Apostila de Lavra Subterrânea

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“Apostila de Lavra Subterrânea” 
 
 
by Júlio Cézar 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Recife, 21 de maio de 2008 
 2 
DESENVOLVIMENTO SISTEMÁTICO 
 
 
Elementos estruturais envolvidos: 
 
- Poços, túneis, plano inclinado, galerias principais, transversais, acesso à produção, 
chaminés, passagens de minério, passagem de material de enchimento, etc. 
 
Definição: serviços mineiros empreendidos para facultar a lavra de uma jazida. 
Constituem a terceira fase da mineração: 
 
Prospecção => Exploração => Desenvolvimento => Lavra 
 
Finalidade: preparação para a lavra; serviços necessários para sua eficiência e segurança: 
vias de acesso, transporte, ventilação, esgotamento de água, divisão do corpo em unidades 
de desmonte, depósitos e silos, etc. 
 
• Freqüentemente os desenvolvimentos ocorrem simultaneamente à lavra e podem 
possuir características exploratórias do corpo mineral; 
 
• Exploração => desenvolvimento: basta que o corpo esteja convenientemente explorado 
e que se conheçam suas características (potência, mergulho, distribuição de teores, etc); 
 
• A lavra é iniciada tão logo o desenvolvimento esteja suficientemente adiantado para 
permitir os trabalhos de explotação, ou seja: foi atingida a frente de lavra, foram 
construídas as vias de transporte dos produtos, existe ventilação adequada. O início da 
lavra é importante para amortizar os investimentos no desenvolvimento da mina; 
 
• Os acessos geralmente são de dimensões maiores e mais regulares que as aberturas 
exploratórias e normalmente são locados no estéril. 
 
Tipos de desenvolvimento: 
 
- Céu aberto ou subterrâneo; 
- Prévios ou simultâneos à lavra; 
- Sistemáticos ou supletivos; 
- Produtivos ou obras mortas; 
- Puros ou exploratórios 
 
Desenvolvimento sistemático: 
 
� Executado em coordenação com o método de lavra escolhido e com a produção diária 
visada; 
� Prover acesso aos vários horizontes da jazida (para desmonte; transporte de material 
desmontado; entrada de pessoal, equipamentos e materiais; passagem de 
reenchimento; ventilação; esgotamento; etc); 
 3 
� Dividir o corpo de minério em unidades de desmonte; 
� Prover aberturas ou depósitos (para manobras, colocação de guinchos, bombas, 
transferência de minério, oficinas subterrâneas, refeitórios, chutes, etc.) 
 
2 grupos principais de serviços: 
 
- Vias principais de acesso 
- Desenvolvimento lateral (ligação das vias principais de acesso e os demais serviços 
mencionados – Ex: travessões) 
 
Desenvolvimento supletivo: 
 
� Ditado por conveniências locais; 
� Pode resultar de imposição (Ex: necessidade de provisão de entrada para enchimento, 
ventilação, esgotamento, etc). 
 
Quando executar? O desenvolvimento só deverá ser iniciado após a obtenção da “concessão 
de lavra” e da “imissão de posse” da jazida. 
 
Desenvolvimento x Lavra 
 
Há um desenvolvimento simultâneo, acompanhando a lavra da jazida (sistemático) a 
medida das conveniências e imposições locais (supletivo) Pode ser sistemático ou 
supletivo. O desenvolvimento só cessa com a própria lavra. 
 
Na mineração subterrânea os acessos principais costumam ser prévios mas há sempre 
desenvolvimentos que ocorrem paralelamente à lavra. 
 
A importância do desenvolvimento é grande pois o mesmo afeta diretamente o custo de 
produção, a produtividade alcançada nos realces e a segurança e higiene na lavra. 
 
Desenvolvimentos principais (vias de acesso e algumas subsidiárias): 
� Condicionados pelos princípios fundamentais da lavra mas oferecem certa 
flexibilidade quanto aos métodos de lavra: várias mudanças são possíveis com a 
evolução da lavra após a abertura dos acessos. 
� Em alguns casos é impossível a mudança no que se refere às divisões das unidades de 
desmonte, traçado das centrais de transporte, transferências, chutes, etc. 
� Os acessos dependem da produção diária planejada, meios de transporte utilizados, 
veículos em circulação no subsolo, equipamentos empregados na lavra, etc. 
 
Em lavra subterrânea a adaptação é muito difícil e onerosa, quase sempre impondo a 
construção de novos acessos. 
 
Finalidades do desenvolvimento sistemático 
 
- Acesso à jazida (poços, galerias principais, planos inclinados, túneis); 
 4 
- Penetração até encontrar o corpo mineral a ser lavrado (poços cegos, galerias 
estreitas); 
- Fracionamento da jazida em vários setores de produção (galerias de nível, galerias 
principais). 
 
Vias de acesso 
 
São desenvolvimentos básicos que permitem atingir a jazida em um ou vários horizontes e 
o escoamento das substâncias úteis desmontadas. Normalmente requerem complementação 
por desenvolvimentos subsidiários. 
 
Ex: Túnel => acesso direto a um único nível 
 Poço => acesso direto a vários níveis 
 
Em muitos casos a finalidade de uma via de acesso é apenas ventilação ou esgotamento (via 
de acesso subordinada). 
 
Tipos de acesso: 
 
a) Terrenos planos ou pouco inclinados 
 
1) Corpos verticais ou horizontais => poço vertical 
2) Corpos inclinados => poço vertical (lapa, capa ou transição); poço composto 
(vertical seguido de parte inclinada – obsoleto) 
 
b) Terrenos acidentados 
- Poço vertical (lapa, capa, transição, no minério) 
- Plano inclinado (lapa, capa, no minério) 
- Túnel (cabeceira, travessa) 
 
• Rampas helicoidais – acesso supletivo de homens e equipamentos descidos e subidos 
em ônibus e caminhões. 
 
• Número mínimo de acessos em função da segurança e ventilação: 2 (dois), às vezes 1 
acesso é destinado somente à ventilação. Freqüentemente há vários acessos importantes 
da mesma natureza ou de tipos diferentes. 
 
• Tendência mais recente: descer minério para um nível inferior através de caídas de 
minério (ore passes) onde o mesmo é britado, escoado por correias transportadoras 
através de plano inclinado, mesmo em terrenos planos e corpos horizontais (desde que 
não muito profundos). 
 
Escolha do tipo de acesso 
 
1) Preliminarmente: jazida está explorada ou não? 
 
 5 
2) Os acessos serão traçados no estéril ou no minério? 
 
No minério: 
- serviços fornecem material útil que pode minorar as despesas envolvidas 
- material geralmente mais macio que encaixantes (escavação mais barata) 
- necessidade de deixar pilares de proteção no minério 
- ficam sujeitos à interferências ocasionadas durante a lavra 
 
No estéril: 
- galerias podem ser mais retas e menos extensas (transporte mais rápido) 
- são mais regulares e evitam imobilização de minério em pilares laterais 
- a regularidade favorece muito a ventilação 
- os greides são mais uniformes -> menor custo de manutenção 
- maior facilidade de execução de chutes para o minério 
- requerem travessas para atingir o minério nos pontos desejados 
 
3) Túnel X Poço vertical 
 
Opção depende das condições topográficas locais e profundidade do minério. 
 
Túnel: 
- execução mais rápida e mais barata que os poços verticais 
- servem de drenagem dos terrenos mais altos 
- não requerem guinchos nem torres de extração 
- prospectam as rochas encaixantes (túneis-travessa) 
- podem facilitar o transporte para o exterior da mina (emprego de veículos pneumáticos, 
correias transportadoras, cabos sem fim, tubulação de polpa, carros de mina, com 
grande flexibilidade de meios). 
- Para extração de minério em níveis inferiores ao túnel são necessários guinchos (a 
abertura de casas de guincho em subsolo é muito cara) 
 
Poço vertical: 
- é mais curto do que o túnel 
- conservação é mais barata 
- velocidade de transporte é maior 
- possui maior capacidade específica de transporte (ton extraível/m2 de seção vertical) 
- deve-se evitar terrenos desfavoráveis (depressões, drenagem,etc) 
 
• Há casos de túneis supletivos para ventilação, drenagem, etc => áditos 
 
4) Poço vertical X Plano inclinado 
 
A tendência atual pende para o poço vertical a menos que possam ser utilizadas correias 
transportadoras ou no caso de corpos pouco inclinados e a baixa profundidade. 
 
Caso especial de rampas helicoidais para acesso de grandes equipamentos em minas 
subterrâneas altamente mecanizadas. 
 6 
Fatores determinantes: 
 
- profundidade a atingir 
- mergulho da jazida 
- extração diária de minério e necessidades de material e pessoal 
- prazo disponível para execução do acesso 
- natureza do terreno a atravessar 
- disponibilidade de recursos financeiros e técnicos 
- ocorrência de água 
- tradição local e mão-de-obra disponível 
 
Genericamente: 
 
Plano inclinado: 
 
- corpos aflorantes com mergulho até 50o; 
- usualmente abertos na lapa (distante de 5 a 15 metros do corpo de minério); 
- declividade tão uniforme quanto possível; 
- emprego de “skips” próprios para declividades maiores que 20o; 
- emprego de correias transportadoras para declives até 18o, se for viável britagem 
subsolo; 
- emprego de caminhões, carretas, etc para mergulho até 12o. 
 
Comparação: 
 
- Custo de execução: maior no poço vertical (poço vertical é mais curto mas exige maior 
extensão de travessas para alcançar o corpo de minério). 
 
- Capacidade específica: maior no poço vertical (maior velocidade de tráfego). Chega a 
2.000 m/min (material) e 1.000 m/min (pessoal) no poço vertical e 600 m/min no plano 
inclinado. 
 
- Instalações: poço vertical requer menor extensão de cabos, encanamentos, transmissões 
elétricas, menos madeira para segurança. Impõe porém guinchos e cabos mais fortes, 
torre superficial de extração e guias para os “skips” e gaiolas (mais baratas que nos 
planos inclinados). 
 
- Custo operacional: menor no poço vertical (menor extensão, economia nos trilhos, 
roletes de apoio, rodas, mancais, eixos, etc). Maior velocidade de tráfego nos poços 
verticais. Despesas suplementares nas travessas exigidas podem suplantar as economias 
no poço vertical. 
 
