de retardo. 
1 = repé; 2 = meia cana do furo; 3 = rocha saliente; 4 = sobreescavação; 
5 = fenda de tração; 6 = trincamento do; 7 = cratera; 8 = carga 
maciço desacoplada. 
Afastamento (A) - É a menor distância que vai do furo à face livre da bancada 
ou a menor distância de uma linha de furos a outra. De todas as dimensões do 
plano de fogo essa é a mais crítica. 
AFASTAMENTO MUITO PEQUENO - A rocha é lançada a uma considerável 
distância da face. Os níveis de pulsos de ar são altos e a fragmentação poderá 
ser excessivamente fina.
AFASTAMENTO MUITO GRANDE - A sobreescavação (backbreak) na parede 
é muito severa. 
AFASTAMENTO EXCESSIVO - Grande emissão de gases dos furos 
contribuindo para um ultralançamento dos fragmentos rochosos a distâncias 
consideráveis, crateras verticais, alto nível de onda aérea e vibração do terreno. 
A fragmentação da rocha pode ser extremamente grosseira e problemas no pé 
da bancada podem ocorrer. 
Outras variáveis do plano de fogo são mais flexíveis e não produzirão efeitos 
drásticos nos resultados tal como os produzidos pelo erro na estimativa da 
dimensão do afastamento. 
O valor do afastamento (A) é função do diâmetro dos furos, das características 
das rochas e dos tipos de explosivos utilizados. Os valores do afastamento 
oscilam entre 33 e 39 vezes o diâmetro do furo, dependendo da resistência da 
rocha e da altura da carga de fundo. Uma formula empírica e bastante útil para o 
cálculo do afastamento (A) é expressa por: 
e 
é 
r 
ù 
A e úû x d r 
êë 
ö 
+ ÷ ÷ø 
æ 
ç çè 
= 0,0123 2 1,5 
r 
sendo: r e = densidade do explosivo (g/cm3); 
rr = densidade da rocha (g/cm3); 
de = diâmetro do explosivo (mm). 
CONSIDERAÇÕES SOBRE O DESMONTE DE ROCHAS 
Um dos fatores que interferem na qualidade do desmonte de rocha é a razãoY 
entre a altura da bancada (Hb) e o afastamento (A). A tabela 13 tece alguns 
comentários acerca desta relação. 
Tabela 13 - Comentários a respeito da relação Hb e Afastamento (A). Fonte: (Konya, 1985) 
Hb/A Fragmentação Onda 
aérea 
Ultralança- 
Mento 
Vibração Comentários 
1 Ruim Severa Severo Severa Quebra para trás. Não detonar. 
Recalcular o plano de fogo. 
65
66 
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 Þ A bancada é considerada alta. 
Se Hb /A < 4 Þ 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: 
E (H A) =0,33 b +2 
- os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser usada: 
(H 7A) 
E b + 
8 
= 
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 alto riscos para os operários e os 
equipamentos. 
S = 0,3 A 
d) PROFUNDIDADE DO FURO (Hf) - É o comprimento total perfurado que, 
devido a inclinação e a subperfuração (S), será maior que a altura da 
bancada. O comprimento do furo aumenta com a inclinação, entretanto, a 
subperfuração (S) diminui com esta. Para calcular (Hf) utiliza-se a seguinte 
expressão: 
x S 
H 
= + æ - 
H b 
ö çè 
f ÷ø 
100 
1 
cos 
a 
a 
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 Þ risco de ultralançamento da superfície mais alta aumenta. 
67 
Prof. Valdir Costa e Silva
T > A Þ produzirá mais matacões, entretanto o lançamento será menor ou 
eliminado. 
68 
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: 
P E 
H 
V 
f = 
h) CÁLCULO DAS CARGAS 
Razão Linear de Carregamento (RL) 
R L 
d 
e x 
p 
= 
r 
e 2 
4 0 0 0 
onde: de = diâmetro do explosivo (mm); 
re = 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. 
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) 
RC = CT (g /m3 ) 
ou 
V 
(g / t) 
RC CT 
V 
r r 
= 
69
5.4 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); r = 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) 
70
e 
é 
ö 
æ 
r 
A úû 
0 , 0123 2 e 1 , 5 x D r 
ù 
êë 
+ ÷ ÷ø 
ç çè 
r 
= 
é 
úû 
0,0123 2 çè 
0,85 ö = A 1,5 x 101 2,6 m 
2,7 
ù 
êë 
+ ÷ø 
= æ 
b) Cálculo da Subperfuração (S) 
S = 0,3 x A = 0,3 x 2,6 m = 0,8 m 
c) Cálculo da profundidade do furo (Hf) 
1 20 
15 
ö çè 
= + æ -  
x S x m 
H 
H b 
ö çè 
f 0,8 16,6 
100 
cos 20 
100 
1 
cos 
= ÷ø 
æ - + = ÷ø 
a 
a 
d) Cálculo do Espaçamento (E) 
Como Hb/A = 5,8 Þ 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) 
p 
d 
R L 
e x 
= 
r 
e 2 
4 0 0 0 
Para o ANFO: 
( ) x x Kg m 
d 
e 
2 2 
p 
RL e 
3,14 101 
= r = = 
ANFO 0,85 6,8 / 
4000 
4000 
71
g) Cálculo da altura da carga de explosivo (He) 
He = Hf - T = 16,6 – 1,8 = 14,8 m 
h) Cálculo da carga de explosivo (CE) 
CE = RLANFO x He = 6,8 Kg/m x 14,8 m = 100,64 kg 
h) 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) 
100,64 
100,64 
72 
RC CE 265,48 / 
g t 
kg 
m x t m 
g m 
kg 
m 
V 
140,4 2,7 / 
716,81 / 
140,4 
3 3 
3 
3 = = = = = 
l) Cálculo da Perfuração Específica (PE) 
0,04 m 
t 
0,12 m/ m 
= f = = = 
PE 3 
2,7 t / m 
0,12 m/ m ou 
16,6 m 
140,4 m 
H 
V 
3 
3 
3 
Exemplo 2 
Considere os dados do problema anterior, assuma que um total de 4481 m3 de 
rocha deve ser escavada. Dados: 
Custo com explosivos e acessórios: 
 ANFO: R$ 0,9/kg 
 32 Boosters (um por furo): R$ 6,0 / unidade Þ R$ 6,0 x 32 = R$ 192,00 
 2 Retardos de superfície de 30 ms: R$ 6,0 / unidade Þ 6,0 x 2 = R$ 12,0
 Cordel detonante (581 m): R$ 0,45/m Þ R$ 0,45 x 581 = R$ 261,45 
 2 estopins espoletados: R$ 0,85 Þ R$ 0,80 x 2 = R$ 1,60 
Custo da perfuração da rocha / m: 
 Acessórios da perfuratriz: R$ 0,81 
 Mão de obra: R$ 1,50 
 Custo do equipamento e compressor: R$ 2,01 
 Combustível, graxas, lubrificantes etc. : R$ 1,20 
Total: R$ 5,52 / m 
Determinar o custo do desmonte por m3 e tonelada (perfuração + explosivos + 
acessórios). 
a) Cálculo do número de furos necessários (NF) 
NF = (m3 necessários) : (volume de rocha por furo) = 4481 : 140,4 = 32 
b) Cálculo do total de metros perfurados (MP) 
MP = NF x Hf = 32 x 16,6 = 531,2 m 
c) Cálculo do total de explosivos (TE) 
TE = NF x CE = 32 x 100,64 kg = 3220,48 kg 
d) Cálculo do custo dos explosivos e acessórios (CEA) 
Custo com explosivo (CCE): 
CCE = ANFO = R$ 0,9 x 3220,48 Kg = R$ 2.898,43 
Custo com acessório (CA): 
73
CA = R$ 192 + R$ 12 + R$ 261,45 + R$ 1,6 = R$ 467,05 
Custo com explosivo e acessório (CEA) 
CEA = CCE + CA = R$ 2.898,43 + R$ 467,05 = R$ 3.365,48 
e) Cálculo do custo da perfuração (CP) 
CP = MP x custo/m = 531,2 m x R$ 5,52/m = R$ 2.932,22 
f) Cálculo do Custo Total do Desmonte (Perfuração + Explosivos e acessórios) 
[CTD] 
CTD = CP + CEA = R$ 2.932,22 + R$ 3.365,48 = R$ 6.297,70 
g) Custo por m3 
(R$ 6.297,70 : 4481 m3) = R$ 1,41 / m3 
h) Custo por tonelada 
[R$ 6.297,70 : (4481 m3 x 2,7 t/m3)] = R$ 0,52 / t 
Exemplo 3 
Cálculo do Plano de Fogo usando Cartuchos 
Dados: 
Rocha: granito 
Altura da bancada: 7,5 m 
Diâmetro da perfuração: 76 mm (3”) 
Angulo de inclinação dos furos: 15° 
Explosivo utilizado: Emulsão encartuchada; r = 1,15 g/cm3; Furos com água. 
74
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) 
é 
úû 
0,0123 2 çè 
1,15 ö @ A 1,5 x 64 2,0m 
2,5 
ù 
êë 
+ ÷ø 
= æ 
b) Cálculo da Subperfuração (S) 
S = 0,3 x A = 0,3 x 2,0 m = 0,6 m 
c) Cálculo da profundidade do furo (Hf) 
1 20 
7,5 
ö çè 
= + æ -  
x S x m 
H 
H b 
ö çè 
f 0,6 8,2 
100 
cos15 
100 
1 
cos 
= ÷ø 
æ - + = ÷ø 
a 
a 
d) Cálculo do Espaçamento (E) 
Como Hb/A =3,8 Þ Hb/A < 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os furos 
de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada: 
7,5 7 2 
( 7 ) 
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 
75 
( ) x m H A 
E b 2,7 
8 
8 
= 
+ 
= 
+ 
=
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  • 1. DEPARTAMENTO DE ENGENHARIA DE MINAS ESCOLA DE MINAS UFOP CURSO DE MIN 210 - OPERAÇÕES MINEIRAS PROFESSOR VALDIR COSTA E SILVA DEMIN e-mail: valdir@demin.ufop.br Março, 2009.
  • 2. 1. PERFURAÇÃO DE ROCHA 1.1 OBJETIVO Prof. Valdir Costa e Silva A perfuração das rochas, dentro do campo dos desmontes, é a primeira operação que se realiza e tem como finalidade abrir uns furos com uma distribuição e geometria adequada dentro dos maciços para alojar as cargas de explosivos e acessórios iniciadores. A figura 1 mostra a evolução dos sistemas de perfuração ao longo dos anos. Figura 1: A evolução dos métodos e da velocidade de perfuração das rochas 2 Prof. Valdir Costa e Silva
  • 3. 1.2 APLICAÇÕES DA PERFURAÇÃO 3 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. 1.3 PRINCIPAIS MÉTODOS DE PERFURAÇÃO Existem três principais métodos de perfuração para o desmonte de rochas com explosivos aplicados à mineração: · perfuração rotativa com brocas tricônicas (Holler Bit); · martelo de superfície (Top-Hammer, método roto-percussivo); · martelo de fundo de furo ou furo abaixo (Down the Hole, método roto-percussivo). Perfuração por percussão: Também conhecido por perfuração por martelo, é o método mais comum de perfuração para a maioria das rochas, os martelos podem ser acionados a ar comprimido ou hidráulicos. A perfuração rotopercussiva é o sistema mais clássico de perfuração e o seu aparecimento coincide com o desenvolvimento industrial do século XIX. As primeiras máquinas, protótipos de Singer (1838) e Couch (1848), utilizavam vapor para o seu acionamento, mas foi com a aplicação posterior do ar comprimido como fonte de energia (1861) que este sistema evoluiu e passou a ser utilizado de forma intensa (Jimeno,1994). Prof. Valdir Costa e Silva 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 secundária, trabalhos de desenvolvimento e desmonte controlado. Porém, o sistema de furo abaixo ou de
  • 4. 4 fundo de furo (down the hole) com diâmetro de perfuração na faixa de 150 mm (6”) a 229 mm (9”) vem ganhado campo de aplicação nas rochas de alta resistência por propiciar maiores taxas de penetração quando comparadas com o método rotativo. Estas perfuratrizes possuem dois sistemas de acionamento básicos, rotação e percussão. Estas duas forças são transmitidas através da haste para a coroa de perfuração. Os martelos podem ter acionamento pneumático ou hidráulico, e são localizados na superfície sobre a lança da perfuratriz, conforme figura 2. O surgimento dos martelos hidráulicos na década de 70 deu novo impulso a este método de perfuração, ampliando o seu campo de aplicação. Figura 2 – Componentes básicos do martelo de superfície Os equipamentos roto-percussivos se classificam em dois grandes grupos, segundo a posição do martelo: · martelo de superfície (Top-Hammer); Prof. Valdir Costa e Silva · 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 compensado por um menor custo operacional e maior produtividade quando comparadas com máquinas pneumáticas (Crosby, 1998).
