Explotación de Carbón por frentes largos-RIO TURBIO

CENTRO DE CAPACITACIONES TECNOLÓGICAS

Explotación de Carbón por frentes largos – Mina Río Turbio – Argentina

Introducción De todos los métodos que se han empleado en la mina Río Turbio, debemos recordar los siguientes, que hasta hace algunos años han estado vigentes, aunque algunos de ellos están hoy desterrados.El de cámaras y pilares (room and pilars), especialmente en zona de mina 2, 3 y 4 ; manto superior del complejo superior y manto Dorotea del complejo superior. Método “cielo abierto” – Minería de Bordes – en la zona noroeste de Mina 2 y sobre el complejo superior – manto superior, esta experiencia fue practicada por poco tiempo y escaso nivel de producción, no lográndose los resultados esperados. El método de frente largo, arrancado en dirección, hace tiempo se aplica, pero hoy con su mecanización más completa este método de frente corrido se ha impuesto en todos los mantos y se podrá aplicar hasta potencias superiores a las actuales del yacimiento. De los métodos citados solo permanece hoy como realmente práctico y posible el método considerado como arranque en frente corrido, el frente largo mecanizado (longwall), universalmente extendido en capas que como en el yacimiento Río Turbio, lo admiten por su pendiente y regularidad.

Método de explotación de frente largo en dirección (longwall)El método de frente largo en dirección es el más empleado en el mundo, para mantos inclinados de poca a mediana potencia - 4 metros - . Se denomina también frente largo con derrumbe de techo controlado, cuando no se aplica relleno, que es lo más frecuente. Cuando su uso es posible por las condiciones del techo y la pendiente, es el de mejor rendimiento y seguridad. Puede aplicarse hasta en capas de 40 grados de pendiente y hasta se han realizado intentos de aplicarlos en mantos verticales con algunas variantes.Para preparar su explotación se avanzan galerías en carbón, de cabeza y pie, separadas entre sí entre 100 y 300 metros, según la capa. Se enlazan con una apertura en carbón según su línea de máxima pendiente, a partir de la cual se montan los equipos – sostenimiento, arranque y transporte – y se inicia el arranque del frente, arrancando el carbón en franjas paralelas según su máxima pendiente y en toda la potencia de la capa; el hueco que se va formando se controla con el equipo de sostenimiento. Normalmente la entibación divide al hueco en tres calles, la primera de arranque y transporte, a lo largo del frente, la segunda de control y paso del personal de operación, y la tercera de hundimiento del techo; a medida que se abre una nueva calle con el arranque del carbón, se va desentibando la tercera calle para que hunda el techo; el ancho de la calle varía entre 0,6 y 1,50 metros, dependiendo de las características físico mecánicas de la roca del techo para la elección del ancho de corte.El arranque se puede llevar en avance o en retirada y la longitud del frente puede llegar en raros caso hasta 300 – 400 metros. Los sistemas de arranque empleados pueden ser, martillos, cepillos, rozadoras y en algunos casos explosivos. El sostenimiento, además del posteo convencional, se hace con castilletes de madera recuperables, entibación de fricción o hidráulica y sobre todo con entibación auto desplazable en forma de pila o escudos. El arrastre del carbón a lo largo del frente de explotación se hace en casi todos los casos con transportador blindado de rastras – panzer – .

Aplicación de frente largo en la explotación de carbón de la mina Río Turbio En el yacimiento carbonífero Río Turbio podremos diferenciar dos épocas bien marcadas, una por el esfuerzo físico importante, los elevados riesgos con frecuentes y reiterados accidentes graves, impuesta por el método de explotación empleado, frentes largos en avance o retroceso con entibación de vigas y puntales.La segunda etapa y más reciente, está dada por la incorporación de equipamiento para la explotación, modernos y de una tecnología, aún hoy en día, de lo mejor en el mercado mundial.En la práctica está tecnología esta básicamente dada por la entibación marchante que nos proporciona una mayor seguridad y eficiencia en el trabajo, al igual que el equipamiento de arranque y transporte.

Operación de preparación de un frente largoEl laboreo minero para la instalación de un frente largo consiste en realizar galerías secundarias, tal cual vimos en preparación secundaria, paralelas y en carbón, separadas una de la otra una distancia entre 150 a 250 metros, dependiendo de la capacidad de arrastre del equipo de evacuación y de la disposición geométrica del paño de explotación, con una longitud de 1000 metros y unidas en el fondo

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por una labor denominada “apertura”, que servirá de alojamiento del equipo de explotación, ver figuras siguientes.