- Manutenção: menor no poço vertical (afeta o custo operacional da mina). Em terrenos 
instáveis o custo de manutenção pode tornar o plano inclinado proibitivo. 
 
 7 
- Profundidade: se grande pode impor tambores de guincho demasiado grandes nos 
planos inclinados mais longos. Para profundidades até 500 m e mergulho de até 50o o 
plano inclinado é, geralmente, mais econômico no cômputo final. 
 
- Prazo de operação: o número de travessas no poço vertical impõe maior tempo e o 
desenvolvimento deverá ser antecipado à lavra. O prolongamento do plano inclinado é 
mais fácil do que o poço vertical. O poço vertical normalmente é terminado antes de 
iniciar a lavra. As travessas e demais desenvolvimentos subsidiários são feitos à medida 
das necessidades. 
 
Fatores que influenciam o desenvolvimento sistemático (7): 
 
1. Topográficos 
 
- somente grandes ravinas podem justificar túneis de extração 
- mergulho não é grande: túnel ou poço vertical 
- mergulho entre 50 – 60o : poço vertical ou plano inclinado 
- mergulho < 12o: poço vertical, poço inclinado para transporte com caminhões, correias 
transportadoras, etc 
- Exclusões: túnel em terreno plano; planos inclinados para corpos profundos 
 
2. Geológicos 
 
- natureza e condição geomecânica dos terrenos atravessados (falhados, aqüíferos, etc) 
- importância da exploração mineral 
 
3. Distribuição de teores 
 
- ocorrência de concentrações valiosas na jazida, especialmente faixas ricas (ore shoots), 
influenciam diretamente a locação dos desenvolvimentos sistemáticos 
 
4. Profundidade da jazida 
 
- pouco profunda: < 500 m 
- medianamente profunda: 500 – 1.000 m 
- profunda: > 1.000 m 
 
5. Transporte do minério 
 
- o sistema de transporte afeta a regularidade, locação e quantidade de vias de acesso 
- o transporte está intimamente ligado ao tipo de carregamento subterrâneo do material 
desmontado 
 
6. Drenagem e esgotamento 
 
7. Ventilação 
 
 8 
- problemas de ventilação (carvão, profundidade, calor) podem exigir grande circulação 
de ar fresco e exigir vias duplas, triplas, quádruplas, maior regularidade, trechos mais 
retos, redução de estrangulamentos e chutes, etc 
 
Número e locação das vias de acesso 
 
Objetivo: 
 
Obter transporte rápido e econômico, boa ventilação, eficiente esgotamento de água, rápido 
acesso de homens e materiais às frentes de trabalho, etc. 
 
Número: 
 
Mínimo 2 (segurança e ventilação) 
 
Pode resultar de fatores impostos (segurança, ventilação mínima ou esgotamento) ou 
fatores econômicos (extração diária requerida, características do corpo de minério, natureza 
do transporte subterrâneo, locação do acesso em superfície, método de lavra, limite da 
propriedade ou concessão). 
 
Extração diária visada: 
 
Função da capacidade do túnel ou poço. 
 
Característica do corpo de minério: 
 
Evitar transporte horizontal excessivamente longo. 
 
Natureza do transporte: 
 
Distância econômica de transporte, tipo de equipamento, locação deve coincidir com o 
centro de gravidade da massa mineral. 
 
Locação superficial: 
 
Evitar áreas com possibilidade de inundação, represamento de água e outras eventualidades 
(desabamentos, etc). As entradas devem ter área livre para as construções superficiais e 
para as instalações de beneficiamento. 
 
Métodos de lavra: 
 
Condicionam o tipo de vias de acesso (forma, número, etc). 
 
Obs: Esquemas acadêmicos (Joaquim Maia, págs. 39-41) 
Classificação geomecânica de maciços rochosos. 
 9 
A melhor classificação seria conhecer: 
 
- as propriedades mecânicas do maciço, 
- as propriedades das rochas, 
- as descontinuidades. 
 
Como isso é praticamente impossível se fizeram classificações que diferenciam os maciços 
em diversas categorias de qualidade. 
 
Origem: execução de túneis. 
 
Nessas classificações se utilizaram diversos critérios que relacionam as condições 
particulares de escavação que se vai realizar com as condições que apareceram em outras 
obras subterrâneas já realizadas. 
 
Com as experiências citadas e com o “índice de qualidade do maciço rochoso” se estimam 
os métodos de escavação mais adequados e as necessidades de sustentação (escoramento). 
 
Atualmente iniciou-se a relacionar as classificações dos maciços rochosos com certos 
parâmetros mecânicos (módulos e resistência triaxial). 
 
Para classificar um determinado maciço rochoso, divide-se este previamente em domínios 
estruturais, cada um dos quais terá características similares como litologia, espaçamento 
entre juntas, etc. O limite de um domínio estrutural pode coincidir com falhas geológicas ou 
diques. 
 
Classificação de Terzaghi (1946) 
 
Para uso na estimação dos carregamentos que são suportados por arcos de aço em túneis. 
Indica que, do ponto de vista da engenharia, é mais importante o conhecimento do tipo e 
freqüência dos defeitos da rocha do que o tipo de rocha que vai aparecer na obra. 
 
Esta classificação divide os maciços rochosos em 9 tipos, segundo o estado de fraturamento 
da rocha. Leva em conta a disposição da estratificação em relação ao túnel do ponto de 
vista de desplacamentos. Assim tem-se: 
 
- Se a estratificação é vertical em geral o teto será estável, existindo risco de caída de 
blocos em uma altura de 0,25.B (B é a altura do túnel). 
 
- Se a estratificação é horizontal, de grande potência e com poucas juntas, o túnel será 
estável. 
 
- Se a estratificação é horizontal, de pequena potência ou com muitas juntas, não existirá 
estabilidade. Então se desenvolvem rupturas no teto formando um arco sobre o túnel, 
com uma largura igual a do túnele uma altura igual a metade da largura. Esta 
instabilidade prosseguirá seu curso até que seja detida por meio de escoramento. 
 
 10 
Os 9 tipos de terreno resultante dessa classificação são: 
 
Classe Tipo de rocha Carregamento na rocha (Hp) – ft 
1 Dura e intacta Zero 
2 Dura estratificada ou xistosa 0 – 0,5 B 
3 Compacta com juntas moderadas 0 – 0,25 B 
4 Moderadamente fraturada. Blocos. 0,25 B – 0,35 (B + Ht) 
5 Muito fraturada (0,35 – 1,10) (B + Ht) 
6 Completamente fraturada, sem meteorização 1,10 (B + Ht) 
7 Rocha comprimida, profundidade moderada (1,10 – 2,10) (B + Ht) 
8 Rocha comprimida, grande profundidade (2,10 – 4,50) (B + Ht) 
9 Rocha com dilatação, expansiva > 250 ft 
 
Os critérios de descrição das rochas são os seguintes: 
 
� Rocha intacta: contém poucas juntas ou fraturas. O teto se mantém após detonação 
durante muitas horas ou dias. 
 
� Rocha estratificada: consiste em estratos individuais com pequena ou nenhuma 
resistência separação ao longo do contato entre eles. O estrato pode ou não ser 
atravessado por juntas transversais. Nessas rochas o desprendimento de blocos é muito 
comum. 
 
� Rocha moderadamente diaclasada. Blocos e capas: contém juntas e pequenas fraturas 
mas os blocos existentes entre as juntas estão intimamente interrelacionados de tal 
forma que as paredes laterais não precisam de suporte. Nessas rochas são encontradas 
condições de caimento rápido. 
 
� Rocha muito fraturada: quimicamente intacta e possui aspecto de rocha triturada. Se os 
fragmentos são de tamanho areia de granulometria fina e sem cimentação posterior, a 
rocha que se encontra abaixo de lenços freático apresenta propriedades de uma areia 
saturada. 
 
� Rocha completamente fraturada: a rocha vai invadindo lentamente o interior do túnel 
sem aumento perceptível do volume. 
 
� Rocha fluente: a rocha vai invadindo o interior do túnel provocando fortes tensões 
laterais. 
 
� Rocha expansiva: a rocha avança pelo interior do túnel devido principalmente a 
expansão. A capacidade de expansão dos estratos está limitada aquelas rochas que 
contém minerais argilosos. 
 
Classificação de Protodyakonov (f) 
 
 
 11 
Os terrenos são classificados por meio de um parâmetro “f”, que é o coeficiente de 
resistência. Tendo em conta esse coeficiente e as dimensões do túnel, se definem as cargas 
de cálculo para dimensionar o escoramento. Assim resulta: 
 
Categoria Descrição F 
1. Excepcional 
Quartzito, basalto e rochas de resistência 
excepcional 
20 
2. Alta resistência 
Granito, arenitos silicáticos e calcário 
competente 
15 – 20 
3. Resistência média 
Calcário, granito alterado e arenitos 
Arenitos médios e ardósia 
Arenitos frouxos, conglomerados friáveis 
Xistos e margas compactas 
8 – 6 
5 
4 
3 
4. Resistência baixa 
Calcário, margas, arenitos friáveis, cascalho 
cimentado 
Cascalho compacto e argilas pré-consolidadas 
2 
 
1,5 
5. Resistência muito baixa 
Argilas e cascalhos argilosos 
Solos vegetais, turfas e areias úmidas 
Areias e cascalhos finos 
Loess 
1 
0,6 
0,5 
0,3 
 
O coeficiente “f” é definido pela fórmula: 
 
f = σc/ 10 
Sendo: 
 
σc- resistência a compressão simples da rocha, expressa em MPa 
 
Classificação de Deere (RQD – “rock quality designation”) 
 
O RQD é um índice que leva em consideração o percentual de recuperação de testemunho 
recuperado em sondagem com dimensões maiores que 10 cm. Esse índice é muito fácil de 
ser obtido mas pode levar a erros já que a recuperação de testemunhos depende do tipo de 
máquina de perfuração e da própria habilidade do operador. 
 
Os testemunhos devem ter no mínimo 50 cm de diâmetro e ser extraído com tubo porta-
testemunho duplo com perfuração a diamante. 
 