  • 5. 5 A perfuração rotopercussiva se baseia na combinação das seguintes ações:  Percussão: os impactos produzidos pelas batidas do pistão do martelo originam ondas de choque que se transmitem à rocha.  Rotação: com este movimento se faz girar a broca para que se produzam impactos sobre a rocha em diferentes posições.  Pressão de avanço: para se manter em contato a ferramenta de perfuração e a rocha, é exercida um pressão de avanço sobre a broca de perfuração.  Fluido de limpeza: o fluido de limpeza permite extrair os detritos do fundo do furo. Em resumo, na perfuração percussiva o pistão transmite energia sobre a rocha através da barra de percussão, das uniões, da haste de perfuração e da broca. O motor de rotação ao encontrar rocha nova, rompe os cortes em pedaços ainda menores. O ar comprimido efetua a limpeza dos furos e a refrigeração das brocas. Perfuratrizes Pneumáticas Segundo Jimeno (1994), um martelo acionado por ar comprimido consta de: · um cilindro fechado com uma tampa dianteira que dispõe de uma abertura axial onde é fixado o punho e as hastes de perfuração; · um pistão que com o seu movimento alternativo golpeia o punho de perfuração, o qual transmite a onda de choque à haste; · uma válvula que regula a passagem de ar comprimido em volume fixado e de forma alternada para a parte anterior e posterior do pistão; Prof. Valdir Costa e Silva · um mecanismo de rotação para girar a haste de perfuração; · 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
  • 6. 6 para a coroa. A cada haste adicionada na coluna de perfuração maior é a perda de energia devido a reflexão da energia nas conexões e luvas de perfuração. O campo de aplicação das perfuratrizes pneumáticas de martelo de superfície está se reduzindo cada vez mais, devido à baixa capacidade de perfuração em rochas duras, à profundidade (em torno de 15 m), ao diâmetro de perfuração (de 50 a 100 mm) e ao alto consumo de ar comprimido, aproximadamente, 2,4 m3/min por cada cm de diâmetro, além de apresentar alto desgaste das ferramentas de perfuração: hastes, punhos, coroas, mangueiras etc., em função da freqüência de impacto e na forma de transmissão da onda de choque do pistão de grande diâmetro (Svedala Reedrill, sd.). Perfuratrizes hidráulicas No final da década de 60 e início da década de 70 houve um grande avanço tecnológico na perfuração de rochas com o desenvolvimento dos martelos hidráulicos. Uma perfuratriz hidráulica consta basicamente dos mesmos elementos construtivos de uma pneumática. A diferença mais importante entre ambas é que no lugar de se utilizar ar comprimido, gerado por um compressor acionado por um motor diesel ou elétrico, para o acionamento do motor de rotação e para produzir o movimento alternativo do pistão do martelo, utiliza-se um grupo de bombas que acionam estes componentes. As razões pela qual as perfuratrizes hidráulicas possuem uma melhor tecnologia sobre as pneumáticas são as seguintes (Crosby, 1998): · 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;
  • 7. 7 · 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 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; Prof. Valdir Costa e Silva · 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;
  • 8. · requer menor torque de rotação e a velocidade de rotação (rpm) é muito menor em comparação com o método rotativo. A faixa normal de operação é de 10 a 60 rpm; 1.4 Rotação/Trituração Foi inicialmente usada na perfuração de petróleo, porém, atualmente, é também usada em furos para detonação, perfuração de chaminés verticais de ventilação e abertura de túneis. Esse método é recomendado em rochas com resistência à compressão de até 5000 bar. Quando perfuramos por este método, usando brocas tricônicas, a energia é transmitida para a broca por um tubo, que gira e pressiona o bit contra a rocha. Os botões de metal duro são pressionados na rocha, causando o fraturamento desta, de acordo basicamente com o mesmo princípio da perfuração por percussão. A velocidade normal de rotação é de 50 a 90 rev/min. 1.5 Rotação/Corte Este método é usado principalmente em rochas brandas com resistência à compressão de até 1500 bar. A perfuração por rotação necessita de uma forte capacidade de empuxo na broca e um mecanismo superior de rotação. A pressão aplicada e o torque rompem e moem a rocha. Neste método a energia é transmitida ao cortador pelo tubo de perfuração, que gira e pressiona o mesmo sobre a rocha. A área de corte da ferramenta exerce pressão sobre a rocha e as lascas são arrancadas. A relação entre a pressão necessária e a faixa de rotação, determina a velocidade e a eficiência da perfuração: a) a rocha branda requer menor pressão e rotação mais rápida; b) a rocha dura necessita de alta pressão e rotação mais lenta. 8 Prof. Valdir Costa e Silva
  • 9. 9 A velocidade de rotação é de 120 rev/min para um furo de 110 mm e 300 rev/min para furos de 60 mm de diâmetro. 1.6 FONTES DE ENERGIA As fontes primárias de energia podem ser: motores diesel ou motores elétricos. Nas perfuratrizes com um diâmetro de perfuração acima de 9” (230 mm) é generalizado o emprego de energia elétrica a média tensão, alimentando a perfuratriz com corrente alternada com cabos elétricos revestidos. Porém, se a lavra é seletiva e há grande necessidade de deslocamento do equipamento de perfuração, pode-se adotar máquinas a motor diesel. As perfuratrizes médias e pequenas, que são montadas sobre caminhões, podem ser acionadas por motores a diesel. Segundo Jimeno (1994), uma divisão média da potência instalada nestas unidades para os diferentes mecanismos é a seguinte: ¨ Movimento de elevação e translação: 18% ¨ Rotação: 18% ¨ Avanço: 3% ¨ Nivelamento: 2% ¨ Limpeza dos detritos com ar comprimido: 53% ¨ Equipamentos auxiliares: 3 % ¨ Outros: 3%. Nota-se na distribuição de energia, acima, a grande importância do ar e da potência de rotação para o método rotativo. Os equipamentos elétricos têm um custo de 10 a 15% mais baixo que os de acionamento a diesel. Estes últimos são selecionados quando a região da explotação não dispõe de adequada infra-estrutura de suprimento de energia elétrica ou quando a máquina é montada sobre caminhão (Jimeno, 1994).
  • 10. 1.7 SISTEMA DE ROTAÇÃO 10 Com o objetivo de girar as hastes e a broca para efetuar a perfuração, as perfuratrizes possuem um sistema de rotação montado, geralmente, sobre uma unidade que desliza no mastro da perfuratriz. Esta unidade é geralmente denominada de cabeça rotativa. O sistema de rotação é constituído por um motor elétrico ou um sistema hidráulico. O primeiro é utilizado nas máquinas de maior porte, pois aproveita a grande facilidade de regulagem dos motores de corrente contínua, num intervalo de 0 a 100 rpm (Jimeno, 1994). Já o sistema hidráulico consiste de um circuito hidráulico com bombas de pressão contínua, com um conversor, para variar a velocidade de rotação do motor hidráulico. A figura 3 mostra os principais componentes de um sistema de perfuração rotativa: ar comprimido, sistema de elevação e avanço, motor de rotação, cabeça rotativa, haste, estabilizador e broca.
  • 11. Motor de Rotação: Elétrico ou Hidráulico Cabeça Rotativa Ar Comprimido Haste EestabEilid ador Estabilizad or Estabilizador bit Broca Sistema de Elevação e Avanço Prof. Valdir Costa e Silva Figura 3: Principais componentes de um de um sistema de perfuração rotativo Fonte: Jimeno, 1994. 11 1.8 SISTEMA DE AVANÇO E ELEVAÇÃO Para se obter uma boa velocidade de penetração na rocha é necessário a aplicação de uma determina força de avanço, que depende, tanto da resistência da rocha, como do diâmetro que se pretende utilizar. Como o peso da coluna de perfuração (hastes, estabilizador e broca) não é suficiente para se obter a carga necessária, é preciso aplicar forças adicionais que são transmitidas exclusivamente através de energia hidráulica. Existem basicamente quatro sistemas de avanço e elevação, que são: · cremalheira e pinhão direto; · corrente direta; · cremalheira e pinhão com corrente; · cilindros hidráulicos.
  • 12. 12 1.9 PRINCIPAIS CARACTERÍSTICAS DAS BROCAS TRICÔNICAS As brocas tricônicas são classificadas de acordo com o material dos dentes e geometria do cone. Os dentes podem ser de face dura, cobertura endurecida ou insertos de carboneto de tungstênio. As brocas com dentes de face dura ou cobertura endurecida são denominadas de brocas dentadas e as de insertos de tungstênio são denominadas de brocas de botões (Karanam & Misra, 1998). Na perfuração rotativa, a broca ataca a rocha com a energia fornecida pela máquina à haste de perfuração, que transmite a rotação e o peso de avanço (carga) para a broca. O mecanismo de avanço aplica uma carga acima de 65% do peso da máquina, forçando a broca em direção à rocha. A broca quebra e remove a rocha por uma ação de raspagem em rochas macias, esmagamento-trituração- lasqueamento em rochas duras ou por uma combinação destas ações (Crosby, 1998). A figura 4 ilustra este modelo de corte. Figura 4: Modelo físico de penetração para o método rotativo Fonte: Karanam & Misra, 1998. As brocas tricônicas consistem de três componentes principais: os cones, os rolamentos e o corpo. Os cones são montados sobre os eixos dos rolamentos os quais são partes integrantes do corpo da broca. Os elementos cortantes dos
  • 13. 13 cones consistem de linhas circunferênciais de dentes salientes (ex.: botões ou dentes). 1.10 CARACTERÍSTICAS DOS FUROS Os furos são geralmente caracterizados por quatro parâmetros: diâmetro, profundidade, retilinidade e estabilidade. Diâmetro dos furos O diâmetro do furo depende da finalidade do mesmo. Em 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 5 mostra a relação entre os diâmetros e o número de furos, porte dos equipamentos de escavação, altura da pilha e granulometria dos fragmentos rochosos após a detonação.