La galería de pie o inferior se inician desde los chiflones o paralelos por donde circula aire fresco de la red troncal de ventilación, mientras que la galería de cabeza o superior se conectará al chiflón o paralelo por el cual circula el retorno de la mina o sea aire viciado, estableciéndose, una vez unidas las galerías a través de la apertura, el circuito de ventilación del frente.Una vez conectadas las galerías, superior e inferior, a través de la “apertura”, y establecido el circuito de ventilación, se inician las tareas para realizar el ensanche de apertura. Ambas labores, apertura y ensanche se pueden realizar con los métodos convencionales, perforación, carga y voladura o bien con máquinas tuneleras, ambas quedarán entibadas o sostenidas con vigas lisas o long-bar, para mayor seguridad, y puntales hidráulicos, con su correspondiente enmaderado con tablones y postes. 18


La apertura, en principio, se realiza en una sección menor a la final, con el objeto de establecer el circuito de ventilación y permitir montar el equipo de extracción – panzer o transportador de rastra – a lo largo del frente, el cual completará el circuito de evacuación del material de producción del frente largo junto al repartidor y la cinta transportadora montados sobre la galería inferior del panel de explotación. De manera tal, que la operación de ensanche de apertura podrá evacuar su material producido a través de este circuito establecido. La sección final de apertura – ensanche deberá ser tal de manera de permitir el montaje del equipamiento del frente largo, equipos de sostenimiento, arranque y extracción. El esquema de la figura siguiente nos nuestra la situación planteada.

Montaje del equipamiento de explotación

Tal como lo describiéramos al momento de terminar la apertura del frente largo, quedará montado el transportador de rastra – panzer – que tendrá por función evacuar el material arrancado del frente – carbón – y llevarlo al circuito de evacuación del frente instalado sobre la galería de pie. Para completar el equipamiento del frente largo se instalarán los equipos marchantes, que tendrán por misión soportar la estructura del techo del taller de explotación y finalmente se instalará el equipo de corte de carbón – rozadora -, este equipo irá montado sobre el panzer que le servirá de guiadera para su movimiento, tiene accionamiento propio a través de motores electro hidráulicos. Conjuntamente con la instalación de un transportador de rastra de menor dimensión y mayor capacidad de transporte y una cinta transportadora de 1000 mm de ancho, además de los equipos de suministro de energía eléctrica e hidráulica, quedará montado el frente largo y listo para la operación de producción.

Operaciones de producción Sistema de Corte

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En la explotación de los frentes largos se utilizan como elementos de corte mecanizado del carbón dos tipos de equipos, rozadoras o cepillos, estos últimos que fueron utilizados en el yacimiento, hoy no lo son. Las rozadoras, son equipos electro hidráulicos, de movilidad propia, con dos órganos de corte montados sobre brazos semimóviles y consisten en dos ruedas giratorias provistas de picas de corte y desgarre del material. Las características técnicas y sus capacidades y dimensiones dependen de las características del manto a cortar. Ver imágenes y características al final del módulo.La rozadora corta el carbón a lo largo de todo el frente de explotación, lo que se denomina un “pasillo”. A los efectos de permitir al equipo realizar el corte de un pasillo, la máquina debe introducirse dentro del manto de carbón, para ello se realiza una operación con la máquina que se denomina “doble cuña” en ambos extremos del frente largo.En el esquema de la figura siguiente se puede observar el comienzo de un ciclo de corte, iniciando la rozadora la primera cuña, de una longitud aproximada a los 20 metros, continua luego con la segunda cuña, en retroceso, para finalmente quedar introducida la máquina dentro del manto de carbón e iniciar así un nuevo corte.

Equipos de evacuación del CarbónPara el transporte de carbón producido en el frente largo, como ya dijimos anteriormente, se emplean transportadores de rastra – panzer – y cintas transportadoras de banda.Los transportadores de rastra están ubicados, uno en el frente largo – panzer – cuya longitud cubre todo el frente largo, otro ubicado sobre la galería inferior o de evacuación – repartidor – que recibe la carga proveniente del frente largo y la distribuye o reparte sobre una cinta transportadora de banda que completa el sistema de evacuación del frente largo. Este último equipo –repartidor– es de una longitud menor al anterior – panzer – y de una capacidad de transporte mayor.