RQD = 100 x comp furo em pedaços > 100 mm (∑) 
 Comprimento da furação 
 
 12 
- Esta classificação é apropriada para rochas pouco resistentes. 
- Limitações: não considera propriedades importantes das massas rochosas como 
tamanho das descontinuidades, rugosidade e orientação dos planos das juntas nem o 
material de preenchimento das descontinuidades. 
- A classificação baseada no RQD somente tem certa garantia em maciços rochosos 
regularmente fraturados e sem argila em suas descontinuidades. 
 
RQD Qualidade da rocha 
< 25 Muito fraca 
25 – 50 Fraca 
50 – 75 Regular 
75 – 90 Boa 
90 – 100 Muito boa 
 
Relação entre RQD e necessidade de escoramento em função da largura do túnel. 
 
 1 5 10 15 largura túnel (m) 
100 sem suporte ou com 
 aparafusamento local 
75 
 aparafusamento padrão 
50 (4 a 6 ft entre centros) 
 
25 
 suporte de aço (vigas) 
0 
 
 
Classificação de Bienawski (RMR – “rock mass rating”) 
 
Esta classificação se baseia no “rock mass rating” (RMR) que faz uma estimação da 
qualidade do maciço rochoso tendo em conta os seguintes fatores: 
 
� Resistência da rocha matriz 
� Condições do fraturamento 
� Efeito da água 
� Posição relativa do fraturamento em relação a escavação 
 
Esses fatores são quantificados mediante uma série de parâmetros que são determinados 
através de ensaios de laboratório, avaliações de campo e tabelas, cuja soma nos fornece o 
índice de qualidade RMR, que varia entre 0 e 100. 
 
Os parâmetros básicos da classificação são: 
 
1. Resistência da rocha intacta. 
 
 13 
2. Qualidade da rocha (RQD) 
 
3. Espaço entre juntas (descontinuidades – juntas, falhas, camadas) 
 
4. Condição das juntas (descontinuidades): rugosidade, condição das paredes, presença de 
material de preenchimento das descontinuidades, tamanho e abertura. 
 
5. Condições da água subterrânea (vazão que entra dentro da escavação ou razão de 
pressão na junta / tensão principal maior.. 
 
Além disso leva-se em consideração um ajuste para orientação das juntas (favorável ou 
desfavorável). 
 
Classificação geral de Bienawski: 
 
RMR < 20 21 – 40 41 – 60 61-80 81 – 100 
Classe V IV III II I 
Descrição Muito fraca Fraca Regular Boa Muito boa 
Ângulo de fricção < 30o 30 – 35o 35 – 40o 40 – 45o 45o 
Coesão (kPa) < 100 100 – 150 150 – 200 200 – 300 > 300 
Tempo médio para ruptura 10 minutos 5 horas 1 semana 6 meses 10 anos 
Abertura 0,5 m 1,5 m 3 m 4 m 5 m 
 
 
Relação entre RMR e tempo de resistência de uma escavação sem suporte no subsolo 
 
Comprimento sem sustentação (m) 
 
50 
 80 
10 60 muito 
 40 boa 
 boa 
5 20 regular 
 
 fraca 
 muito 60 
 fraca 40 
 20 
0 
 1 hora 1 dia 1 mês 1 ano 10 anos 
 
(tempo de resistência) 
 
 
 14 
Classificação de Barton, Lien e Lunde (Classificação “Q”) 
 
Essa classificação se baseia num índice de qualidade “Q”, obtido a partir de 6 parâmetros 
que levam em consideração uma série de características do maciço rochoso. O índice “Q” é 
definido como: 
 
 Q = RQD x Jr x JwJn Ja SRF 
Onde: 
RQD - “rock quality designation” 
Jn - índice de fraturamento 
Jr - índice de rugosidade das juntas 
Ja - índice de alteração das juntas 
Jw - fator de redução devido a presença de água 
SRF - “stress reduction factor”, fator de redução devido ao tensionamento do maciço 
 
Os 3 parâmetros básicos da fórmula são: 
 
1. Tamanho do bloco (RQD / Jn) 
2. Resistência ao cizalhamento entre blocos (Jr / Ja) 
3. Estado tensional do maciço rochoso (Jw / SRF) 
 
Considerando os intervalos de variação dos parâmetros que definem o índice de qualidade 
“Q” , este pode ter valores que variam entre 0,001 e 1000. 
 
Segundo esses valores, os maciços rochosos se classificam em 9 categorias: 
 
Valor de “Q” Tipo de rocha 
0,001 – 0,01 Excepcionalmente fraca 
0,01 – 0,1 Extremamente fraca 
0,1 – 1 Muito fraca 
1 – 4 Fraca 
4 – 10 Regular 
10 – 40 Boa 
40 – 100 Muito boa 
100 – 400 Extremamente boa 
400 – 1000 Excepcionalmente boa 
 
Pode-se realizar uma correlação entre a necessidade de suporte em uma escavação 
subterrânea e o valor do índice de qualidade “Q”, através da dimensão equivalente “De”, 
que é a dimensão máxima permitida para aberturas subterrâneas sem escoramento. 
 
A dimensão equivalente é calculada através da seguinte fórmula: 
 
De = vão, diâmetro ou altura das parede (m) 
 15 
 ESR (escavation support ratio) 
 
O ESR pode ser avaliado a partir das seguintes categorias de escavação: 
 
Categoria de escavação ESR 
A - aberturas temporárias de mineração 3 – 5 
B - aberturas permanentes de mineração, túneis verticais, galerias e 
alargamentos para frentes largas, túneis de água para hidroelétrica 
1,6 
C - silos de armazenamento, plantas de tratamento de água, túneis de rodovia 
pequenos, pequenas câmaras abertas e túneis em projetos hidroelétricos 
1,3 
D – estações de energia, portais de túnel, interseções , túneis de rodovia 1,0 
E – estações subterrâneas de energia nuclear, fábricas, instalações esportivas e 
públicas subterrâneas, estações de metrô 
0,8 
 
Relação entre a dimensão equivalente máxima de uma escavação subterrânea sem suporte e 
o índice de qualidade 
 
 Excepcionalmente Extremamente Muito Fraca Regular Boa 
Muito Extremamente Excepcion. 
 fraca fraca fraca 
boa boa boa 
 De 
 100 
 Suporte é necessário 
 50 
 
 10 
 5 
 1 Suporte não 
é necessário 
 0,5 
 0,1 
 
 
 0,001 0,005 0,01 0,05 0,1 0,5 1 5 10 50 100 
500 “Q” 
 
 
Assim tem-se que o máximo vão suportado sem escoramento deve satisfazer a seguinte 
relação: 
 
Vão máximo = ESR x De 
 
Considerações Finais: 
 
 
 16 
Os sistemas mais recomendados são os de Barton (“Q”) e Bienawski (“RMR”) pois os 
mesmos incluem informação suficiente para proporcionar conclusões realistas dos fatores 
que influem na estabilidade de uma escavação subterrânea. 
 
A classificação de Bienawski enfatiza mais a orientação e inclinação das características 
estruturais no maciço rochoso enquanto não considera o estado tensional da rocha. 
 
A classificação de Barton não inclui um termo relacionado com a orientação das juntas mas 
considera as propriedades das famílias de juntas mais desfavoráveis mediante os 
parâmetros relacionados com a rugosidade e alteração das juntas, que representam a 
resistência ao cizalhamento do maciço. 
 
Quando se trabalho com terrenos extremamente frágeis a classificação de Bienawski não dá 
bons resultados e então se recomenda a utilização da classificação de Barton. 
 
PROPRIEDADES ÍNDICE DAS ROCHAS: 
 
Porosidade: identifica a proporção relativa entre sólidos e vazios. 
 
η = Vp : volume de poros 
 Vt volume total 
 
Rochas sedimentares: (0 a 90%); arenito ≅ 15% => diminui com a idade e profundidade 
(devido a compactação). 
 
Rochas vulcânicas: podem apresentar alta porosidade devido aos sítios (vazios) deixados 
pelos gases vulcânicos. O sistema de poros geralmente não é bem conectado. 
 
Rochas ígneas e metamórficas: uma larga porção do espaço dos poros é composta de 
fraturas planares chamadas fissuras. Nas rochas ígneas a porosidade geralmente é menor 
que 1 a 2%. Com o intemperismo a porosidade tende a aumentar para 20% ou mais. 
 
Medição da porosidade: 
 
1. Medição da densidade 
2. Medição do conteúdo de água após saturação em água 
3. Conteúdo de mercúrio após saturação com Hg usando injeção sob pressão 
4. Medição do volume de sólidos e volume de ar nos poros usando a lei de Boyle 
 
Densidade: dá informação sobre os constituintes mineralógicos e grãos. O peso específico 
é a razão entre a densidade (ϕ) e o peso específico da água (ϕw). ϕ = ϕw . G, sendo G a 
gravidade específica (massa). 
 
A densidade, ou “peso unitário” (ϕ) é o peso específico (P/V), pois ϕw = 1. 
 
ϕseca = G . ϕw . (1 – n) 
 17 
Relações ϕseca = ϕw / (1 + w) ; w = conteúdo de água 
 n = (w . G) / (1 + w . G) 
 
A densidade está relacionada com a resistência das rochas e mineralogia, no caso do carvão 
com o conteúdo de cinzas e teor de kerogênio nos depósitos petrolíferos. Pode-se medir a 
densidade de uma rocha cortando-se um pedaço do testemunho de sondagem, calculando 
seu volume a partir da suas dimensões e pesando o mesmo. 
 
Permeabilidade: avalia a intercomunicação entre os poros. 
 
A medição da permeabilidade de uma amostra de rocha tem relação direta com problemas 
práticos: bombeamento de água, óleo ou gás para dentro ou para fora de uma formação 
porosa; drenagem de uma câmara profunda; medição de água que entra em um túnel; etc. 
 