  • 14. Figura 5: Influência do diâmetro no n.º de furos, na fragmentação da rocha, na altura da pilha e no porte do equipamento de carregamento. A figura 6 mostra a relação entre o diâmetro de perfuração e a seção do túnel ou galeria e o tipo de equipamento de perfuração. Figura 6: Influência do diâmetro da perfuração no tamanho da seção da galeria Profundidade dos furos 14
  • 15. A profundidade do furo determina a escolha do equipamento de perfuração. Em espaços confinados somente ferramentas de perfuração curtas poderão ser usadas. No caso de maiores profundidades (50 a 70 m ou mais) utiliza-se perfuração de fundo de furo, ao invés de martelo de superfície, já que o método de fundo de furo proporciona mais eficiência de transmissão energética e remoção dos cavacos de rocha a essa profundidade. Quando utilizamos martelos DTH a energia é em princípio transmitida da mesma forma com a vantagem de que o pistão da perfuratriz trabalha diretamente sobre a broca. Retilinidade do furo A retilinidade de uma perfuração varia, dependendo do tipo e natureza da rocha, do diâmetro e da profundidade do furo, do método e das condições do equipamento utilizado, da experiência do operador. Na perfuração horizontal ou inclinada, o peso da coluna de perfuração pode concorrer para o desvio do furo. Ao perfurar furos profundos para detonação, o furo deve ser tão reto quanto possível para que os explosivos, sejam distribuídos corretamente, para se obter o resultado desejado. Para compensar o desvio dos furos às vezes é necessário furar com menor espaçamento o que resulta em maior custo. Um problema particular causado por um furo com desvio é a possibilidade de encontrar-se com um outro já perfurado, causando a detonação de cargas por “simpatia”. A probabilidade do equipamento se prender é grande e a detonação não pode ser executada adequadamente. Além do desvio do furo propriamente dito, o alinhamento pode ser afetado pelo desalinhamento da lança e pelo cuidado durante o emboque do furo. Estabilidade do furo 15
  • 16. Outra necessidade em perfuração é que o furo permaneça “aberto” enquanto estiver sendo utilizado para carregamento de explosivos. Em certas condições, por exemplo, quando a perfuração é em material “solto” ou rocha (que tendem a desmoronar e tapar o furo), torna-se essencial estabilizar-se o furo com tubos ou mangueiras de revestimentos. 1.11 PERFURAÇÃO VERTICAL X INCLINADA Principais vantagens da perfuração inclinada  melhor fragmentação;  diminuição dos problemas de repé devido ao melhor aproveitamento das ondas de choque na parte crítica do furo (linha de greide, pé da bancada);  maior lançamento;  permite maior malha;  permite redução da Razão de Carregamento que pode ser obtida pelo uso de explosivos de menor densidade;  maior estabilidade da face da bancada;  menor ultra-arranque. Principais desvantagens da perfuração inclinada  menor produtividade da perfuratriz;  maior desgaste de brocas, hastes e estabilizadores;  maior custo de perfuração;  maior comprimento de furo para uma determinada altura da bancada;  maior risco de ultralançamentos dos fragmentos rochosos. 1.12 MALHAS DE PERFURAÇÃO 16
  • 17. 17 A geometria das malhas de perfuração pode ser quadrada, retangular, estagiada, triângulo eqüilátero ou malha alongada: A E a) malha quadrada b) malha retangular c) malha estagiada (pé de galinha) Malhas quadradas ou retangulares: devido a sua geometria é de fácil perfuração (menor tempo de locomoção de furo a furo). Malhas estagiadas: devido a geometria de furos alternados dificulta a perfuração (maior tempo de locomoção furo a furo), porém possui melhor distribuição do explosivo no maciço rochoso. Malha Triângulo Eqüilátero: são malhas estagiadas com a relação E/A = 1,15. São indicadas para rochas compactas e duras. Possuem ótima distribuição da energia do explosivo na área de influencia do furo, maximizando a fragmentação. O centro do triângulo eqüilátero, o ponto mais crítico para fragmentação, recebe igual influência dos três furos circundantes. Malhas alongadas: : Conforme a relação E/A as malhas podem assumir várias configurações. As malhas alongadas possuem elevada relação E/A, geralmente acima de 1,75. São indicados para rochas friáveis/macias aumentando o lançamento por possuírem menor afastamentos.
  • 18. 1.13 SELEÇÃO DOS DIFERENTES TIPOS DE PERFURATRIZES A tabela 1 apresenta um resumo dos fatores que devem ser avaliados durante o processo de seleção do método e equipamento de perfuração. Durante o processo de seleção do método e do equipamento de perfuração é necessário discutir e adequar estes fatores às características da jazida ou mina, de forma a se fazer a melhor escolha. Tabela 1 - Fatores para seleção dos diferentes tipos de perfuratrizes. Fonte: Moraes, 2001 1.14 CÁLCULO DOS COMPONENTES DA PERFURATRIZ 18 Fatores Perfuratriz rotativa Perfuratriz de martelo de superície Perfuratriz de martelo de fundo de furo Diâmetro do furo, mm 165 a 228 em rocha macia a média 250 a 432 em todas formações, incluíndo muito dura. 38 a 127. 152 a 228 em formações média a muito dura; diâmetros menores em furos longos. Tipo de rocha Formações na faixa de macia a muito dura. Média a muito dura. Media a muito dura. Restrições em rochas muito fraturadas. Profundidade máxima do furo, m Maior que 60 m. Menor que 20 m. Maior que 60 m. Volume de ar requerido Grandes vazões para se ter uma limpeza eficiente do furo. O ar tem dupla função: limpeza do furo e acionamento do martelo. Não pode usar pressões tão altas como no martelo de fundo. Máquinas hidráulicas reduzem bastante o consumo de ar. A taxa de penetração aumenta com o aumento da pressão de ar, mas o volume de ar requerido também. Avanço (pulldown) requerido Baixo em formações macias a muito alto em rochas duras. Altas taxas de penetração podem ser alcançadas com menores pressões de avanço. Boa penetração com menos carga de avanço. Velocidade de rotação, rpm Requer alta velocidade em rocha macia e velocidades mais baixas em rocha dura. Rotação para o bit é aproximadamente de 100 a 120 rpm para furos de 64 mm, em rocha macia; em rocha dura, 75 a 100 rpm para furos de 64 mm e 40 a 50 rpm para furos de 127 mm. Opera com menores velocidades de rotação: 30 a 50 rpm para rocha macia; 20 a 40 para rochas intermediárias e 10 a 30 rpm para rochas duras. Taxa de penetração Aumenta com o aumento do diâmetro da broca; diminui com o aumento da resistência da rocha. Taxas iniciais mais altas que o método de martelo de fundo. Taxa cai com cada haste adicionada. Taxa decresce com o aumento do diâmetro. Taxas relativamente constantes ao longo do furo. Maiores taxas em rochas duras, na faixa de diâmetro de 152 mm a 228 mm, comparando-se com o método rotativo. Níveis de ruído Geralmente baixo. Ruído é crítico: imacto do martelo e ar comprimido. Máquinas hidráulicas possuem menor nível de ruído. Nível de ruído é mais baixo que o método de martelo de superfície. Ruído é dissipado dentro do furo.
  • 19. a) Número de furos por dia (Nf ) F A x E x H x N f d N = VA sendo: VA = volume anual (m3); A = afastamento (m); E = espaçamento (m); Hf = comprimento do furo (m); Nd = dias trabalhados por ano. b) Profundidade Total perfurado por ano (PT) PT = Nf x Hf x Nd (m) sendo: Nf = número de furos por dia; Hf = comprimento do furo (m); Nd = dias trabalhados durante o ano. c) Metros diários perfurados por uma perfuratriz (MP) MP = NH x TP x DM x RMO x U sendo: NH = número de horas/dia trabalhado por uma perfuratriz; TP = taxa de penetração (m/h); DM = disponibilidade mecânica da perfuratriz (%); RMO = rendimento da mão-de-obra (%); U = utilização do equipamento (%). d) Número de perfuratrizes necessárias (NP) NP P = T N x MP d 19
  • 20. Exemplo Uma mineração pretende produzir anualmente 1.000.000 m3 de hematita. Seu desmonte de rocha apresenta as seguintes características: - Malha de perfuração: Afastamento (A) = 2,5 m; Espaçamento = 5,0 m; Altura do banco = 10 m; Inclinação dos furos = 0°; Diâmetro da perfuração = 4” (102 mm) Taxa de penetração da perfuratriz: 40 m/h - Disponibilidade mecânica do equipamento: 85% - Rendimento da mão de obra: 80% - Utilização do equipamento : 80% - Dias de trabalho no ano: 365 - Horas trabalhadas por dia: 8 h - Comprimento das hastes: 3 m. A vida útil média dos componentes é a seguinte: - bits (coroas) : 2.500 m - punho : 2.500 m - haste e luvas : 1.500 m Calcular o número de perfuratrizes necessárias para executar a perfuração, e os componentes gastos anualmente (hastes, luvas, punhos e coroas). a) Número de furos por dia (Nf ) N VA = = = F A x E x H x x x x f 365 1000000 2 5 5 10 365 22 . . , b) Profundidade Total perfurado por ano (PT) PT = Nf x Hf x Nd = 22 x 10 x 365 = 80.300 m c) Metros diários perfurados por uma perfuratriz (MP) 20
  • 21. MP = NH x TP x DM x RMO x U = 8 x 40 x 0,85 x 0,8 x 0,8 = 174,08 m e) Número de perfuratrizes necessárias (NP) NP P x MP x = T = = 365 80300 365 17408 1 26 . , , Obs.: Matematicamente o cálculo aponta, aproximadamente, para a necessidade de duas perfuratrizes. Entretanto, a escolha correta será de uma só perfuratriz, pois basta aumentarmos o número de horas trabalhadas por dia para obtermos a produção diária desejada. Outra possibilidade seria a de perfurar com uma maior taxa de penetração. e) Relação entre metros de haste e metro de furo (K) K H C C x f = + = + = 2 1 0 3 2 3 2,1 7 f) Número de hastes (NH) e luvas (NL) N e N P x K vidautil x H L 80300 217 1500 = T = = 116 . , g) Número de punhos (NP) N P = T = = P vidautil 80300 2500 32 . . h) Número de coroas (NB) 21
  • 22. 32 80.300 C = = = 2500 P N T vida util 1.15 CÁLCULO DO CUSTO TOTAL DA PERFURAÇÃO Custo Total da Perfuração/m (CTP) Uma relativamente simples, mas bastante interessante análise, foi recentemente apresentada por Robert W. Thomas, da Baker Hughes Mining Tools Inc., que pode ser assim enunciada: C T P A M D V P = + sendo: A = custo da ferramenta de perfuração (brocas e cortadores); M = vida útil da ferramenta em metros; D = custo horário da perfuratriz (custo de propriedade e custo operativo); VP = velocidade de penetração (m/h). O exemplo a seguir evidencia que a soma expedida na aquisição de uma broca com uma maior velocidade de penetração, aumenta os dividendos, pois o custo total de perfuração será reduzido e a produção aumentará. Exemplo do CTP Uma perfuratriz trabalha em uma mina de cobre a céu aberto, com uma broca de diâmetro de 12¼”. Considerando os seguintes dados: 22 Prof. Valdir Costa e Silva
  • 23. - Velocidade de penetração da broca normal: 25,0 m/h - Custo da broca normal: US$ 5.356 - Velocidade de penetração da broca especial XP: 27,5 m/h - Custo da broca especial XP: US$ 6.169 - Vida útil da broca: 3.000 m Broca normal: CTP US = + = US m m US h m h $ . . $ / / $ , / 5356 3000 450 25 19 785 Broca especial XP: CTP US = + = US m m US h m h $ . . $ / , / $ , / 6169 3000 450 27 5 18 420 Diferença de custo: US$ 1,365/m (6,9%) Velocidade de penetração da BROCA NORMAL = 25,0 m/h Velocidade de penetração da BROCA ESPECIAL XP = 27,5 m/h INCREMENTO DE PRODUTIVIDADE = 2,5 m/h (10%) 23 Um acréscimo de apenas 10% na velocidade de perfuração representa uma economia de US$ 409.500,00 por ano, em um programa de perfuração de 300.000 m, isto é: (US$ 1,365/m x 300.000 m = US$ 409.500,00).