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Debe observarse que el sistema de evacuación está dispuesto de manera tal que la capacidad de transporte de los equipos se va incrementando a medida que se aleja del centro de producción, efecto “cascada”, esto con el objeto de no ver saturada la capacidad de transporte ante una posible sobrecarga de los mismos. Veamos un ejemplo, con las capacidades nominales de rendimientos de los equipos de producción.

Rendimiento en producción de un frente largoTal como fuera descripto anteriormente, el frente avanzará a medida que la máquina rozadora vaya produciendo los cortes sobre el manto, hasta terminar las reservas planificadas para cada frente largo. En la medida que la rozadora avanza, por pasillo, también se correrán todos los equipos allí instalados, panzer y marchantes. Estos últimos en la medida que descubren el techo del frente se producirá el desprendimiento del mismo por detrás de la entibación, constituyendo lo que se denomina “avance con derrumbe de techo controlado”.Imaginando una determinada dimensión del frente largo, podremos calcular sus reservas totales a explotar y también la producción por cada pasillo o corte completo realizado por la rozadora. Con estos datos y algunos otros podremos calcular la producción diaria y mensual esperada a los efectos de la planificación anual de la mina.

Dimensiones del frente largo:

Longitud de paño : 900 metros Longitud de frente : 180 metros Potencia de manto : 1,80 metros Peso especifico del material arrancado : 1,6 ton/m3

Ancho de corte por pasillo : 0,6 metros

Reservas del frente largo 21


Reservas cubicadas del frente largo : 900 m. x 180 m. x 1,80 m. x 1,60 ton/m. = 414720 ton

Reservas cubicadas por pasillos : 180 m. x 1,80 m. x 1,60 ton/m. x 0,60 m. = 311,04 ton

Asumiendo los siguientes valores, podremos calcular producción diaria – mensual y anual :

Días trabajos por mes : 20 Pasillos por turno : 2 Turnos por día : 4 Turnos por mes : 80 Turnos de producción por mes : 68 Turnos de mantenimiento por mes : 12

Producción por turno : 311,04 ton/pasillo x 2 pasillos /turno = 622,08 ton/turno

Producción por día : 622,08 ton/turno x 4 turnos/día = 2488,32 ton/día (máxima)

Producción por mes : 622,08 ton/turno x 68 turnos/mes = 42301,44 ton/mes

Prod. anual por frente largo : 42301,44 ton/mes x 12 meses/año = 507617,20 ton/año

Con estos datos y a los efectos de preparar la planificación anual, se podrán determinar:

Producción anual requerida. Cantidad de frentes largos requerido en producción. Cantidad de frentes largos requeridos en preparación. Cantidad en metros de construcción de galerías secundarias. Cantidad en metros de construcción de galerías principales. Determinación de provisión de Insumos, materiales y repuesto. Destrucción y de determinación de mano de obra. Etc.

Desmontaje de un frente largoA medida que el frente largo se aproxima a su progresiva final de explotación, es decir al límite de explotación planificado, y fijado por el pilar de protección de seguridad correspondiente, se inician las tareas de preparación del frente largo para su desmontaje. A unos 15 metros antes de alcanzar su progresiva final deberá comenzarse con la toma de altura del frente, aún a costa de cortar piso, de manera de tener la máxima amplitud de apertura del marchante al momento de alcanzar la progresiva final, esto nos permitirá tener mejores condiciones de trabajo para el desmontaje y evacuación del equipamiento.También se deberá cuidar la alineación del frente largo, a los efectos de tener una línea de evacuación lo más recta y plana posible, puesto que los equipos deberán transportarse sobre planchas o chatones montados sobre vías.El siguiente esquema nos muestra la disposición que deberá alcanzar la labor para su desmontaje.

Para la evacuación de los equipos del frente largo, donde ya han finalizado las tareas de explotación, se podrán adoptar dos metodologías, dependiendo su aplicación de factores como son el estado 22


general de las galerías superior e inferior, la ubicación futura del equipamiento, lo que condicionará el transporte de los mismos y las condiciones generales de seguridad.Una de las metodologías a aplicar sería la evacuación del equipamiento por la galería superior o de cabeza, el esquema siguiente nos muestra la disposición de la labor y su entibación para tal metodología.