A permeabilidade fornece informações sobre o grau de intercomunicação entre os poros ou 
fissuras, uma parte básica na estrutura de uma rocha. A variação da permeabilidade com a 
mudança na tensão normal, especialmente quando a tensão muda de compressão para 
tração, avalia o grau de fissuramento da rocha. 
 
qx = fluxo na direção x (cm3/s) 
 
Lei de Darcy (até 20o): qx = k . dk/dx . A k = carga hidráulica (cm) 
 A = área seção transversal à x (cm2) 
 µ = viscosidade (kg/cm2.s) 
 
Outros fluídos ou T > 20o: qx = K/ µ. dp/dx . A 
p = pressão do fluído = µ . h (kg/cm2) 
 K = cm2 (Darcy) 
 
A permeabilidade pode ser determinada em laboratório medindo-se o tempo de um volume 
calibrado de fluído para passar através de uma amostra quando uma pressão constante de ar 
atua sobre a superfície do fluído. Uma alternativa é de gerar um fluxo radial num 
testemunho de sondagem preparado com um furo coaxial no centro. Uma vantagem do teste 
de permeabilidade radial, em adição a sua capacidade em distinguir fluxos em fissuras de 
fluxo em poros é o fato que gradientes de fluxo muito largos podem ser gerados, 
possibilitando medições de permeabilidade na região de milidarcys. 
 
Rochas densas (granito, basalto, calcário cristalino) usualmente exibem uma 
permeabilidade muito pequena em amostras de laboratório mas testes em rochas “in situ” 
mostram permeabilidades significantes. A razão para essa discrepância é usualmente 
atribuída às direções regulares de juntas abertas a fraturas através do maciço rochoso. 
Quando existem 3 direções perpendiculares de fraturas com paredes paralelas, todas com 
idênticas aberturas e espaçamento, a permeabilidade do maciço é expressateoricamente 
por: 
 
k = ϕ . e3 S: espaçamento entre fraturas 
 18 
 6µ S e: abertura das fraturas (separação) 
 
Resistência: determina a capacidade atual da matriz rochosa de manter seus componentes 
juntos. O problema é que determinações de resistência de rocha usualmente necessitam 
cuidadoso levantamento de testes e preparação de amostras, e os resultados são muito 
sensíveis ao método e forma de carregamento. 
 
Ensaios geomecânicos: 
 
Compressão uniaxial L D/L => 2 a 3 
 
Co = C1 . (0,778 + 0,222 D/L) D 
C1 = valor da resistência quando D /L = 1 
 
Compressão puntiforme (Point load index – Is) 
 P 
 P = carregamento para ruptura 
Is = P / D2 D = diâmetro do testemunho de sondagem D 
 
σc = (14 + 0,175 . D) . Is 
 
Compressão diametral (Ensaio brasileiro) 
 W 
A fratura é devida à tensão normal de tensão uniforme. 
 D 
σy = W.(3.R2 + y2) / pi.R.(R2-y2) 
 
σ1 = 3.W/pi.R ; σ2 = 0 ; σ3 = - W/pi.R 
 
σ1 + 3.σ3 = 0 
=> em termos de critério de Griffith a fratura ocorre sob condições de transição de colapso 
por tração em um valor onde a tensão principal menor corresponde à resistência à tração 
uniaxial. 
 
Compressão triaxial 
 
A pressão de confinamento “p” gera uma componente axial de força que reage contra o 
carregamento aplicado pela força “P”. P 
 
Levando em conta a pressão nos poros da rocha: p p 
 
σ1‘ = σ1 – p’ ; σ2‘ = σ2 - p’ ; σ3‘ = σ3 - p’ 
 
A tensão σ1 não tem importância no experimento 
 19 
Tração direta 
 
Muito difícil de ser realizado e normalmente não são executados. O ensaio é muito 
influenciado pelo tamanho do espécime ensaiado. 
Flexão 
 
Determina-se os valores da resistência à tração das rochas ou o módulo de ruptura. 
 W 
Módulo de Young médio: Em = W.l3 / 6.Iy 
 
Módulo de ruptura: F = W.l.yo / 2.l l 
 I – momento de inércia da seção circular: I = pi . R4 / 4 
 retangular: I = 6.h3 / 12 
 yo – distância do eixo neutro ao ponto carregado da seção 
 
 
Cizalhamento direto 
 
Constantes elásticas: 
 
ξ = ∆L E = ξ (deformação específica longitudinal) 
 L σ 
 
ESTABILIZAÇÃO DE GALERIAS 
O principal objetivo na estabilização de galerias é a manutenção dessas aberturas 
subterrâneas após as mesmas sofrerem carregamentos do maciço rochoso que a envolve e 
reage contra a perda de equilíbrio devido a execução da mesma. 
 
O escoramento deve ser projetado para resistir à deformações induzidas pelo peso das 
rochas fragmentadas no cone superior às aberturas bem como pelas deformações induzidas 
pelo reajuste do campo de tensões das rochas que envolvem a escavação. É de amplo 
conhecimento que as rochas em geral resistem bem à compressão e mal à tração. 
 
Material utilizado: 
 
- madeira, 
- aço, 
- metais, 
- rochas. 
 20 
A madeira, apesar de ser o tipo de escoramento mais ultrapassado entre os disponíveis 
atualmente, ainda é amplamente difundida, principalmente pelo seu baixo custo, pouco 
peso, fácil transporte e por ser um ótimo indicador de “sinais prévios” de fadiga. 
 
O principal inconveniente da madeira é a escassa resistência à putrefação, que faz com que 
perca sua resistência ao longo do tempo e a sua já baixa resistência natural à compressão e 
flexão. O impregnamento da madeira com substâncias adequadas se faz necessário para que 
retarde o apodrecimento. 
 
Ainda devem ser tomadas as seguintes precauções: 
- as madeiras devem ser cortadas no inverno; 
- a madeira deve ser deixada para secar durante 4 a 6 meses; 
- o prumo deve ser retilíneo e sem nós; 
- os mesmos devem ser convenientemente estocados, ao abrigo da umidade e calor. 
 
É importante frisar a necessidade de um profundo conhecimento dos parâmetros 
geomecânicos das rochas envolvidas, bem como a finalidade da galeria cujo escoramento 
será dimensionado. 
 
Igualmente importante é considerar-se, na fase de projeto, todas as alternativas possíveis 
quanto ao escoramento, seja quanto às suas dimensões ou afastamento, seja quanto ao 
material empregado (madeira, aço, concreto, etc). 
 
Metodologia de cálculo para dimensionamento de escoramento com madeira: 
 
Para se dimensionar um escoramento do tipo convencional, o primeiro passo consiste em 
determinar-se a carga a ser suportada pelo escoramento. Para tanto calcula-se o peso das 
rochas do domo (semi-elipse de pressões) que efetivamente atuam sobre o escoramento. 
São duas as fórmulas empregadas para esse fim: 
 
P = γ.pi.100.a.L 
 4.r 
Onde: 
r - coeficiente de coesão molecular das rochas do domo 
a - flexa máxima da viga 
L - largura da galeria 
γ - densidade das rochas 
P = L2.γ 
 4.tgθ 
Onde: 
θ - ângulo de atrito interno das rochas do teto. 
 
Como se trata de dimensionamento deve-se trabalhar sempre com a hipótese mais 
desfavorável, visando maior segurança. 
 
Para efeitos de cálculo se considera a carga como uniformemente distribuída sobre a viga: 
 21 
 
q = P / L 
 
Segundo Protodyáconov as pressões das rochas atuantes sobre galerias horizontais podem 
ser determinadas baseando-se na teoria do arco natural (parabólico): 
 
 2.a1 
 
 m 
 
 b 
 
 
 h 
 
 
 
 2.a 
 
A altura do arco natural “b”, é calculada pela fórmula: 
 
b = a / Fs 
Onde: 
a - meia largura da escavação 
Fs - fator de esforço de Protodyáconov 
 
Quando há uma diferença entre as densidades das rochas superior à camada e a própria 
camada, faz-se a seguinte correção desta altura: 
 
ho = γ’ . b 
 γ 
Onde: 
γ’ - densidade da rocha do teto (t/m3) 
γ - densidade da rocha escavada (t/m3) 
 
A área da parábola é calculada por: 
 
S = 4/3 . a1 . ho 
 
a1 corresponde a metade da base da parábola e é calculado por: 
 
a1 = a + h . tg(pi/4 - ϕ/2) 
Onde: 
ϕ - ângulo interno de fricção 
 
O peso a ser sustentado por metro de galeria será: 
 22 
 
P = S . γ . 1 (t/m) 
 
Pela fórmula P(x) = γ’ . ho . (1 – x2/a2), podemos calcular o vetor médio, transformando em 
carga uniformemente distribuída. Para isso admite-se que a carga média esteja a uma 
distância x = 1/3 . a 
 
Dimensionamento do escoramento necessário: 
 
No dimensionamento de prumos verticais leva-se em consideração 2 aspectos: 
1. possibilidade de ruptura por compressão simples, 
2. possibilidade de ruptura por flambagem dos prumos. 
 
No primeiro caso pode-se utilizar a seguinte expressão de forma a obter-se o diâmetro 
mínimo dos prumos necessário para escoramento: 
 
σc = Pq . s 
 A 
Onde: 
σc - resistência à compressão simples 
Pq - carga em cada um dos prumos 
s - coeficiente de segurança 
A - área da seção transversal do prumo 
 
Outra forma de cálculo para o dimensionamento dos prumos verticais é a seguinte: 
 
Esforços atuantes: q 
 
 
 L 
 
 
 
 q.L/2 
 
Diagrama das solicitações: 
 
 Normais Cortantes Fletores 
 
 q.L/2 + 
 - - 
 q.L2/8 
 - - 
 q.L/2 
 23 
Prumos verticais: 
 
Compressão: F = q.L/2 
 σc = F . => r = F . 
 pi . r2 pi . σc 
 
Considerando o coeficiente de segurança “s” 
 
Diâmetro mínimo: Dmín = s . F . 
 pi/4 . σc 
 
Considerando que, empíricamente, para não haver flambagem na madeira seu comprimento 
não deveráser superior a 12 vezes o diâmetro tem-se: 
 
Lmáx = 12 . Dprumo 
 
A expressão que nos indica a carga máxima para ocorrer flambagem é: 
 
Pf = E . I . (pi/h)2 
Onde: 
E - módulo de elasticidade 
I - momento de inércia 
H - altura do prumo 
 
Quando a carga atuante sobre o prumo for menor que a carga máxima admitida não ocorre 
flambagem e o dimensionamento do diâmetro do prumo está correta. 
 