  • 24. Prof. Valdir Costa e Silva 2. PROPRIEDADES E SELEÇÃO DE EXPLOSIVOS 24 2.1 INTRODUÇÃO Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os explosivos vêm sofrendo, desde os anos 40, um acentuado desenvolvimento tecnológico, objetivando alcançar os seguintes resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior segurança no manuseio, maior resistência à água, menor custo por unidade de rocha desmontada. 2.2 EXPLOSIVOS Definição Explosivos são substâncias ou misturas, em qualquer estado físico, que, quando submetidos a uma causa térmica ou mecânica suficientemente enérgica (calor, atrito, impacto etc.) se transformam, total ou parcialmente, em gases, em um intervalo de tempo muito curto, desprendendo considerável quantidade de calor. Ingredientes de um explosivo (a) Explosivo básico (ou explosivo base) é um sólido ou líquido que, submetido a uma aplicação suficiente de calor ou choque, desenvolve uma reação exotérmica extremamente rápida e transforma-se em gases a altas temperaturas e pressões. Exemplo típico de explosivos básico é a nitroglicerina C3H5O9N3, descoberta em 1846 pelo químico italiano Ascanio Sobrera. (b) Os combustíveis e oxidantes são adicionados ao explosivo básico para favorecer o balanço de oxigênio na reação química de detonação. O combustível (óleo diesel, serragem , carvão em pó, parafina, sabugo de milho, palha de arroz etc.) combina com o excesso de oxigênio da mistura explosiva, de forma que previne a formação de NO e NO2; o agente oxidante (nitrato de amônio, nitrato de cálcio, nitrato de potássio, nitrato de sódio etc.) assegura a completa oxidação do carbono, prevenindo a formação de CO. A formação de NO, NO2 e CO é indesejável, pois além de altamente tóxicos
  • 25. Prof. Valdir Costa e Silva para o ser humano, especialmente em trabalhos subterrâneos, esses gases reduzem a temperatura da reação “ladrões de calor” e conseqüentemente, diminuem o potencial energético e a eficiência do explosivo. (c) os antiácidos geralmente são adicionados para incrementar a estabilidade do produto à estocagem, exemplo: carbonato de cálcio, óxido de zinco. (d) os depressores de chama (cloreto de sódio) normalmente são utilizados para minimizar as possibilidades de fogo na atmosfera da mina, principalmente nas minas onde ocorre a presença do gás metano (grisu). (e) os agentes controladores de densidade e sensibilidade dividem-se em: químicos (nitrito de sódio, ácido nítrico) e mecânicos (micro esferas de vidro). No controle do pH do explosivo utilizam-se a cal e o ácido nítrico. (f) os agentes cruzadores (cross linking) são utilizados juntamente com a goma guar para dar uma forma de gel nas lamas e evitar a migração dos agentes controladores da densidade. Exemplo: dicromato de sódio. 2.3 PROPRIEDADES DOS EXPLOSIVOS Densidade de um explosivo Densidade é a relação entre a massa e o volume dessa massa, medida em g/cm3. A densidade dos explosivos comerciais varia de 0,6 a 1,45 g/cm3. A densidade dos explosivos é um fator importante para a escolha do explosivo. Os explosivos com densidade inferior ou igual a 1 não devem ser utilizados em furos contendo água, para evitar que os mesmos bóiem. Para detonações difíceis, em que uma fina fragmentação é desejada, recomenda-se um explosivo denso. Para rochas fragmentadas “in situ”, ou onde não é requerida uma fragmentação demasiada, um explosivo pouco denso será suficiente. Energia de um explosivo 25 Prof. Valdir Costa e Silva
  • 26. A finalidade da aplicação de um explosivo em um desmonte é gerar trabalho útil. A energia liberada pelo explosivo em um furo é utilizada da seguinte forma: pulverização da rocha nas paredes do furo, rompimento da rocha, produção de calor e luz, movimento da rocha, vibração do terreno e sobrepressão atmosférica. No passado, a energia de um explosivo era medida em função da porcentagem de nitroglicerina (NG) contida no mesmo. Um explosivo que possuía 60% de (NG) em peso era qualificado como tendo força de 60%. Acontece que os modernos explosivos, especialmente os agentes detonantes, não possuem NG nas suas formulações, daí a necessidade de se estabelecer um novo padrão de comparação. Na atualidade, os seguintes conceitos são utilizados: - RWS - Relative Weight Strength (Energia relativa por massa): é a energia disponível por massa de um explosivo x, comparada com a energia disponível por igual massa de um explosivo tomado como padrão. Normalmente o ANFO é tomado como o explosivo padrão. O cálculo do RWS é feito através da seguinte expressão: RWS ETx ETp = onde: ETx e ETp são as energias termoquímicas do explosivo x e padrão, respectivamente. Exemplo 1: Considere como o explosivo padrão, o ANFO 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. 850 cal / g 900 cal / g RWS =ETx = ETp 26
  • 27. 27 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: R BS ETx ETp x x p RWS x x p r r = = r r onde: rx e rp são as densidades do explosivo x e p, respectivamente. Exemplo 2: Utilizando os dados do exemplo anterior; cálculo da Energia Relativa por Volume (RBS): 3 3 1,15 g / cm x 0,85 g / cm 850 cal / g 900 cal / g = r RBS ETx x x = p ETp r 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. Prof. Valdir Costa e Silva Balanço de Oxigênio de um explosivo e Energia de explosão (Hf) A maioria dos ingredientes dos explosivos e composto de oxigênio, nitrogênio, hidrogênio e carbono. Para misturas explosivas, a liberação de energia é otimizada quando o balanço de oxigênio é zero. Balanço zero de oxigênio é definido como o ponto no qual uma mistura tem suficiente oxigênio para oxidar completamente todos os combustíveis (óleo diesel, serragem, carvão, palha de arroz etc.) presentes na reação, mas não contém excesso de oxigênio que possa reagir com o nitrogênio na mistura para formação de NO e NO2 e nem a falta de oxigênio que possa gerar o CO, pois além de altamente tóxicos para o ser humano, esses gases reduzem a temperatura da reação e, conseqüentemente, diminuem o potencial energético e a eficiência do explosivo.
  • 28. Teoricamente, os gases produzidos na detonação a balanço zero de oxigênio são: CO2, H2O e N2 e na realidade pequenas quantidades de NO, CO, NH2, CH4 e outros gases. Como exemplo, considere a mistura ideal do nitrato de amônio (N2H403) com o óleo diesel (CH2): N2H403 + CH2 ® CO2 + H2O + N2 Tabela 2 - Cálculo da necessidade de oxigênio 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 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 3, podemos calcular a soma das massas moleculares dos produtos a partir das massas atômicas: Al = 27; C = 12; O = 16; H = 1; N = 14. Tabela 3 - Cálculo da soma da massa molecular dos produtos da reação. Composição Massa molecular (g) 3N2H403 3 x 80 = 240 CH2 14 Total 254 28 Prof. Valdir Costa e Silva
  • 29. A percentagem do nitrato de amônio na mistura, será: (240 : 254) x 100% = 94,5% Então sabemos que 240 g de nitrato de amônio reagem com 14 g de carbono quando o balanço é perfeito, quer dizer, o óleo deve representar, em massa: (14 : 254) x 100% = 5,5% Calor de Formação ou Energia de Explosão (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 4, teremos: Tabela 4 - 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 29
  • 30. NO2 + 8,10 Al2O3 (alumina) -399,00 Hp = -94,10 + 7(-57,80) + 3(0) Þ Hp = -498,7 kcal Hp = 3(-87,30) - 7 Þ Hp = -268,9 kcal Hf = Hp - Hr = -498,7 kcal - (-268,9) kcal = -229,8 kcal Transformando para cal/g: -229,8 x 1000 / 254 g Þ 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: PF = r VOD - 6 2 x 10 4 sendo: 30 Prof. Valdir Costa e Silva
  • 31. PF = pressão produzida no furo, quando o explosivo está completamente acoplado ao furo (GPa); r = densidade do explosivo (g/cm3); VOD = velocidade de detonação de um explosivo confinado (m/s). Para a medição da VOD do explosivo, pode-se utilizar o “VOD PROBRE - BLAST EVALUATOR” de fabricação da INSTANTEL INC. (Canadá) ou o MiniTrap III, de fabricação da MREL do Canadá. O medidor da VOD (The VOD Probe - Blast Evaluator) possui um cronômetro eletrônico que é acionado por fibras óticas introduzidas no furo a ser detonado e mede a VOD. À medida que ocorre a detonação do explosivo, a luz resultante que é emitida aquece o probe de fibra ótica em um certo tempo, permitindo dessa maneira a medição da VOD do explosivo. Já o MiniTrap III mede a VOD utilizando cabo coaxial. A medição da velocidade de detonação dos explosivos tem os seguintes objetivos: · determinar a velocidade de detonação do explosivo, para que a partir da mesma seja calculada a pressão produzida no furo durante a detonação; · comparar o desempenho do explosivo quando iniciado com diferentes escorvas, acessórios e diferentes materiais utilizados para o confinamento do tampão; · verificar se os explosivos e acessórios estão detonando de acordo com o valor fornecido pelos fabricantes. Sensibilidade à iniciação Define-se como a susceptibilidade de um explosivo à iniciação, isto é, se o explosivo é sensível à espoleta, cordel, booster (reforçador) etc. Diâmetro crítico 31
  • 32. 32 As cargas de explosivos com forma cilíndrica têm um diâmetro abaixo do qual a onda de detonação não se propaga ou propaga-se com uma velocidade muito baixa. A esse diâmetro, dá-se o nome de diâmetro crítico. Os principais fatores que influenciam no diâmetro crítico são: tamanho das partículas, reatividade dos seus ingredientes, densidade e confinamento. Prof. Valdir Costa e Silva 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 propriedades do explosivo usado. O máximo de energia é conseguido quando o BO é zero. Na prática, esta condição é utópica (Reis, 1992).
  • 33. 33 Os explosivos podem ser representados pela fórmula geral: CaHbOcNdXe, onde X é um metal. Consideremos o caso da decomposição de um explosivo que não recebe elementos metálicos. Para uma transformação completa, teríamos: CaHbOcNd = xCO2 + yH2O + zN2 Equilibrando a equação: a = x; b = 2y; d = 2x + y; c = 2x + y Þ c = 2a + b/2 , quando então a transformação é completa, tendo em vista os produtos de reação. Exemplo: Nitroglicerina: C3H5O9N3 Oxigênio existente na molécula: 9 átomos Oxigênio necessário: c = 2a + b/2 = 2 x 3 + 5/2 = 8,5 átomos Há, portanto, um excesso de 0,5 átomo de oxigênio. Prof. Valdir Costa e Silva Considerando que o peso molar da NG é de: 3 x 12 + 5 x 1 + 9 x 16 + 3 x 14 = 227 gramas. BO = Peso molecular do excesso de oxigênio = Peso molecular da nitroglice rina BO = 3,52% 100% x 100% 8 x 227 Observação: Explosivos mal iniciados ou desbalanceados geram mais gases tóxicos. Resistência à água É a capacidade que um explosivo tem de resistir a uma exposição à água durante um determinado tempo, sem perder suas características. A resistência
  • 34. de um explosivo à água pode ser classificada como: nenhuma, limitada, boa, muito boa e excelente. 2.4 CLASSIFICAÇÃO DOS EXPLOSIVOS A figura 8 mostra como podem ser classificados os explosivos. Neste texto discutiremos apenas os explosivos químicos, por serem os mais utilizados pelas minerações e obras civis. Há três tipos de explosivos comerciais: (a) altos explosivos, isto é, explosivos caracterizados pela elevadíssima velocidade de reação (1500 a 9000 m/s) e alta taxa de pressão (50.000 a 4 milhões de psi). Os altos explosivos serão primários quando a sua iniciação se der por chama, centelha ou impacto. Secundários quando, para sua iniciação, for necessário um estímulo inicial de considerável grandeza. Exemplo de altos explosivos: TNT, dinamites, gelatinas; (b) baixos explosivos, ou deflagrantes, caracterizam-se por uma velocidade de reação muito baixa (poucas unidades de m/s) e pressões no máximo de 50.000 psi. Exemplo: pólvora e explosivos permissíveis; (c) Agentes detonantes são misturas cujos ingredientes não são classificados como explosivos. Exemplo: ANFO, ANFO/AL, lama, ANFO Pesado, emulsões. Classificação dos Explosivos Mecânicos Químicos Nucleares Altos Explosivos Baixos Explosivos Agentes Detonantes Primário Secundário 34 Prof. Valdir Costa e Silva
  • 35. Permissíveis Não permissíveis Figura 8 - Classificação dos explosivos 35 Explosivos deflagrantes Baixos explosivos (propelantes), ou deflagrantes, são aqueles cuja reação química é uma combustão muito violenta chamada deflagração, que se propaga a uma velocidade da ordem de 100 a 1500 m/s e pressões de no máximo 50.000 psi. Entre os explosivos deflagrantes, o protótipo é a pólvora negra. Conhecida da remota Antigüidade, sua invenção tem sido atribuída aos chineses, árabes e hindus. Usada pela primeira vez, em mineração, em 1627, na Hungria, e logo após, na Inglaterra. A percentagem ponderal média dos componentes da pólvora negra é a seguinte: Nitrato de potássio (KN03) ou nitrato de sódio (NaN03) ........................ 75% Carvão vegetal (C) ................................................................................ 15% Enxofre (S) ............................................................................................ 10% 2.5 ALTOS EXPLOSIVOS COM BASE DE NITROGLICERINA Dinamites As dinamites, inventada pelo químico sueco Alfred Nobel, em 1866, diferem em tipo e graduação conforme o fabricante, podendo, contudo, serem classificadas segundo os seguintes grupos principais: · Dinamite guhr
  • 36. 36 Prof. Valdir Costa e Silva · Dinamites simples · Dinamites amoniacais Dinamite guhr De interesse puramente histórico, resulta da mistura de Nitroglicerina, Kieselguhr e estabilizantes. Não é mais usada. Dinamite simples Resultante da mistura: Nitroglicerina + Serragem + Oxidante + Estabilizante. Como se vê, a serragem substitui o kieselguhr como absorvente e nitrato de sódio é, em geral, o oxidante usado. Como estabilizante, ou antiácido, usa-se o carbonato de cálcio, com cerca de 1%. A dinamite simples produz boa fragmentação. Em contrapartida, apresenta um alto custo e gera gases tóxicos. Dinamites amoniacais O alto custo da dinamite simples e as qualidades indesejáveis já citadas permitiram o desenvolvimento das dinamites amoniacais. As dinamites amoniacais são similares em composição, às dinamites simples, mas a nitroglicerina e o nitrato de sódio são parcialmente substituídos por nitrato de amônio. Gelatinas A gelatina também foi descoberta por Alfred Nobel, em 1875. A gelatina é um explosivo bastante denso de textura plástica, parecendo uma goma de mascar, constituída de nitroglicerina + nitrocelulose + nitrato de sódio. São utilizadas apenas em casos especiais. Geram gases nocivos. Tem grande velocidade de detonação, produz boa fragmentação e ótimo adensamento no furo. Gelatinas amoniacais As gelatinas amoniacais têm formulações semelhantes àquelas das gelatinas, porém o nitrato de amônio substitui, parcialmente, a nitroglicerina e o nitrato de sódio. Essas gelatinas foram desenvolvidas para substituir as gelatinas, com
  • 37. 37 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. A tabela 5 mostra as % dos ingredientes dos altos explosivos. Tabela 5 - Porcentagem dos ingredientes dos altos explosivos PORCENTAGEM (%) DOS INGREDIENTES Produto N glic. N celul. N Sódio N Amônio Combustível S Antiácido Dinamites simples 20 - 60 - 60 – 20 - 15 – 18 3 – 0 1,3 – 1,0 Dinamites Amoniacais 12 – 23 - 57 – 15 12 – 50 10 - 9 7 – 2 1,2 – 1,0 Gelatinas 20 – 50 0,4 – 1,2 60 – 40 - 11 - 8 8 – 0 1,5 – 1,1 Gelatinas Amoniacais 23 – 35 0,3 – 0,7 55 – 34 4 - 20 8,0 7 - 0 0,7 – 0,8 Semigelatinas sem informação 2.6 AGENTES DETONANTES EXPLOSIVOS GRANULADOS Os explosivos granulados, também conhecidos como agentes detonantes, geralmente consistem em misturas de nitratos inorgânicos e óleo combustível, podendo sofrer adição ou não de substâncias não explosivas (alumínio ou ferro-silício).