Outra maneira de efetuar o cálculo para flambagem é levando em consideração o 
coeficiente de esbeltez do prumo (λ). Para isso supõem-se que, de acordo com a resistência 
dos materiais, o coeficiente de esbeltez da peça seja inferior ao coeficiente de esbeltez 
limite, ou seja: 
 
λ < λlim λlim = 100 para a madeira 
 
Neste caso resolve-se o problema através de fórmulas empíricas, como a Tetmajer: 
Pcr = A . (κ1 - κ2 . λ) 
Onde: 
Pcr - carga crítica de flambagem 
κ1, κ2 - constantes características do material 
 
O coeficiente de esbeltez da peça é obtido da seguinte forma: 
 
λ = Lfl . 
 ρmín 
Onde: 
 24 
Lfl - comprimento de flambagem, para prumos bi-apoiados = altura do prumo (h) 
ρmín - raio de giração mínimo que, para peças de seção = R/2 
 
Para a madeira, os coeficientes κ1 e κ2 valem respectivamente: 293 e 1,94. 
 
Para obtenção do diâmetro do prumo, volta-se à expressão de Tetmajer, resolvendo essa 
equação em “R” uma vez que todos os outros parâmetros envolvidos são conhecidos. 
 
A seguir testa-se a validade da aplicação da fórmula de Tetmajer verificando se: 
 
λ = Lfl / (R/2) < λlim = 100 
 
Se λ > λlim, o diâmetro será obtido a partir da aplicação da fórmula de Euler: 
 
Pcr = pi2 . E . Jmín 
 (Lfl )2 
Onde: 
E - módulo de elasticidade do material 
Jmín - momento de inércia axial 
 
Se λ < 1,5 teremos ruptura por compressão simples antes que ocorra flambagem e a 
fórmula para cálculo do diâmetro do prumo é: 
 
Pcr = Prup = σrup . A 
 
Para o dimensionamento das vigas, verifica-se sua resistência ao momento fletor. Para 
vigas bi-apoiadas, com carga uniformemente distribuída, teremos: 
 
Mmáx = 1/8 . q . L2 
 
O diâmetro das vigas é calculado pela expressão: 
 
Mmáx . R = σf . I 
Onde: 
σf - resistência à flexão simples 
I - momento de inércia 
 
Para o caso de perfis metálicos calcula-se seu módulo de resistência à flexão, “W”, por: 
 
W = s . Mmáx 
 σL 
Onde: 
S - coeficiente de segurança 
σL - tensão limite para o aço 
 
 25 
Calculando-se “W”, seleciona-se um perfil que apresente um valor de “W” próximo ao 
calculado, em tabelas apropriadas. 
 
Considerações gerais sobre escoramento com madeira: 
 
 
Para o dimensionamento correto dos prumos em escoramentos de minas subterrâneas 
devemos levar em consideração dois aspectos básicos: 
- possível ruptura por compressão simples 
- possível ruptura por flambagem 
 
Confirmando-se a aplicabilidade da fórmula de Tetmajer (flambagem não elástica), uma 
vez que o coeficiente de esbeltez da peça (prumo) situa-se dentro dos parâmetros de 
validade da referida fórmula (1,5 < λ < λlim = 100, madeira), calcula-se o diâmetro mínimo 
do prumo e após o coeficiente de segurança, comparando-se esse com os requisitos do 
projeto. 
 
Através da fórmula de Tetmajer recalcula-se o diâmetro dos prumos para que esteja 
satisfeita a condição de projeto em termos de coeficiente de segurança, respeitando a 
condição empírica, segundo a qual, para evitar flambagem nos prumos a altura máxima é da 
ordem de 12 vezes o diâmetro calculado. 
 
Para selecionar corretamente os materiais a serem empregados em um escoramento, é 
necessário conhecer as características geomecânicas do jazimento, a função desempenhada 
pela galeria, sua vida útil, bem como aplicar de forma conveniente o binômio 
“ECONOMIA e SEGURANÇA”. 
 
Uma vez escolhido o escoramento em madeira algumas considerações são necessárias: 
- é necessário dispor de quantidade suficiente de madeira para eventuais contratempos. 
Deve-se dispor de um parque de armazenamento onde a madeira fique resguardada da 
chuva ou do excesso de sol. O armazenamento é feito colocando-se a madeira de pé ou 
apoiada em cavaletes, evitando seu contato com o solo. 
- Deve-se preencher os espaços vazios entre o escoramento e as paredes da galeria, bem 
como entre o escoramento e o teto colocando-se madeiramento disposto 
longitudinalmente no lado externo do escoramento. 
- Deve-se impregnar a madeira com agentes químicos (fungicidas) visando impedir seu 
apodrecimento prematuro (que ocorre principalmente em ambientes úmidos e escuros). 
- Afim de garantir um emprego correto da madeira, deve-se adaptar suas dimensões às 
condições de explotação. 
- Em um escoramento bem dimensionado pode-se romper de 5 a 10% das escoras 
colocadas, valor esse confirmado em observações de campo. 
 
Escoramentos especiais: 
 
Macacos de teto do tipo comum de fricção: 
 
 26 
A força de união entre as duas partes principais do prumo metálico é a soma das forças de 
atrito entre as peças superiores (punção) e a peça de fecho por um lado e entre a peça 
superior e a cunha do outro. O corpo superior desliza com relação ao corpo inferior, 
chegando a afundar (ceder) neste quando a pressão do teto (P) ultrapassa as forças de atrito. 
As forças de atrito são o produto da força de aperto, normal ao corpo inferior, pelo 
coeficiente de atrito “f” entre as superfícies de contato (= 2.P.f). Como o valor de “f” para o 
aço é de 1/3, o deslizamento se produzirá para uma carga C = 2/3 . P 
Sendo F a força de aperto teremos: F = P . [tgϕ + tg(α + ϕ)] onde tgϕ = f e α = ângulo das 
cunhas. Na prática as cunhas dos macacos de teto possuem α entre 8 e 12o, o que facilita o 
ajuste e melhora a resistência do prumo metálico. A carga no prumo metálico aumenta a 
medida que desliza o corpo superior no inferior. O contrário acontece com o prumo de 
madeira que rompe logo que for ultrapassada a carga de ruptura. 
Um prumo metálico que resiste a 70 t/m2 e está a 700 m de profundidade, é pressionado 
pelo maciço com uma carga de 700 . 1 m2 . 2,5 t/m3 = 1.750 ton. Se 1.750 ton são 100%, 70 
ton correspondem a 4% da carga total do teto. O restante é transferido para o maciço cujo 
momento de inércia suporta as pressões exercidas. Normalmente a pressão do teto é 
transmitida a uma barra metálica de 1,25 m de comprimento (média) que por sua vez 
transmite a pressão do teto à cabeça do prumo metálico. 
Os prumos de teto de fricção sofrem um pequeno aperto no teto contra as barras metálicas. 
Após o ajuste inicial o teto é que vai trabalhando e dando o aperto gradual. Normalmente os 
macacos de fricção são de fácil manejo e pesam entre 40 e 60 kg. Permitem uma grande 
segurança de operação, aumentando o rendimento da mina e economizando muita madeira 
transportada visto que os prumos permanecem junto às frentes e só sobem 1 ou 2 vezes por 
ano para pequenos reparos. As perdas de prumo são próximas a 2% ao ano e em alguns 
casos raros ultrapassam 5% ao ano. 
 
Macacos hidráulicos de teto 
 
É um tipo mais aperfeiçoado que o anterior cujo comando pode ser manual ou através de 
uma central de bombeamento na frente, usando líquido comprimido contendo óleo ou 
emulsão, com água em pequena quantidade (0,5 a 5%) e líquidos anti-corrosivos. 
 
A vantagem sobre o sistema de fricção é serem de sistema fechado com ventil de pressão, 
robustos e onde a pressão inicial (10 a 20 ton) já é dada no momento de assentamento, não 
permitindo assim que o teto trabalhe. São mais robustos e suportam pressões de 40 à 70 
ton/m2. O seu custo é 2 a 3 vexes maior que o de fricção sendo maiores os custos de 
manutenção e necessita operários mais especializados. 
 
Macacos de teto automovíveis (“self advancing”) 
 
 27 
São macacos inteiramente automovíveis que trabalham num só conjuntode 3 a 4 fileiras de 
prumos tipo hidráulicos. Podem trabalhar num só conjunto de 4, 6 e até 8 unidades 
sincronizadas. Trabalham com o auxílio de uma central de bombeamento com água ou 
emulsão, 1 a 2 % de óleo e a adição de líquido anti-corrosivo a 230 kg/cm2. O avanço se 
faz sincronizado com o deslocamento do maquinário de operação na frente como um todo, 
obtendo-se economia de mão-de-obra e aumento de rendimento e de segurança nas 
operações na frente. O conjunto (couraça) desliza e caminha perpendicularmente à face, 
avançando, abaixando ou alongando as hastes hidráulicas componentes de cada conjunto e 
empurrando o maquinário todo para frente com uma pressão de serviço determinada. Esse 
conjunto encouraçado ao se deslocar vai deixando caído o teto logo atrás da última fileira 
de prumos. Suportam enormes pressões reguladas através de manômetros ultrapassando às 
vezes 80 ton/m2. São de custo elevado, exigindo alta manutenção e operários bastante 
especializados. São utilizados normalmente em minas de grande produção e altos 
rendimentos principalmente em países de alto custo de mão-de-obra ou escassez da mesma. 
 
Perfis metálicos fixos e arcos metálicos de desenho especial 
 
Esses perfis são empregados no subsolo face à sua alta resistência e capacidade de suportar 
as tensões e compressões exercidas pelas galerias. São normalmente usados perfis rígidos 
robustos tipo I, duplo T, trilhos recozidos e outros tipos com sistema articulado. 
 
Em galerias com pressões maiores, galerias de longa duração e “longwalls” de 
avançamento, onde a curva de pressões exerce na frente e na retaguarda por determinados 
períodos de tempo, são necessários perfis especiais de alto coeficiente de alongação, que 
permitem que o teto trabalhe sem fechar a galeria. Em geral trabalham com as coletas por 
fricção que são fortemente apertadas entre si pôr chaves e reforçadas com grampos e 
parafusos (braçadeiras). Esses perfis só se deslocam e deslizam mediante enormes pressões 
do teto e paredes, permitindo que o sistema trabalhe em conjunto com diminuição da seção 
da galeria, sem fechá-la, até que se acomodem e cessem às pressões normais do maciço. 
 
O enchimento em cima dos perfis pode ser feito com madeira, placas de concreto, telas 
metálicas, perfis, etc. No Brasil o uso é proibitivo face ao seu elevado custo e necessidade 
de importação. 
 
Parafusos de teto 
 
Existem hoje vários tipos de tirantes com características próprias e resistências diversas, 
indicados para diversos tipos de rocha. Antigamente era utilizado um tipo que empregava 
uma cunha, que pôr impacto no fundo do furo e ainda pôr efeito do avanço do passo das 
roscas do parafuso, comprimia às laterais de aço ou de bronze fortemente contra as paredes 
do furo de broca executado. Hoje, emprega-se um tipo de cone que, após, se abre e é preso, 
podendo ser usado com ou sem resina de pega rápida ou cimento. 
 
Em tetos fissurados ou folhelhos compactos são usados parafusos de teto com emprego de 
resinas especiais de pega rápida (5 a 10 minutos). Estão tendo aplicação cada vez maior 
 28 
favorecendo a sustentação das rochas do teto e paredes de galerias, diminuindo ou 
eliminando as elevadas despesas com suportes caros de madeira que atrapalham e obstruem 
a passagem nas galerias. 
 
Os parafusos de teto de 5/8”de diâmetro e 
coquilha de 32 mm resistem, em aço 
comum, à carga de ruptura de 7,51 ton e em 
aço especial a 13,625 ton. 
 
Para cargas dinâmicas é necessária aplicar 
1/5 (20%) da carga de ruptura. 
 
 
 
Ancoragem em rocha firme 
 
Os parafusos de teto trabalham ou pelo regime de compressão de várias vigas de menor 
seção ou então por compressão da rocha de contorno arciforme contra o maciço rochoso 
inalterado. Para tetos mais moles a inclinação dos parafusos deve ser maior. Em tetos de 
folhelhos muito moles e fraturados (Minas de Charqueadas – RS) os parafusos de teto são 
de aplicação duvidosa. 
 
Reenchimento hidráulico ou pneumático 
 
Usam-se os materiais constituídos de refugos de pedra de mina, de lavadores e escórias de 
alto forno. 
 
O reenchimento pneumático emprega ar comprimido para transportar o material britado em 
pequenos fragmentos à úmido através da máquina, usando telas de papel armado ou telas 
metálicas para sustentar o material logo atrás da última linha de macacos de teto. 
 
No reenchimento hidráulico uma máquina hidráulica lança o material com 50% de água em 
mistura (bomba de lamas especial) da face, através de telas armadas contra a última fila de 
escoramento metálico, afim de evitar que o material sólido reflua, formando uma 
verdadeira barragem. A água decanta e o material sólido permanece através das barragens 
sofrendo a compactação gradual do teto. 
 
 
DESMONTE À EXPLOSIVO E DESMONTE MECÂNICO 
 
 
Desmonte à explosivo: 
Arenito ou 
folhelho 
carvão 
 29 
Embora o desmonte mecânico tenha evoluído muito nas últimas décadas, dando melhores 
produtividades e custos de produção inferiores, o desmonte à explosivo é uma opção para 
rochas mais duras e resistentes. A mecanização depende não só da tecnologia possível mas 
também das características do jazimento. O que interessa é que o trabalho seja o mais 
econômico possível dentro das normas de segurança. 
 
As rochas de baixa resistência possuem capacidade de autosustentação pequena 
necessitando de escoramento logo após de aberta a escavação. Quanto melhor for o teto, 
mais favorecido fica o emprego de explosivos pois as explosões afetam a estabilidade das 
rochas do teto originando condições inseguras nas frentes e criando riscos de acidentes 
graves devido à queda de pedras. Na prática a resistência de uma rocha freqüentemente não 
coincide com sua estabilidade. Rochas resistentes podem ser instáveis (arenito muito 
fraturado) e outra estável pode não ser resistente. 
 
O desmonte propriamente dito tem uma fase prévia de preparação e uma posterior de 
reorganização da frente, operações essas executadas de forma cíclica: 
 
PREPARAÇÃO DO DESMONTE => DESMONTE À EXPLOSIVO => 
REORGANIZAÇÃO DA FRENTE 
 
- rafa - detonação - ventilação da frente 
- furação - carregamento do minério/rocha 
- carregamento dos furos - transporte 
 - escoramento das escavações 
 - amostragem 
 
Algumas operações podem não ser encontradas em determinadas minas como pôr exemplo 
a rafa, escolha manual de pedras, carregamento direto no local de desmonte e escoramento. 
 
No caso de tetos instáveis, a falta de escoramento rápido da escavação, o uso incorreto do 
explosivo, furação mal executada ou falta de limpeza rápida podem ocasionar o prejuízo do 
rendimento da frente. A furação para fins de dinamitação é uma operação muito importante 
no ciclo de desmonte à explosivo; baixos rendimentos na furação significam atrasar as 
operações subseqüentes e prejuízos à produção. 
 
Perfuratrizes: 
 
As perfuratrizes a percussão usadas para fazer a furação podem ser classificadas em 
manuais e montadas sobre colunas. 
 
A “jacklag” (martelete) possui um cilindro telescópico estendido a ar comprimido. A 
aplicação normal é a furação de furos inclinados até 45o com a horizontal. Algumas são 
autoretráteis com diâmetros de furos usuais entre 1 ¼” até 2”e comprimentos em torno de 
2,5 m. 
 
Os “stopers” são usados para furação vertical ou sub-vertical (entre 45 e 90o) e é uma 
perfuratriz percussiva rigidamente montada sobre um cilindro pneumático. São mais 
 30 
vantajosas em “raises” ou subidas e em áreas onde o espaço é limitado. Podemos encontrá-
las em minas de carvão que usam parafusos de teto. O comprimento das brocas geralmente 
é pequeno (0,5 a 1,5 m). Os custos operacionais do “stoper” são normalmente mais altos 
que os da “jacklag” devido às freqüentes trocas de brocas e difíceis condições operacionais.O diâmetro dos furos varia entre 6 e 8 cm. 
 
As “sinkers” são perfuratrizes manuais usadas para furação descendente de pequeno 
diâmetro. O peso geralmente é maior que as outras perfuratrizes pois ele é usado para dar 
parte do empuxo sobre a broca. 
 
As “drifters” são perfuratrizes pesadas, percussivas ou rotopercussivas, usualmente 
montadas sobre colunas ou bases móveis. A montagem sobre colunas é a mais usual em 
pequenas minas com problemas de espaço. A furação é bem mais rápida mas a perda de 
tempo com a montagem das colunas pode eliminar essa vantagem. São máquinas 
destinadas fundamentalmente a trabalhar com montagem e furos próximos da horizontal. 
Consumo de ar: 140 à 250 cfm a 90 psi 
 
Diâmetro do furo e número de furos: 
 
Existe uma relação geomatemática entre a área da seção e o número de furos a serem 
executados e também entre o número de furos e o diâmetro deles. Quanto maior for a área 
da seção, maior deve ser o número de furos para o mesmo diâmetro de furação; 
aumentando-se o diâmetro do furo, diminui-se o número de furos necessários. Partindo da 
constatação de empregarmos cartuchos de 25 mm, pode-se reduzir de 30 a 40% o número 
de furos se empregarmos cartuchos de 30 mm. Além disso o tempo empregado nas 
operações de carregar os furos diminui na mesma proporção. 
 
A maioria dos compressores para minas subterrâneas localiza-se em superfície e a furação é 
executada a distâncias variáveis da fonte de ar, devendo-se considerar a perda de pressão 
devido ao atrito nas canalizações, curvas e válvulas. Essa perda deve ser minimizada 
usando-se uma canalização com diâmetro adequado para a vazão exigida na frente. A 
pressão de trabalho deve estar situada entre 80 e 100 psi. Trabalhar com pressão inferior 
baixa a rotação e o rendimento da perfuratriz. Em pressões maiores, há elevação da 
velocidade, acentuado desgaste das peças e menor rendimento energético. O consumo de ar 
também aumenta com a altitude. 
 
Os lubrificadores de linha proporcionam automáticamente um suprimento uniforme de óleo 
atomizado na mangueira de ar da perfuratriz e são instalados a 1,2 a 3 m da perfuratriz. A 
capacidade geralmente permite trabalhar pelo menos 1 turno inteiro, uma vez que o 
lubrificador esteja ajustado ao fluxo necessário. 
 
Perfuratrizes elétricas para minério de baixa resistência 
 
Na furação em minas de carvão se usa uma perfuratriz manual, elétrica, com brocas 
helicoidais (tipo Auger) e bits especiais. É um equipamento leve (5 a 10 kg) com potências 
baixas. O bit é removível e evacua a poeira. As brocas helicoidais são fornecidas com 
comprimento entre 0,6 e 1,8 m. A retirada da poeira de furação se faz a seco, os detritos 
 31 
caem na saída do bit sem produzir nuvens de poeira. A afiação é muito importante do ponto 
de vista do rendimento e também dos custos de material. Em carvão as brocas podem 
agüentar umas 20 reafiações e furar um total de 1.000 m. No carvão a velocidade de 
furação é da ordem de 2 a 3 m/min. 
 
Desmonte mecânico 
 
O desmonte mecânico tende cada vez mais a suplantar o desmonte a explosivo, 
essencialmente por razões de produtividade, pela melhoria nas condições de trabalho e 
segurança, suprimindo a operação de perfuração, relativamente demorada e que exige 
pessoal experiente. 
 
Os limites do desmonte mecânico se referem as rochas excessivamente duras e abrasivas. 
 
Há dois tipos de máquinas de desmonte mecânico encontradas nas modernas frentes largas 
(“longwall”): a cortadeira de tambor (“shearer”) e a plaina (“plow”). 
 