  • 38. Prof. Valdi3r8 Costa e Silva ANFO Entre os explosivos granulados, há um universalmente conhecido, formado pela mistura pura e simples de nitrato de amônio (94,5%) e óleo diesel (5,5%) denominado ANFO, sigla esta resultante dos vocábulos ingleses Ammonium Nitrate e Fuel Oil. As proporções acima, consideradas ideais, foram determinadas pelos americanos Lee e Akre, em 1955. As maiores vantagens do ANFO são: ocupar inteiramente o volume do furo, grande insensibilidade aos choques, poucos gases tóxicos e redução do preço global do explosivo (US$ 0,40/kg). As maiores desvantagens: falta de resistência à água, baixa densidade (0,85 g/cm3) e necessidade de um iniciador especial. A reação ideal do ANFO (N2H403 - Nitrato de amônio e CH2 - Óleo diesel) quando o balanço de oxigênio é zero, pode ser expressa por: 3N2H403 + CH2 ® CO2 + 7H2O + 3N2 + 900 cal/g. Outros explosivos granulados, fabricados por diferentes produtores, nada mais são do que formulações similares à do ANFO, com adição de outros ingredientes, explosivos ou sensibilizantes, combustíveis, oxidantes e absorventes. ANFO/AL Os primeiros trabalhos realizados com explosivos contendo alumínio na sua formulação, a fim de otimizar os custos de perfuração e desmonte, foram conduzidos no início da década de 60, em minas de ferro no Peru e mais tarde na Austrália. O objetivo da adição de alumínio ao ANFO é de aumentar a produção de energia do mesmo. A adição de alumínio no ANFO varia de 5 a 15% por massa. Acima de 15% a relação custo-benefício tende a não ser atrativa. A reação do ANFO/AL contendo 5% de Al pode ser expressa por:
  • 39. 4,5N2H403 + CH2 + AL ® CO2 + 10H2O + 4,5N2 + ½Al203 + 1100 cal/g 39 Uma composição de AN/FO/Al (90,86/4,14/5) apresenta as seguintes propriedades: densidade = 0,87 g/cm3; RWS = 1,13 e RBS = 1,16 comparada com o ANFO padrão. LAMAS (SLURRIES) E PASTAS DETONANTES Desenvolvidas e patenteadas nos Estados Unidos da América, representam vários anos de pesquisa de Mr. Melvin A. Cook e H. E. Forman. A lama explosiva foi detonada com sucesso, pela primeira vez em dezembro de 1956, na Mina Nob Lake, em Labrador, Canadá. Os materiais necessários à composição da lama (tabela 6) são representados por sais inorgânicos (nitrato de amônio, nitrato de cálcio e nitrato de sódio), sensibilizantes (alumínio atomizado, ferrosilício) combustíveis (carvão e/ou óleo diesel), estabilizantes, agentes controladores de densidade (nitrito de sódio e ácido nítrico) e de pH, agentes gelatinizantes, agentes cruzadores e gomas. As pastas são superiores ao ANFO, apresentam boa resistência à água, todavia são bem mais caras. Com a introdução das emulsões no mercado internacional, o consumo de lama vem decaindo. Tabela 6 - Composição básica da Lama FASE CONTÍNUA Água 15 - 20% Nitrato de Amônio e/ou de Sódio/Cálcio 65 – 80% Goma + Agentes Cruzadores 1 – 2% FASE DESCONTÍNUA Óleo Diesel 2 - 5% Alumínio 0 - 10% Agentes de Gaseificação 0,2 % EMULSÕES O interesse em explosivos em emulsão deu-se no início da década de 60. Explosivos em emulsão são do tipo “água-em-óleo” (water-in-oil). Eles consistem de microgotículas de solução oxidante supersaturada dentro de uma matriz de
  • 40. Prof. Valdir Costa e Silva óleo. Para maximizar o rendimento energético, enquanto minimiza custos de produção e preço de venda, o oxidante dentro das microgotículas consiste principalmente de nitrato de amônio. Dentro de um ponto de vista químico, uma emulsão se define com uma dispersão estável de um líquido imiscível em outro, o qual se consegue mediante agentes que favorecem este processo (agentes emulsificantes) e uma forte agitação mecânica. A tabela 7 mostra a composição básica de um explosivo em emulsão. Tabela 7 - Composição típica de um explosivo em emulsão (Silva, V. C., 1986) INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA Nitrato de Amônio Água Óleo diesel Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou Monoleato de ezorbitol 77,3 16,7 4,9 1,1 _____ 100,0 ANFO PESADO (HEAVY ANFO) A primeira patente utilizando ANFO como agente redutor de densidade foi concedida em 1977 (Clay, 1977) desde que os prills (grãos ou pérolas) e os interstícios do ANFO podem ser utilizados para aumentar a sensibilidade da emulsão e ao mesmo tempo aumentar a densidade do ANFO. A blendagem da emulsão com o ANFO ou Nitrato de amônio é conhecida como ANFO Pesado (tabela 8). A densidade do ANFO Pesado resultante situa-se na faixa de 1,00 a 1,33 g/cm3. A resistência à água do ANFO pesado é moderada. Para uma blendagem de ANFO/Emulsão: 50/50, a uma densidade de 1,33 g/cm3, o ANFO pesado passa a apresentar resistência à água, porém a mínima escorva de iniciação deve apresentar uma massa acima de 450 g. Tabela 8 - Composição típica do ANFO Pesado com resistência à água (Katsabanis, 1999). INGREDIENTE PERCENTAGEM EM MASSA Nitrato de Amônio 59,1 Nitrato de Cálcio 19,7 40
  • 41. Água Óleo diesel Alumínio Agente Emulsificante: Oleato de sódio ou Monoleato de ezorbitol 7,2 5,9 7,0 1,1 _____ 100,0 41 EXPLOSIVOS PERMISSÍVEIS São assim chamados os explosivos que podem ser usados em algumas minas subterrâneas, nas quais podem acontecer emanações de metano que, com o ar, forma uma mistura inflamável, ou então, em minas com poeiras carbonosas em suspensão. A tabela 9 apresenta um resumo das principais propriedades dos explosivos industriais. Tabela 9 - Algumas propriedades dos explosivos industriais. Fonte: (Fernandéz, 2000) Produto Densidade Velocidade de Detonação Pressão de Detonação Energia da Volume de (confinada) Explosão Gases (g/cm3) (m/s) (Kbar) (cal/g) (l/kg) Dinamites especiais 1,40 2700 – 5700 25 – 144 935 Dinamite amoniacal 1,25 4700 69 664 821 Gelatina 1,50 7500 – 7800 225 1430 740 Gelatina amoniacal 1,32 5000 83 1125 900 Semi-gelatina 1,24-1,30 4900 – 5100 74 – 85 890 – 950 800 – 810 ANFO (f =6”) 0,85 3500 28 900 1050 ANFO+Al 2 a 12% 0,86-0,90 4500 – 4700 43 – 47 960 – 1360 900 – 1030 Lama 1,05-1,15 3300 – 5400 28 – 80 700 – 1400 Emulsão (1 a 2”) 1,10-1,18 5100 – 5800 72 – 79 710 – 750 900 – 1000 ANFO Pesado 1,34-1,37 3620 – 4130 44 – 56 630 – 865 1045 – 1120 2.7 CRITÉRIOS GERAIS DE SELEÇÃO DE UM EXPLOSIVO COMERCIAL Critério de seleção de explosivos A escolha adequada de um explosivo é uma das partes mais importantes no projeto de desmonte de rocha. Esta seleção é ditada por considerações econômicas e condições de campo. Os fatores que devem ser levados em consideração na escolha do explosivo incluem: tipo de desmonte, propriedades dos explosivos (densidade, velocidade e pressão de detonação, resistência à água, classe dos gases), segurança no transporte e manuseio, diâmetro da
  • 42. 42 carga; custo do explosivo, da perfuração, do carregamento, do transporte e britagem da rocha; condições da geologia local, características da rocha a ser desmontada (densidade, resistência à tração, à compressão e cisalhamento, módulo de Young, coeficiente de Poisson, velocidade sísmica), condições da ventilação dos ambientes subterrâneos, impactos ambientais gerados pelos desmontes de rocha etc. Conhecidos esses fatores, pode-se definir qual o explosivo mais indicado para cada situação particular. Guia para seleção de explosivos disponíveis no mercado brasileiro Para auxiliar os profissionais que atuam na atividade do desmonte de rocha, é que desenvolvemos as tabelas de equivalência dos diferentes produtos de diversos fabricantes que atuam no mercado brasileiro. Além da equivalência, as tabela 10 e 11 mostram a aplicação de cada explosivo e acessório, respectivamente. Tabela 10 - Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no mercado brasileiro. TIPO DE EXPLOSIVO FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES EMULSÃO ENCARTUCHADA ORICA AVIBRAS MAGNUM PIROBRÁS ORICA ORICA ORICA ORICA - POWERGEL 800 - BRASPEX - MAG-GEL 100 - PIROFORT - POWERGEL 800 SISMOGRÁFICO - POWERGEL RX 800 - POWERGEL RX 900 - POWERGEL 900 E 1000 (EMULSÃO) ALUMINIZADA - PREMIUM - Mineração a céu aberto, subterrânea e subaquático. - Qualquer tipo de rocha, céu aberto, subsolo e subaquático - Especial para prospecção sísmica. - Minerações no subsolo e túneis. - Mineração a céu aberto, pré-fissuramento e fogacho. - Pedreiras e mineração a céu aberto, construção civil em geral e desmontes subaquáticos. - Desmontes em geral Tabela 11 - Equivalência de alguns explosivos comerciais disponíveis no mercado brasileiro. TIPO DE FABRICANTE NOME COMERCIAL APLICAÇÕES EXPLOSIVO EMULSÃO BOMBEADA ORICA MAGNUM IBQ POWERGEL MAG-MAX IBEMUX Rochas brandas ou duras. Carga de fundo. Desmonte em geral ANFO PESADO ORICA EXPLON AP Rocha dura, sã ou fissurada.
  • 43. BOMBEADO IBQ IBEMEX / IBENITE Em furos com água. GRANULADO BOMBEADO ORICA IBQ MAGNUM EXPLON OS 65 ANFOMAX MAGMIX /MAGNUMB 43 Rochas brandas e friáveis em furos secos. AQUAGEL (LAMAS) BRITANITE TOVEX E BRITANITE AL Desmonte subaquático, céu aberto e subterrâneo. GRANULADO IBQ AVIBRAS ORICA NITRON, BRITAMON E BRITON BRASPON POWERMIX MG - Explosivos de coluna em furos secos, e para o desmonte secundário (fogacho). - Operações a céu aberto ou subsolo, em furos secos onde existe a necessidade de explosivos de baixa densidade de carregamento e nas operações com carregamento pneumático. IMBEL BELGEX PV 15 - Rochas duras e médias. - Rochas muito duras e resistentes. - Rochas muito duras e resistentes. - Carga de fundo. SEMIGELATINA IMBEL TRIMONIO Carga de coluna em desmonte a Céu aberto. 3. ACESSÓRIOS DE INICIAÇÃO 3.1 Introdução Prof. Valdir Costa e Silva Paralelamente à evolução dos métodos de lavra, os acessórios de iniciação de desmonte de rochas por explosivos vêm sofrendo, desde os anos 40, um acentuado desenvolvimento tecnológico, objetivando alcançar os seguintes resultados: uma melhor fragmentação das rochas, maior precisão nos tempos
  • 44. 44 de retardo, maior segurança e facilidade no manuseio, redução dos problemas ambientais gerados durante os desmontes, menor custo por unidade de rocha desmontada. 3.2 Histórico Os acessórios surgiram a partir do momento em que o homem tendo conhecimento do poder do explosivo, pólvora negra, que até então era utilizada em armas de fogo e em fogos de artifícios, decidiu utilizá-la na atividade de mineração. No ano de 1613, Morton Weigold sugeriu a utilização de explosivos nas minas da região da Saxônia. Porém sua idéia não obteve sucesso. Em fevereiro de 1627, Kaspar Weindl, nascido na região do Tirol, nos Alpes austríacos, realizou uma detonação na mina real de Schemnitz, em Ober- Biberstollen, na Hungria, sendo esta, a primeira detonação em mineração que se tem notícia. Provavelmente, Kaspar Weindl utilizou um acessório, também de pólvora negra, para iniciar a carga explosiva. Possivelmente este primeiro acessório teria sido uma trilha, que descia acesa ao furo, preenchido por pólvora negra. O sistema era muito inseguro e impreciso (Rezende, 2002). 3.3 Generalidades Prof. Valdir Costa e Silva Os explosivos industriais tem um certo grau de estabilidade química que os tornam perfeitamente manuseáveis, dentro de condições normais de segurança. Para desencadear a explosão, será necessário comunicar ao explosivo uma quantidade inicial de energia de ativação, suficientemente capaz de promover as reações internas para sua transformação em gases. Uma vez iniciada esta reação, ela se propaga através de toda a massa explosiva. Esta energia inicial provocadora é comunicada sob forma de choques moleculares, oriundos de calor, chispas, atrito, impacto etc.
  • 45. 45 Os acessórios de detonação são destinados a provocar estes fenômenos iniciais de uma forma segura. Alguns deles são destinados a retardar a explosão, quando isto for desejável. Podemos, pois, dizer que os acessórios de detonação são dispositivos, aparelhos ou instrumentos usados na operação de explosão, para se obter explosão segura e eficaz. Se o acessório iniciador não comunicar uma energia de ativação satisfatória para ocasionar uma iniciação desejável, pode resultar, simplesmente, na queima dos explosivos, sem detoná-lo. A eficiência da explosão está intimamente ligada ao modo pelo qual foi iniciado, pois, sabemos que, a energia desenvolvida pelo corpo, pela sua decomposição, for inferior a energia inicial de ativação, a reação não se propagará (Reis, 1992). 3.4 Principais acessórios transmissores de energia Estopim de Segurança Acessório desenvolvido para mineração, por William Bickford, na Inglaterra, no ano de 1831. O estopim de segurança, ou estopim, conduz chama com velocidade uniforme a um tempo de queima constante de 140 s (± 10 s) por metro, para ignição direta de uma carga de pólvora ou detonação de uma espoleta simples. Constituída de um núcleo de pólvora negra, envolvida por materiais têxteis que, por sua vez, são envolvidos por material plástico ou outro, visando sua proteção e impermeabilização. Para se iniciar o estopim, poder-se-á usar palitos de fósforos comuns e isqueiros. Espoleta simples Alfred Nobel, conhecedor do poder da nitroglicerina, por vários anos tentou criar uma carga de iniciação que pudesse detonar este explosivo. Após várias tentativas fracassadas, utilizando-se de uma mistura de pólvora negra e nitroglicerina, observou que a nitroglicerina molhava a pólvora negra reduzindo
  • 46. 46 assim a capacidade de queima. Então, no ano de 1863 ele desenvolveu o que seria chamado do primeiro protótipo da espoleta simples. A espoleta simples consta de um tubo, de alumínio ou cobre, com uma extremidade aberta e outra fechada, contendo em seu interior uma carga detonante constituída por uma carga chama primária, ou de ignição, cujo explosivo é a azida de chumbo Pb (N3)2, e uma carga básica de PETN - Tetranitrato de pentaeritritol (C2H4N2O6). A razão destas duas cargas, é devido ao fato de que a azida de chumbo é um explosivo fulminante que pode ser iniciado à custa de uma fagulha. A azida de chumbo, uma vez iniciada pela faísca do estopim, faz detonar a carga de PETN. Os tipos mais comuns das espoletas encontradas no mercado são do tipo n.º 6 (massa de 0,325 g de PETN e 0,3 g de misto iniciador) e a n.º 8 (massa de 0,5 g de PETN e 0,3 g de misto iniciador). A cápsula de cobre só é usada para casos particulares, porque a presença de umidade contendo gás carbônico, a azida de chumbo pode se transformar em azida de cobre, que é muito mais sensível e, portanto, mais perigosa. Espoletas Elétricas As exigências do mercado com relação à necessidade de um acessório que oferecesse um maior controle da detonação levaram H. Julius Smith a inventar a espoleta elétrica em 1876. A grande idéia que este cientista teve foi a de utilizar o conceito da lâmpada e da espoleta simples, para criar a espoleta elétrica. Esta novidade, que poderia ser chamada de cruzamento entre os dois acessórios, tinha como princípio de funcionamento uma fonte de energia elétrica que gerava um aquecimento pelo efeito joule, em uma ponte de fio altamente resistente, incandescente, capaz de desencadear a detonação da carga explosiva de ignição da cápsula, formada por uma pequena substância pirotécnica. A espoleta elétrica é um iniciador ativado por corrente elétrica. O tipo instantâneo funciona em tempo extremamente curto quando a corrente circula pela ponte elétrica.
  • 47. O tipo retardo, por ação de um elemento de retardo, proporciona um tempo de espera controlado entre suas iniciações e a detonação da espoleta propriamente dita. Tempo de Espera: 0 a 5 s ........................................................................... Série S 25 a 1000 ms ................................................................ Série MS As espoletas elétricas são empregadas em trabalhos cujo a iniciação deva ser controlada com rigor (prospecção geofísica) ou em condições onde não seja possível o uso do cordel detonante (carga de abertura de forno metalúrgico). Cordel Detonante Histórico · França – 1879 Tubos finos de chumbo, carregados com nitrocelulose que depois eram estirados. · Áustria – 1887 Fulminato de mercúrio, misturado com parafina, envolto por uma fiação de algodão; VOD = 5000 m/s. · França – 1906 Melinte (trinitro fenol fundido misturado com pó de nitrocelulose); VOD = 7000 m/s. · Alemanha – 1910 TNT fundido envolvido por tubos flexíveis de estanho; VOD = 5400 m/s. · Europa – 1920 Pentaeritritol (nitropenta) envolvido por uma fiação de algodão parafinado ou coberto com betume ou uma capa de chumbo. · Cobertura de chumbo – anos 50. · Cobertura Plástica – Meados da década de 50. Definição 47
  • 48. O cordel detonante é um acessório de detonação consistindo, essencialmente, de um tubo de plástico com um núcleo de explosivo de alta velocidade - nitropenta (C5H8N4O12) - e de materiais diversos que lhe dão confinamento e resistência mecânica. O cordel detonante é usado para iniciar cargas explosivas simultaneamente, ou com retardos em lavra a céu aberto e/ou subsolo. A sua velocidade de detonação é de, aproximadamente, 7000 m/s. Muito embora a alta velocidade e violência de explosão, o cordel detonante é muito seguro no manuseio e impermeável. Vantagens do cordel detonante em relação às espoletas elétricas: a) as correntes elétricas não o afetam; b) permite o carregamento das minas em regime descontínuo, com o uso de espaçadores; c) é muito seguro, pois, não detona por atrito, calor, choques naturais ou faíscas; d) detona todos os cartuchos, ao longo dos quais está em contato. A iniciação do cordel se faz com espoletas simples ou instantâneas, firmemente fixadas ao lado do cordel detonante com fita adesiva, e com sua parte ativa, isto é, o fundo, voltado para a direção de detonação. O cordel detonante é fabricado com as seguintes gramaturas: NP-10 (10 g/m de Nitropenta ± 10%), NP-5 (5 g/m de Nitropenta ± 10%), NP-3 (3 g/m de Nitropenta ± 10%). 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. Sistema não Elétrico com Linha Silenciosa 48
  • 49. 49 O sistema não elétrico de iniciação, com linha silenciosa, foi desenvolvido por P. A. Person, nos laboratórios da empresa Nitro Nobel, na Suécia, entre 1967 e 1968. Consiste basicamente de uma espoleta comum, não elétrica, conectada a um tubo de plástico transparente, altamente resistente, com diâmetro externo e interno de 3 mm e 1,5 mm, respectivamente. O tubo plástico contém, em média, uma película de PETN pulverizada de 20 mg/m de tubo, que, ao ser iniciada, gera uma onda de choque, causada pelo calor e expansão dos gases dentro do tubo, que se propaga com uma velocidade, aproximadamente, de 2000 m/s. Essa reduzida carga explosiva, geradora da onda de choque, que se desloca através do tubo, não chega a afetar o lado externo do mesmo, porém, inicia a espoleta instantânea ou de retardo. O sistema oferece inúmeras vantagens quando comparado a outros acessórios. Entre elas, baixo ruído, é insensível à corrente elétricas e parasitas, não destrói parte da coluna de explosivo dentro do furo, diferentemente do cordel, seu tubo não detona nenhum tipo de explosivo comercial, permite a iniciação pontual, contribuindo para diminuir a carga por espera. Esse sistema apresenta a seguinte desvantagem em relação ao cordel detonante: quando a coluna de explosivos encartuchados perde o contato, a depender do “Air Gap”, alguns cartuchos podem não ser iniciado. Detonador Eletrônico Acompanhando a evolução tecnológica, o mercado desenvolveu o Sistema de Retardo Eletrônico, que consiste de uma espoleta de retardo eletrônico, fácil de usar, programável, para todo tipo de desmonte em mineração e na construção civil, podendo ser usado tanto em obras a céu aberto como subterrâneas. O detonador eletrônico apresenta o mesmo layout e diâmetro de uma espoleta elétrica de retardo convencional. A grande diferença reside em que cada espoleta pode ter seu tempo de retardo programado individualmente. Contém, em média, 790 mg de PETN (Tetra Nitrato de Penta Eritritol), como carga de base, e 90 mg de azida de chumbo, como carga primária, ponte de fio de alta
  • 50. 50 resistência (inflamador) e um circuito eletrônico que contém um microchip inteligente e dois capacitores eletrônicos - um para assegurar a autonomia do detonador e o segundo para iniciar o inflamador. Ideal para uso nos altos explosivos comerciais sensíveis à espoleta, podendo também, ser usado para a detonação de boosters. Programação da unidade Cada detonador contém um microchip, possibilitando estabelecer o tempo de retardo através da unidade de programação individualmente, segundo a conveniência e a necessidade da seqüência de saída dos furos. Outros sistemas utilizam um código de barra, que permite identificar o tempo de retardo de cada espoleta, através de um scanner manual. Quando a unidade é registrada, o scanner estabelece automaticamente um incremento de tempo no retardo em relação ao seu predecessor ou permite que o usuário especifique o tempo de retardo. Estas informações ficam estocadas no scanner sendo transferidas, posteriormente, para a máquina detonadora. Desde que a unidade de programação registra o tempo de retardo de cada unidade, é irrelevante a seqüência em que cada detonador é conectado, isto é, cada unidade detonará no tempo especificado pela unidade de programação. Ligação no campo Após os fios de cada espoleta serem conectados a uma unidade de programação, três parâmetros de identificação são atribuídos para cada detonador: número do furo, seqüência de saída e o tempo de retardo. Existe a possibilidade em qualquer instante ser checado ou modificado o seu tempo de retardo. Após a programação de cada detonador, elas são conectadas à linha de desmonte através de um conector. Duas linhas, então, são conectadas à maquina detonadora, que armazena todos os dados contidos na unidade de programação. Caso ocorra curto-circuito ou existam fios desconectados, um aviso é dado pela máquina detonadora, bem como sugestões para sanar o problema.