Cortadeira de tambor (“shearer”): 
 
A cortadeira de tambor é de uso mais generalizado porque possui uma aplicabilidade mais 
ampla. Desmonta rochas com dureza de até 500 bar com espessuras de 1,5 à 3,5 m. A cada 
passe que a “shearer” dá na frente ela corta uma fatia de cerca de 70 cm, geralmente 
pegando toda a altura da camada. Sua velocidade máxima de corte pode chegar a 6 m/min, 
com uma velocidade efetiva média de 2 m/min, dependendo da resistência da rocha. A 
cortadeira pode ser de tambor simples ou duplo. A vantagem das cortadeiras de tambor 
duplo é que cortam nos dois sentidos da frente, o que evita dela andar em vazio. A 
importância desse equipamento decorre de sua alta capacidade de produção de forma 
contínua. As produções médias obtidas em geral estão entre 500 e 1.000 ton/turno de 8 h. 
Os “bits” encaixados nos tambores executam o desmonte e seu consumo varia de acordo 
com a dureza e abrasividade da rocha a desmontar. Há dois tipos fundamentais: tipo lápis e 
tipo faca. “Bits” gastos precisam ser trocados afim de não forçar a máquina. A diminuição 
da velocidade de rotação do tambor cortador é benéfica pois permite diminuir bastante as 
vibrações da máquina e melhorar o rendimento. A operação é feita com 2 homens, 1 no 
tambor dianteiro e outro no traseiro (inferior da camada). 
 
Plaina (“plow”): 
 
 A plaina é um equipamento de desmonte mecânico usada em carvões de resistência muito 
baixa ou submetidos a grandes pressões em profundidade, em camadas de espessura 
inferior a 1,5 m. Colocar uma plaina para desmontar carvão duro, camadas com 
intercalação de estéril duras ou com espessura acima de 1,6 m é correr o risco de prejuízo. 
A evolução tecnológica poderá tornar a plaina aplicável para espessuras maiores que 1,5 
m. Da mesma maneira que a “shearer”, as plainas trabalham com escoamento simultâneo 
do material desmontado. As plainas empregam um conjunto estático de “bits”, ao contrário 
das “shearer” que são dotadas de tambores em rotação. Outra diferença é que as plainas são 
comandadas à distância, de uma das extremidades da frente, ao passo que os operadores da 
“shearer” acompanham a máquina. 
 32 
Desmonte mecânico de galerias: 
 
São utilizadas máquinas de abertura de galerias (MAG’s) de dois tipos: ataque pontual 
(Alpine, Dosco) e ataque integral (Marietta, Heliminier). 
 
As máquinas de ataque integral são aplicáveis a galerias de seção retangular e com teto 
capaz de auto-sustentar pelo menos um avanço de 1,5 m. 
 
As máquinas de ataque pontual podem ser usadas tanto em galerias de seção retangular 
como circular. 
 
O desmonte pode ser feito de modos diferentes: se as rochas são brandas, o corte circular 
completo no sentido anti-horário pode ser o modo mais rápido. Outra forma é fazer cortes 
horizontais sucessivos até abater toda a seção. 
 
Deve-se ter cuidado para não trabalhar com “bits” gastos ou quebrados. Os mesmos podem 
ser reafiados várias vezes otimizando o seu consumo. Outro cuidado: perda dos “bits”; além 
do valor material eles podem causar danos na planta de beneficiamento e por isso são 
usados detectores de metal. 
 
O combate à poeira é feito por meio de “sprays” localizados na cabeça cortante da máquina. 
 
A vazão é da ordem de 50 ton/h. 
 
Rafadeiras: 
 
O desmonte à explosivo pode ser precedido por uma operação chamada de rafa que consiste 
em fazer um corte, geralmente horizontal, na base da camada de carvão, criando-se uma 
face livre a mais para facilitar o desmonte e economizar explosivo. O corte aberto tem 
aproximadamente 15 cm de altura e 1,2 à 2 m de profundidade ao longo de toda a frente ou 
galeria. 
 
Esse equipamento possui um corpo retangular longo em cuja extremidade é fixada uma 
barra cortadeira, que é fixada em ângulo reto durante a operação. Sua movimentação de um 
extremo a outro da frente se faz com a tração por cabo preso numa das extremidades. Sua 
velocidade é bastante baixa o que retarda o desmonte. 
 
A finalidade básica é criar mais uma face livre, economizar explosivos e melhorar a 
granulometria do carvão. 
 
O corte tem 15 a 17 cm de altura, profundidade normalmente igual à profundidade dos 
furos e velocidade da corrente entre 180 à 330 m/min (facilita a retirada de poeira. 
 
O uso de máquinas mecânicas no desmonte de carvãodetermina um aumento significativo 
na proporção de finos cujo consumo pode ser problemático pois incorporam muita água 
devido à maior superfície de contato. O ideal é consumir esses finos na boca da mina ou 
fazer a aglomeração dos mesmos. 
 33 
 
ABERTURA RÁPIDA DE GALERIAS 
 
A necessidade de abrir galerias com a maior rapidez possível é cada vez mais premente. 
Novas frentes tem que ser preparadas para equipamentos de alto investimento e elevada 
capacidade de produção. Caso não houver sido concluída a preparação de uma nova frente 
ou bloco, o equipamento fica parado e a produção cai drásticamente. 
 
A tendência a se minerar cada vez mais em subsolo se deve ao esgotamento das reservas à 
céu aberto e introdução de novas técnicas de mineração subterrânea. 
 
A simples disponibilidade de uma MAG não significa uma alta taxa de avanço. O fato das 
velocidades de avanço em galerias horizontais passarem de 1 a 2 m/dia para valores dez 
vezes superiores, exige a introdução de novas atitudes de trabalho. Envolve o desmonte 
mecânico, limpeza da frente (escoamento do material desmontado), escoramento do teto, 
suprimento de materiais e ventilação. 
 
Com o aumento das velocidades de avanço torna-se mais necessário se fazer o 
reconhecimento geológico das formações atravessadas afim de caracterizar a distâncias de 
até 100 m à frente, detectando falhas, zonas perturbadas, litologias encontradas e condições 
hidrogeológicas dos terrenos à frente. Outro aspecto fundamental consiste em sistematizar 
as rochas em classificações com aplicação direta nos trabalhos de engenharia que serve 
para o projeto dos trabalhos de escavação, pois facilita a missão de adaptar a tecnologia às 
rochas atravessadas. 
 
Nas rochas sedimentares as técnicas de avanço rápido de galerias possuem maiores 
possibilidades de mecanização do que em rochas eruptivas e duras. Em regra, as máquinas 
são providas de braços para o carregamento das rochas desmontadas de forma que 
promovem trabalho contínuo. No caso de galerias com seção circular, a altura de escavação 
geralmente é superior à camada de carvão. Isso significa que o estéril do teto é misturado 
com o minério, baixando a qualidade do ROM. Quando as rochas do teto são resistentes e 
abrasivas, é interessante abrir galerias de seção retangular. 
 
O método de avanço com desmonte a explosivos, para se adaptar a elevadas velocidades de 
avanço, deve prever a realização de 3 a 4 pegas de fogo por dia. As operações fundamentais 
são: furação, carregamento dos furos, detonação, ventilação, limpeza da frente, 
escoramento e montagem das vias férreas provisórias. No caso de abertura com máquinas 
as operações de furação, carregamento e ventilação são eliminadas sendo substituídas pela 
operação de corte. 
 
Distribuição do tempo disponível típico das MAG´s: 
 
- Escoramento: 40% 
- Corte de rocha: 30% 
- Serviços auxiliares: 12% 
- Enchimento do teto: 10% 
- Manutenção eletromecânica: 8% 
 34 
O material desmontado pelas máquinas pode ser constituído de estéril ou carvão. As 
máquinas possuem braços que desviam e recolhem o material da frente, passa para um 
sistema de transporte de calhas com pás de arraste central ou envolvente e daí para a parte 
de trás da máquina. Daí em diante há várias alternativas: carros de mina, correia 
transportadora extensível, pequenas carregadeiras combinadas com correia transportadora, 
“shuttle cars”, calhas transportadoras e correias transportadoras. 
 
Escoramento: 
 
Essa operação ocupa grande parte do tempo num turno de trabalho nas frentes de avanço. 
No caso de utilizar-se arcos metálicos essa operação pode ocupar 50% do tempo. Em 
terrenos muito fraturados ou rochas de resistência muito baixa, podem ocorrer caimentos 
porque o domo de pressões se forma imediatamente. 
 
Dois princípios são válidos: 
 
1. Não escorar mais do que o necessário, 
2. Reduzir ao mínimo os tempos que decorrem entre a abertura de um novo trecho de 
galeria e a colocação do escoramento. 
 
Os tempos de manutenção da estabilidade dos terrenos em volta das galerias é tanto menor 
quanto menos resistentes forem as rochas, exigindo simultâneamente tipos de suportes 
mais reforçados e mais próximos. 
 
O espaçamento entre conjuntos de arcos deve ser otimizado em relação ao condicionamento 
geológico da mina. Além dos arcos, é preciso instalar o revestimento que pode ser de tela 
metálica, placas metálicas ou madeira. Os dois primeiros são recomendados para galerias 
permanentes e o último para galerias secundárias. 
 
Sobre a madeira pode-se encher com pedras o espaço vazio. O enchimento sobre o 
escoramento desempenha um importante papel, opondo-se aos primeiros deslocamentos das 
rochas em direção à galeria aberta. 
 
Em galerias de seção retangular utiliza-se um escoramento com prumos e barras de madeira 
ou metálicas, completado com telas metálicas e, em alguns casos, com parafusos de teto 
(tirantes). Normalmente o teto das minas de carvão, se são profundas, exigem muito tempo 
e cuidado, ocupando a maior parte do tempo com o seu controle. 
 
A velocidade de avanço está fortemente ligada ao tipo de escoramento usado e à 
estabilidade das rochas do teto. 
 
Planejamento das operações: 
 
O avanço de uma MAG implica numa série de operações que devem ser executadas 
corretamente. Se formos instalar uma correia transportadora a galeria precisa estar muito 
bem alinhada. O suprimento de materiais é fundamental para o bom andamento dos 
trabalhos. A falta de arcos, de telas, de “bits” ou outro material paralisará os trabalhos e a 
 35 
galeria não poderá ser avançada. Outro aspecto importante é com relação à abertura de 
travessões ligando duas galerias paralelas. As MAG não são recomendadas para abrir 
travessões perpendiculares, exigindo muita manobra e perdendo-se muito tempo, 
prejudicando o avanço das galerias. 
 