  • 51. 51 Em desmontes mais complexos, é possível programar os tempos de retardo dos detonadores, bem como a seqüência de saída dos furos, utilizando-se um notebook, transferindo-se, em seguida, através de um disquete, para a máquina detonadora, cuja memória tem capacidade de armazenar dados de até 3 planos de fogo. O fogo é iniciado quando o operador pressiona, simultaneamente, o botão de detonação e o de carga na máquina detonadora. Algumas máquinas detonadoras, por questão de segurança, exigem a senha (password) do operador. A depender do sistema, até 200 espoletas podem ser utilizadas em um mesmo desmonte. Outro recurso do sistema consiste do operador poder programar na máquina detonadora o instante em que os mesmos desejam que o fogo seja iniciado em um determinado turno. Precisão Medições realizadas nos tempos de detonação dos iniciadores eletrônicos em uma mina na França, em julho/97, através de fotografias ultra-rápida e sismogramas dos desmontes, os valores observados apresentaram uma diferença de tempo de retardo, em relação aos teóricos, de ± 3 ms. Comprovando a grande precisão dos detonadores eletrônicos em relação aos sistemas convencionais de iniciação. Segurança O detonador eletrônico é imune à eletricidade estática, a sinais de rádio e à detonação pré-matura pelos detonadores apresentarem as seguintes características eletrostáticas e eletromagnéticas, respectivamente: 2000 pF – 10 KV – 0 W , 150 KHz a 1 GHz/40 V/m. Benefícios Os detonadores eletrônicos apresentam os seguintes benefícios aos desmontes de rochas: · alta precisão no tempo de retardo (± 3 ms);
  • 52. 52 · todos detonadores são idênticos, podendo os tempos de retardo serem programados livremente e a qualquer instante; · o sistema permite a detecção de possíveis falhas nas ligações, sugerindo medidas de correção; · as ligações dos furos são facilmente efetuadas, não necessitando de mão-de-obra especializada; · por não ser necessária a utilização de retardos de superfície, ocorre uma redução considerável nos custos com acessórios de iniciação; · redução do nível de vibração e ultralançamento dos fragmentos rochosos, em função da grande precisão que evita a sobreposição dos tempos de retardo; · redução do nível de ruído e pulso de ar, pela iniciação ser elétrica; · melhor fragmentação da rocha em função da precisão e da grande faixa de tempo de retardo (de 1 até 6000 ms) e da possibilidade de escolha do tempo de retardo pelo usuário; · seguro, por ser insensível a cargas estáticas e eletromagnéticas; · aumento da eficiência do explosivo, pela iniciação ser pontual; · redução da necessidade de estoque de espoletas, visto que todas são idênticas. A programação do tempo de retardo é feita durante o carregamento dos furos.
  • 53. 53 Prof. Valdir Costa e Silva A tabela 12 mostra a equivalência de alguns acessórios fabricados no mercado brasileiro. Tabela 12 - Equivalência de alguns acessórios comerciais disponíveis no mercado brasileiro. TIPO DE FABRICANTE NOME APLICAÇÕES ACESSÓRIO COMERCIAL ESPOLETA ELÉTRICA SISMOGRÁFICA ORICA MANTESIS Especial para prospecção sísmica. ESPOLETA SIMPLES ORICA BRITANITE IMBEL MANTESPO ESPOLETA N° 8 BRITANITE BELDETON Iniciar cargas explosivas de pequeno diâmetro ou cordéis por meio de estopim . ESTOPIM DE SEGURANÇA ORICA PIROBRÁS ORICA BRITANITE IMBEL PIROBRÁS COBRA COMUM PIONEIRO MANTOPIM BRITAMPIM BELPIM PIROPIM - Destinado à iniciação de espoletas simples e pólvoras. - Iniciação de cargas explosivas e fogacho. CORDEL DETONANTE ORICA BRITANITE IMBEL PIROBRÁS MANTICORD BRITACORD BELCORD PIROCORD Iniciação de cargas explosivas, iniciação do Nonel, Brinel, Piro- Nel, Mag-nel, Exel etc. CORDEL ORICA CORDTEX Iniciação de cargas explosivas e
  • 54. DETONANTE REFORÇADO da linha silenciosa. ESPOLETA SIMPLES DE RETARDO BRITANITE PIROBRÁS BRITACRON PIROCRON 54 Retardar através de esperas de milesegundos, a propagação da detonação do cordel detonante. BOOSTER ORICA BRITANITE PIROBRÁS AMPLEX BRITEX/BOOSTER BRITANITE PIROFORT Reforçar a iniciação de qualquer tipo de explosivo. SISTEMA DE RETARDO NÃO ELÉTRICO (LINHA SILENCIOSA) ORICA BRITANITE IMBEL PIROBRÁS EXEL BRINEL NONEL PIRO-NEL Destinado a retardar em milesegundos, a iniciação das cargas explosivas. DETONADOR ELETRÔNICO ORICA I-KOON Destinado a retardar em milesegundos, a iniciação das cargas explosivas. 4. MECANISMOS DE RUPTURA DA ROCHA A finalidade desmonte por explosivo é de converter a rocha em vários fragmentos menores para que possam ser escavados, transportados e britados pelos equipamentos disponíveis. Para isso, são necessários 4 fatores: i) fragmentação suficiente; ii) deslocamento, movimentação e lançamento da pilha ; iii) redução dos problemas ambientais; iv) mínimo de dano ao maciço remanescente . FASE DINÂMICA A fase dinâmica do processo de fragmentação corresponde à ação das ondas de choque. Inicia pela deflagração da reação química do explosivo, termodinamicamente instável. Para SCOTT (1996), a fase dinâmica corresponde à fase de choque representada pelas ondas de tensão P (compressão) e S (cisalhamento) associadas à rápida aceleração da explosão da parede do furo. A passagem da onda de tensão em volta do furo estabelece um estado de tensão semi-estático. A fase dinâmica finda com o surgimento gradativo das fraturas tangenciais a partir das faces livres.
  • 55. 55 Quando a onda de choque compressiva possui energia suficiente para alcançar a face livre e retornar refletida com amplitude de tensão superior a resistência de tração do maciço rochoso, resulta em fragmentação adequada. FASE SEMI-ESTÁTICA Esta fase corresponde a ação da pressão dos gases de detonação. Trata-se do trabalho mecânico realizado durante o processo de expansão ou descompressão dos gases da detonação. Ao percorrem pelas fendas e pelas microfissuras resultantes da fase dinâmica, os gases gerados da detonação agem através da ação de cunhas, propagando fendas e fraturas, conforme ilustrado na figura 9. Assim, separam parte do maciço rochoso em fragmentos de rochas. A medida em que os gases são liberados, ocorre o lançamento dos blocos, consumando-se o desmonte de rocha propriamente dito (Magno, 2001). Figura 9 – Fase Semi-estática Prof. Valdir Costa e Silva Trituração da rocha Nos primeiros instantes da detonação, a energia é transmitida para o maciço rochoso vizinho, na forma de uma onda de compressão, ou onda de choque, que se propaga a uma velocidade de 2.000 a 6.000 m/s. A pressão da frente da onda de choque, que se expande de forma cilíndrica, atinge valores acima de
  • 56. 56 18.000 atm, superando a resistência dinâmica à compressão da rocha, provocando a destruição de sua estrutura inter-cristalina e intergranular. Fraturamento radial Durante a propagação da onda de choque, a rocha circundante ao furo é submetida a uma intensa compressão radial que induz componentes de tração nos planos tangenciais da frente da onda. Quando as tensões superam a resistência dinâmica à tração da rocha, inicia-se a formação de uma zona densa de fraturas radiais ao redor da zona triturada que rodeia o furo. Reflexão da onda de choque Quando a onda de choque alcança uma superfície livre são geradas uma onda de tração e outra de cisalhamento. A onda de tração pode causar fissuramento e fazer a rocha se lascar na região da superfície livre. Ambas as ondas de tração e de cisalhamento podem estender as fissuras pré- existentes. Extensão e abertura de fendas radiais Durante e depois da formação das fendas radiais, os gases começam a expandir-se e penetrar nas fratura prolongando as mesmas. Fratura por cisalhamento Em formações rochosas sedimentares quando os extratos apresentam distintos módulos de elasticidades ou parâmetros geomecânicos, se produz a ruptura nos planos de separação. O fraturamento por cisalhamento ocorre quando uma rocha adjacente é deslocada em tempos diferentes ou a velocidades diferentes. O deslocamento é causado pelos gases a alta pressão. A figura 10 apresenta um resumo dos principais mecanismos de ruptura da rocha.
  • 57. Figura 10 - Principais mecanismos de ruptura da rocha. 57 Ruptura por flexão A pressão exercida pelos gases da explosão faz com que a rocha atue como uma viga, produzindo a deformação e fraturamento na mesma pelos fenômenos da flexão (figura 11).
  • 58. Figura 11 - Mecanismo de ruptura por flexão. 5. PLANO DE FOGO - A CÉU ABERTO 5.1 Introdução 58 Prof. Valdir Costa e Silva
  • 59. 59 A partir da década de 50 desenvolveu-se um grande número de fórmulas e métodos de determinação das variáveis geométricas: afastamento, espaçamento, subperfuração etc. Estas fórmulas utilizavam um ou vários grupos de parâmetros: diâmetro do furo, características dos explosivos e dos maciços rochosos etc. Não obstante, devido a grande heterogeneidade das rochas, o método de cálculo do plano de fogo deve basear-se em um processo contínuo de ensaios e análises que constituem o ajuste por tentativa. As regras simples permitem uma primeira aproximação do desenho geométrico dos desmontes e o cálculo das cargas. É óbvio que em cada caso, depois das provas e análises dos resultados iniciais, será necessário ajustar os esquemas e cargas de explosivos, os tempos de retardos até obter um grau de fragmentação, um controle estrutural e ambiental satisfatórios. 5.2 Desmonte em banco Aplicações As aplicações mais importantes são: escavação de obras públicas e mineração a céu aberto. Diâmetro da perfuração A eleição do diâmetro de perfuração depende da produção horária, do ritmo de escavação, da altura da bancada e da resistência da rocha. Uma produção elevada requer furos maiores. A produção não aumenta linearmente em relação ao diâmetro do furo, mas praticamente de uma forma quadrática, o que depende da capacidade dos diferentes equipamentos de perfuração. Prof. Valdir Costa e Silva Altura do banco A escolha da altura de bancada é uma decisão que deve ser tomada levando-se em consideração questões de ordem técnica e econômica, a saber:
  • 60. 60 a) as condições de estabilidade da rocha que compõe o maciço e a segurança nas operações de escavação; b) o volume de produção desejado, o qual determinará o tipo e o porte dos equipamentos de perfuração, carregamento e transporte; c) a maximização da eficiência no custo total de perfuração e desmonte. Principalmente quando se considera a redução dos custos de perfuração e desmonte há uma tendência mundial por se trabalhar com bancadas altas. Para se entender melhor o porque disto, considere o exemplo de uma mineração em bancadas cuja cava tenha 60 metros de profundidade conforme a figura 12 (Carlos, 1998). 1º CASO 2º CASO 60 m 15 m 10 m Figura 12 - Comparativo entre a utilização de bancadas de diferentes alturas. Conforme se observa, no primeiro caso onde a altura de bancada escolhida foi de 10 m, seriam necessárias 6 bancadas para se atingir os 60 m de profundidade. Já no segundo caso, com bancadas de 15 m de altura, seriam necessárias apenas 4 bancadas para se atingir os mesmos 60 m. Ou seja, uma economia de 33 % em número de bancadas.