Uma solução é espaçar o máximo possível estes travessões, minimizando a distância entre 
galerias, abri-los a fogo e usar pequenas carregadeiras ou calhas para o transporte. Quando 
se usar mineradores contínuos para abrir os travessões, estes devem ser inclinados. 
 
CARREGAMENTO E TRANSPORTE 
 
Freqüentemente o fator determinante para uma mina dar lucro ou prejuízo é o escoamento 
rápido do minério e do estéril das frentes de produção até a superfície. Muito importante 
também é o abastecimento de materiais até as frentes de trabalho de modo que o processo 
de produção não seja interrompido. É através do uso eficiente geralmente de uma 
combinação de carros de mina, correias transportadoras e veículos montados sobre pneus, 
que as operações mineiras subterrâneas tem podido competir com a mineração bem atrativa 
à céu aberto. 
 
O transporte em subsolo apresenta algumas diferenças com relação à superfície: 
- as galerias na mina devem ter dimensões as menores (estabilidade); 
- no subsolo não existe ar em abundância, de modo que não se pode contaminar o 
ambiente com gases tóxicos e fumaça e o transporte por máquinas de combustão interna 
deve ser adaptado para esse particular; 
- é difícil muitas vezes consertar os equipamentos de transporte; 
- na mina a manobra com vagonetas é mais difícil que na superfície e por isso usam-se 
vagonetas e locomotivas que não necessitem ser invertidas, podendo ser acopladas em 
qualquer posição; 
- é desejável concentrar a produção num único nível ou zona da mina, de modo que se 
possa substituir as manobras manuais por transporte mecânico; 
- somente equipamentos fortes e compactos são adequados para esses trabalhos mineiros, 
uma vez que essas máquinas estão sujeitas a choques e devem ter operação simples. 
Mecanismos delicados e complicados não são recomendados em subsolo. 
 
Os aspectos que condicionam a escolha são: produção exigida, tipo de material extraído, 
distânciade transporte, contorno da rede de galerias e condições locais (camada, inclinação, 
etc). O transporte em subsolo deve caracterizar-se pela continuidade operacional, uma vez 
que a velocidade é limitada. 
 
Classificação do transporte subterrâneo: 
 
a) Transporte primário: desempenha a função de coletar as produções nas várias frentes 
existentes: câmaras, galerias de desenvolvimento, “stopes” ou alargamentos, frentes 
largas, etc. Curtas distâncias. 
 
b) Transporte secundário: é o transporte intermediário entre os coletores ou 
transportadores de frente e o transporte principal. Distância média. 
 36 
c) Transporte principal: possuem a capacidade de transporte maior pois se destina ao 
escoamento da produção global da mina. Longas distâncias. 
 
d) Extração: a extração do minério se faz através de poços verticais ou planos inclinados 
usando-se respectivamente o sistema de gaiolas, “skips” ou correias transportadoras. A 
eficiência do transporte no subsolo está condicionada ao bom funcionamento do sistema 
de extração. 
 
O plano inclinado tem maior eficiência porque: 
 
1. pode ser equipado com correia transportadora que proporciona um escoamento contínuo 
da produção, 
2. favorece o acesso do pessoal às frentes através de sistemas de transporte especiais e 
rápidos; 
3. o abastecimento de materiais é feito em melhores condições, principalmente os de 
maior porte; 
4. a manutenção do plano inclinado é menor e mais fácil e eventuais consertos e 
verificações podem ser feitas sem interromper a extração; 
5. possui seção útil maior que os poços verticais e há menos obstruções. 
 
Transporte primário: 
 
Nas frentes de produção, o transporte começa com o desmonte a explosivo que projeto o 
material a curta distância. No caso de desmonte mecânico, o transporte inicial é acoplado 
no próprio equipamento da frente. 
 
a) Calhas de corrente e pás de arrasto (“panzer”) 
 
No caso de frentes largas o transporte na face é feito por “panzers”. Esse é suficientemente 
robusto para resistir aos choques de blocos de minério desmontados a fogo. No caso de 
desmonte mecânico com “shearers” e plainas, estas máquinas se deslocam apoiadas no 
“panzer”. 
 
As partes móveis do “panzer” são duas correntes ligadas entre si pelas pás de arrasto a 
intervalos regulares (+/- 1 m). O minério é conduzido pelas pás de arrasto, que devem ser 
suficientemente resistentes para não dobrarem. Em cada uma de suas extremidades, a pá é 
fixada à corrente por uma ligação (elo falso) que é a parte mais delicada do equipamento 
móvel. Esse elo tem a função de fixar a pá nas correntes, ligar dois elementos ou elos da 
corrente e guiar as partes móveis na calha. 
 
Uma calha compreende: uma chapa sobe a qual desliza o minério e a parte superior da 
equipagem móvel. Sobre a chapa, as bordas laterais que impedem que o minério caia pelos 
lados e que guiam o equipamento móvel e, embaixo da chapa, um espaço livre limitado por 
guias para a passagem das partes móveis no retorno. 
 
Os flancos da calha devem ser lisos no caso de servir de apoio às máquinas de desmonte 
(“longwall”). O conjunto deve ser rigorosamente indeformável e muito robusto. 
 37 
 
O comprimento das calhas de “panzer” é de 1,5 m, que concilia dois limites: calha longa: é 
mais rígida, desgasta menos e é mais barata; calha curta: mais fácil de manusear e permite 
encurtamento. Admite-se que as calhas podem ter um desalinhamento de até 4%. 
 
A cabeça motora se caracteriza pela sua excepcional robustez. A carcaça é monobloco em 
construção soldada. Nos flancos são aparafusados um ou mais redutores. A velocidade do 
motor, a relação de redução do redutor, o número de dentes da engrenagem e o passo da 
corrente determinam a velocidade da equipagem móvel. As cabeças motoras podem se 
montar indiferentemente nas extremidades a montante ou a jusante do “panzer”, ou nas 2 
extremidades simultâneamente. Pode-se instalar de 1 à 4 motores sobre um “panzer”. 
 
Um só transportador pode ser suficiente para uma frente larga de 220 m na horizontal. 
Permite transportar grandes volumes de minério (mais de 250 tph). 
 
No cálculo da potência deve-se tomar em conta os seguintes dados: comprimento do 
transportador, inclinação do terreno, peso da equipagem móvel, vazão necessária, 
coeficientes de atrito, carga dos produtos sobre o transportador. Os cálculos são válidos 
para o “panzer” perfeitamente alinhado, na vertical e horizontal, e que funcione a 
velocidade constante. É prudente adotar um coeficiente de segurança (2 ou 3) tendo em 
conta os picos da produção, atritos anormais e mesmo deficiente ventilação dos motores. 
 
A potência pode ser dividida em 3 componentes: 
 
a) Potência necessária para seu deslocamento vazio: W1 = F1 . v ; F1 = P1 . f1 
 75 
Onde: 
v => (velocidade); 
P1 = > (peso peças móveis); 
f1 => (coeficiente de atrito ferro-ferro) 
 
b) Potência necessária para transporte de minério: W2 = F2 . v ; F2 = P2 . f2 
 75 
Onde: 
P2 => peso minério = Q . L 
 3600 . v 
f2 => coeficiente de atrito ferro-minério 
L => comprimento 
 
c) Potência correspondente ao desnível: W3 = Q . H 
 270 
Onde: 
H => desnível 
Q => vazão de minério, tph 
 
 38 
Exemplo: 
 
Comprimento: 100 m; velocidade: 0,64 m/s; peso partes móveis: 19 kg/m; vazão: 200 tph. 
 
P1 = 2 . 100 m . 19 kg/m = 3.800 kg ; f1 = 0,3 => F1 = 3.800 . 0,3 = 1.140 kg 
 
� W1 = 1.140 . 0,64 / 75 = 9,7 cv 
 
P2 = 200.000 tph . 100 m / 3.600 . 0,64 m/s = 8.700 kg ; f2 = 0,4 => F2 = 8.700 . 0,4 = 3.480 kg 
 
� W2 = 3.480 . 0,64 / 75 = 29,7 cv 
 
� Wt = W1 + W2 = 9,7 + 29,7 = 39,4 cv 
 
No motor, para rendimento de 80%, a potência será: 39,4 / 0,8 = 49,3 => 50 cv, aplicando 
um coeficiente de segurança de 2, teremos: potência = 100 cv. 
 
O grave inconveniente do “panzer” é que consume muita energia uma vez que os atritos são 
de deslizamento e não de rolamento. Além disso esses atritos causam ruídos, desgaste de 
material e formação de finos. Os “panzers” devem ser usados nas frentes de alta produção, 
pois os custos fixos são muito altos. 
 
O avanço dos “panzers” nas frentes de “longwall” mecanizadas é feito pelos macacos de 
teto automovíveis. No caso de não ser mecanizadas, o rechego é feito pelos homens com 
ajuda de ferramentas como a talha. É muito importante manter o “panzer” alinhado. 
 
O “panzer” além do transporte pode auxiliar no transporte de material e servir de apoio para 
a máquina de desmonte mecânico. O “panzer” é utilizável em inclinações de 30o 
descendente ou 15o ascendente. A vazão diminui assim que a inclinação aumenta. Em 
rampa ascendente, a potência disponível limita a vazão. O “panzer” não é utilizável para o 
transporte de minério pulverulento, grudentos ou abrasivos: se o minério é pulverulento, a 
vazão do panzer é pequena; se o minério é colante, há risco de bloquear a equipagem 
móvel. 
 
Ainda nas frentes largas, atuando como intermediário entre o “panzer” da frente e a correia 
transportadora do painél encontramos o repartidor. As correias transportadoras não se 
prestam a receber diretamente uma vazão variável ou de blocos grandes. Daí a idéia de 
intercala entre a frente e a CT um transportador rústico fazendo ao mesmo tempo o papel de 
repartidor. 
 
Para o carregamento várias alternativas são possíveis, além da manual (paleação): 
 
a) Uso de carregadeiras pequenas do tipo Bob Cat, LHD, de descarga lateral: o raio de 
ação da carregadeira é limitado ao comprimento do cabo elétrico