  • 61. 61 Consideremos agora, que os seguintes itens de custo são iguais ou aproximadamente iguais tanto para a bancada de 10 m quanto para a bancada de 15 m: a) a metragem de tampão, por exemplo 1,5 m , a qual é responsável pela maior parte dos fogos secundários de uma detonação por ser a porção do furo não carregada com explosivos; b) a metragem de subperfuração, a qual não contribui com nenhum acréscimo para o volume de material detonado; c) o consumo de acessórios utilizados na ligação dos furos na superfície superior da bancada; d) a mão-de-obra utilizada no carregamento dos fogos de uma das bancadas; e) o período de tempo necessário para evacuação, espera e retorno às áreas detonadas, durante o qual as operações de lavra devem ser suspensas. Fica claro que todos os itens listados acima, sofreriam uma redução de 33 % se optássemos pelo segundo caso no exemplo da figura 11. Todavia, ao adotarmos bancadas mais altas nos deparamos com alguns inconvenientes, os quais podem ou não anular e até suplantar o peso das vantagens obtidas: Prof. Valdir Costa e Silva a) a precisão da perfuração torna-se cada vez menor à medida que cresce a coluna de hastes de perfuração, gerando desvios indesejáveis que comprometem seriamente os resultados de fragmentação e arranque do pé da bancada; b) devido aos mesmos desvios, há sempre um risco de acidentes com ultralançamento; c) a velocidade de perfuração efetiva cai com o aumento da profundidade perfurada, tanto pela diminuição na velocidade de avanço como pelo aumento no ciclo de introdução e remoção das hastes;
  • 62. 62 d) a altura da pilha de material detonado aumenta, demandando equipamentos de carga de maior porte, ou causando aumento no ciclo de carregamento e submetendo os equipamentos a um maior desgaste; e) há um ligeiro aumento na razão de carga. A altura do banco, também, é função do equipamento de carregamento. As dimensões recomendadas levam em conta os alcances e características de cada grupo de máquinas. Em alguns casos a altura do banco está limitada pela geologia do jazimento, por imperativos do controle da diluição do minério, por questões de vibração do terreno durante os desmontes e por razões de segurança. Granulometria exigida É função do tratamento e utilização posterior do material, e em alguns casos indiretamente da capacidade dos equipamentos de carga. O tamanho dos blocos “Tb“ se expressa por sua maior longitude, podendo apresentar os seguintes valores: a) Tb < 0,8AD sendo: AD = tamanho de admissão do britador; b) Material estéril que vai para a pilha de deposição controlada, dependerá da capacidade da caçamba do equipamento de carregamento: Tb < 0,7 3 cc sendo: cc = capacidade da caçamba, em m3 . Observação: O tamanho ótimo do bloco é, normalmente, aquele cuja relação com a dimensão da caçamba do equipamento de carregamento se encontra entre 1/6 e 1/8. c) Material para o porto e barragens: granulometria que vai deste 0,5 t a 12 t por bloco.
  • 63. 5.3 VARIÁVEIS GEOMÉTRICAS DE UM PLANO DE FOGO A figura 13 mostra as variáveis geométricas de um plano de fogo. 63 Prof. Valdir Costa e Silva
  • 64. Figura 13 - Variáveis geométricas de um plano de fogo. 64 sendo: H = altura do banco; D = diâmetro do furo; L = longitude do furo, d = diâmetro da carga; A = afastamento nominal; E = Espaçamento nominal; LV = longitude do desmonte; AV = comprimento da bancada; Ae = Afastamento efetivo; Ee = espaçamento efetivo; T = tampão; S = Subperfuração; I = longitude da carga; q = angulo de saída; v/w = grau de equilíbrio; tr = tempo de retardo. 1 = repé; 2 = meia cana do furo; 3 = rocha saliente; 4 = sobreescavação; 5 = fenda de tração; 6 = trincamento do; 7 = cratera; 8 = carga maciço desacoplada. Afastamento (A) - É a menor distância que vai do furo à face livre da bancada ou a menor distância de uma linha de furos a outra. De todas as dimensões do plano de fogo essa é a mais crítica. 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.
  • 65. AFASTAMENTO MUITO GRANDE - A sobreescavação (backbreak) na parede é muito severa. AFASTAMENTO EXCESSIVO - Grande emissão de gases dos furos contribuindo para um ultralançamento dos fragmentos rochosos a distâncias consideráveis, crateras verticais, alto nível de onda aérea e vibração do terreno. A fragmentação da rocha pode ser extremamente grosseira e problemas no pé da bancada podem ocorrer. Outras variáveis do plano de fogo são mais flexíveis e não produzirão efeitos drásticos nos resultados tal como os produzidos pelo erro na estimativa da dimensão do afastamento. O valor do afastamento (A) é função do diâmetro dos furos, das características das rochas e dos tipos de explosivos utilizados. Os valores do afastamento oscilam entre 33 e 39 vezes o diâmetro do furo, dependendo da resistência da rocha e da altura da carga de fundo. Uma formula empírica e bastante útil para o cálculo do afastamento (A) é expressa por: e é r ù A e úû x d r êë ö + ÷ ÷ø æ ç çè = 0,0123 2 1,5 r sendo: r e = densidade do explosivo (g/cm3); rr = densidade da rocha (g/cm3); de = diâmetro do explosivo (mm). CONSIDERAÇÕES SOBRE O DESMONTE DE ROCHAS Um dos fatores que interferem na qualidade do desmonte de rocha é a razãoY entre a altura da bancada (Hb) e o afastamento (A). A tabela 13 tece alguns comentários acerca desta relação. Tabela 13 - Comentários a respeito da relação Hb e Afastamento (A). Fonte: (Konya, 1985) Hb/A Fragmentação Onda aérea Ultralança- Mento Vibração Comentários 1 Ruim Severa Severo Severa Quebra para trás. Não detonar. Recalcular o plano de fogo. 65
  • 66. 66 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 Þ A bancada é considerada alta. Se Hb /A < 4 Þ 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: E (H A) =0,33 b +2 - os furos são detonados com retardados, a seguinte expressão pode ser usada: (H 7A) E b + 8 = 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
  • 67. observada esta subperfuração, a base não será arrancada segundo um angulo de 90° e o pé da bancada não permanecerá horizontal, mas formará o que é conhecido como “repé”. O repé exigirá perfurações secundárias de acabamento, grandemente onerosa e de alto riscos para os operários e os equipamentos. S = 0,3 A d) PROFUNDIDADE DO FURO (Hf) - É o comprimento total perfurado que, devido a inclinação e a subperfuração (S), será maior que a altura da bancada. O comprimento do furo aumenta com a inclinação, entretanto, a subperfuração (S) diminui com esta. Para calcular (Hf) utiliza-se a seguinte expressão: x S H = + æ - H b ö çè f ÷ø 100 1 cos a a 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 Þ risco de ultralançamento da superfície mais alta aumenta. 67 Prof. Valdir Costa e Silva
  • 68. T > A Þ produzirá mais matacões, entretanto o lançamento será menor ou eliminado. 68 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: P E H V f = h) CÁLCULO DAS CARGAS Razão Linear de Carregamento (RL) R L d e x p = r e 2 4 0 0 0 onde: de = diâmetro do explosivo (mm); re = 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. 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.
  • 69. 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) RC = CT (g /m3 ) ou V (g / t) RC CT V r r = 69
  • 70. 5.4 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); r = 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) 70
  • 71. e é ö æ r A úû 0 , 0123 2 e 1 , 5 x D r ù êë + ÷ ÷ø ç çè r = é úû 0,0123 2 çè 0,85 ö = A 1,5 x 101 2,6 m 2,7 ù êë + ÷ø = æ b) Cálculo da Subperfuração (S) S = 0,3 x A = 0,3 x 2,6 m = 0,8 m c) Cálculo da profundidade do furo (Hf) 1 20 15 ö çè = + æ -  x S x m H H b ö çè f 0,8 16,6 100 cos 20 100 1 cos = ÷ø æ - + = ÷ø a a d) Cálculo do Espaçamento (E) Como Hb/A = 5,8 Þ 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) p d R L e x = r e 2 4 0 0 0 Para o ANFO: ( ) x x Kg m d e 2 2 p RL e 3,14 101 = r = = ANFO 0,85 6,8 / 4000 4000 71
  • 72. g) Cálculo da altura da carga de explosivo (He) He = Hf - T = 16,6 – 1,8 = 14,8 m h) Cálculo da carga de explosivo (CE) CE = RLANFO x He = 6,8 Kg/m x 14,8 m = 100,64 kg h) 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) 100,64 100,64 72 RC CE 265,48 / g t kg m x t m g m kg m V 140,4 2,7 / 716,81 / 140,4 3 3 3 3 = = = = = l) Cálculo da Perfuração Específica (PE) 0,04 m t 0,12 m/ m = f = = = PE 3 2,7 t / m 0,12 m/ m ou 16,6 m 140,4 m H V 3 3 3 Exemplo 2 Considere os dados do problema anterior, assuma que um total de 4481 m3 de rocha deve ser escavada. Dados: Custo com explosivos e acessórios:  ANFO: R$ 0,9/kg  32 Boosters (um por furo): R$ 6,0 / unidade Þ R$ 6,0 x 32 = R$ 192,00  2 Retardos de superfície de 30 ms: R$ 6,0 / unidade Þ 6,0 x 2 = R$ 12,0
  • 73.  Cordel detonante (581 m): R$ 0,45/m Þ R$ 0,45 x 581 = R$ 261,45  2 estopins espoletados: R$ 0,85 Þ R$ 0,80 x 2 = R$ 1,60 Custo da perfuração da rocha / m:  Acessórios da perfuratriz: R$ 0,81  Mão de obra: R$ 1,50  Custo do equipamento e compressor: R$ 2,01  Combustível, graxas, lubrificantes etc. : R$ 1,20 Total: R$ 5,52 / m Determinar o custo do desmonte por m3 e tonelada (perfuração + explosivos + acessórios). a) Cálculo do número de furos necessários (NF) NF = (m3 necessários) : (volume de rocha por furo) = 4481 : 140,4 = 32 b) Cálculo do total de metros perfurados (MP) MP = NF x Hf = 32 x 16,6 = 531,2 m c) Cálculo do total de explosivos (TE) TE = NF x CE = 32 x 100,64 kg = 3220,48 kg d) Cálculo do custo dos explosivos e acessórios (CEA) Custo com explosivo (CCE): CCE = ANFO = R$ 0,9 x 3220,48 Kg = R$ 2.898,43 Custo com acessório (CA): 73
  • 74. CA = R$ 192 + R$ 12 + R$ 261,45 + R$ 1,6 = R$ 467,05 Custo com explosivo e acessório (CEA) CEA = CCE + CA = R$ 2.898,43 + R$ 467,05 = R$ 3.365,48 e) Cálculo do custo da perfuração (CP) CP = MP x custo/m = 531,2 m x R$ 5,52/m = R$ 2.932,22 f) Cálculo do Custo Total do Desmonte (Perfuração + Explosivos e acessórios) [CTD] CTD = CP + CEA = R$ 2.932,22 + R$ 3.365,48 = R$ 6.297,70 g) Custo por m3 (R$ 6.297,70 : 4481 m3) = R$ 1,41 / m3 h) Custo por tonelada [R$ 6.297,70 : (4481 m3 x 2,7 t/m3)] = R$ 0,52 / t Exemplo 3 Cálculo do Plano de Fogo usando Cartuchos Dados: Rocha: granito Altura da bancada: 7,5 m Diâmetro da perfuração: 76 mm (3”) Angulo de inclinação dos furos: 15° Explosivo utilizado: Emulsão encartuchada; r = 1,15 g/cm3; Furos com água. 74
  • 75. 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) é úû 0,0123 2 çè 1,15 ö @ A 1,5 x 64 2,0m 2,5 ù êë + ÷ø = æ b) Cálculo da Subperfuração (S) S = 0,3 x A = 0,3 x 2,0 m = 0,6 m c) Cálculo da profundidade do furo (Hf) 1 20 7,5 ö çè = + æ -  x S x m H H b ö çè f 0,6 8,2 100 cos15 100 1 cos = ÷ø æ - + = ÷ø a a d) Cálculo do Espaçamento (E) Como Hb/A =3,8 Þ Hb/A < 4, e utilizaremos elementos de retardos entre os furos de uma mesma linha, a seguinte expressão será aplicada: 7,5 7 2 ( 7 ) 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 75 ( ) x m H A E b 2,7 8 8 = + = + =