Esta tiene algunas ventajas importantes, a saber, el personal no debe circular por la zona donde ya se han desmontados los equipos, especialmente los marchantes, lo que constituye un factor importante desde el punto de vista de la seguridad para el personal. También, desde el punto de vista económico dado el tipo de entibación necesario para el sostenimiento temporario del techo, más liviano y menos denso, a los efectos de permitir la circulación de aire de ventilación.Otra ventaja importante de esta metodología es la posibilidad que nos brinda de realizar la operación de desmontaje y evacuación de equipos tanto en el frente, como en la galería en forma simultanea.Como desventaja para esta metodología, deberíamos mencionar la necesidad de extraer los equipos contra pendiente, lo que no representa mayores inconvenientes, más allá de la potencia necesaria en los guinches de extracción. La otra metodología de extracción sería la evacuación de los equipos por la galería inferior o de pie, tal como lo esquematiza la figura siguiente.

Esta metodología al contrario de la anterior necesita mantener abierta la circulación del personal desde la galería superior, lo cual representa una condición de inseguridad y además para ello se necesita otro tipo de entibación más robusta y por demás costosa.Esta metodología exige que la galería inferior esté completamente limpia o sea con los equipos allí instalados evacuados, a los efectos de poder montar el circuito de evacuación de los equipos montados en el frente largo; lo cual incrementa los tiempos de desmontaje. Ambas metodologías exigen una serie de operaciones que se deben realizar con suma atención y perfectamente planificadas a los efectos de conseguir la máxima seguridad de operación, y disminuir las posibilidades de riesgo de accidentes.

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Se prestará especial atención a la entibación o sostenimiento de techo en los cruces de galerías y apertura, dado su amplio galibo necesario para la maniobra de extracción de los marchantes y la instalación de los equipos de extracción (guinches). Igualmente al momento de evacuación de los marchantes de deberá prestar especial atención de no permitir la circulación de personal por el circuito cuando se esté produciendo la evacuación, así mismo se deberán colocar las barreras de contención para el caso de un imprevisto escape del equipo transportado pendiente abajo. Los sistemas de comunicación entre sectores o puestos de trabajo deberán estar en perfectas condiciones de uso y operación en todo momento.

Distintos métodos de aplicación de explotación por frentes largos

Frente Largo en Retroceso En las descripciones precedentes ya se han mencionado las operaciones de preparación, montaje, avance (explotación) y desmontaje de un frente largo correspondiente a las operaciones de explotación; para ello hemos utilizado la figura de un frente largo en retroceso. Una breve descripción diría, que un frente en retroceso se comienza a preparar desde los chiflones de acceso, con la construcción de 2 galerías paralelas y separadas a una distancia de 150 a 250 metros, habiéndose alcanzado distancia aún mayores en el resto del mundo. Está claro que en este punto lo que se trata obtener es la mayor liberación de toneladas posibles a la explotación con el menor metraje de galerías, de manera que la incidencia de los costos de construcción de las galerías sean lo menor posible sobre el costo de explotación. Este objetivo debe ser compatibilizado con la capacidad de corte y extracción de los equipos disponibles para la explotación, como así también con las condiciones físico mecánicas de los terrenos en donde se encuentra alojado el yacimiento y particularmente de las rocas de caja, techo y piso – y también del mismo manto de carbón. Estas galerías se avanzan hasta una progresiva de 1000 a 1500 metros, también aplicando el mismo concepto anterior, además de, tiempos de preparación, grado de mantenimiento necesario a las galerías y equipos y otros factores como ventilación, temperaturas de la labor, etc.Una vez alcanzada la progresiva final, ambas galerías se unen con una labor transversal denominada “apertura”, la cual conformará el circuito de ventilación a la vez que servirá de alojamiento del equipo de explotación – panzer – rozadora – marchantes - Este método de explotación el más utilizado en Río Turbio, presenta ventajas y desventajas, a saber:

Ventajas: Mejor conocimiento del manto de carbón a explotar. Menor mantenimiento de galerías durante la explotación. Menor costo de entibación, al no estar expuesta la galería a los efectos de la

presión del frente en avance. Mejor control de la presencia de agua en el frente largo y derrumbe. Posibilidad de desgasificación de los mantos a partir de las galerías. Posibilidad de recuperación del material de entibación.

Desventajas: Mayor inversión inicial y su correspondiente gasto financiero. Mayor tiempo de preparación y disponibilidad del carbón para su extracción. Condiciones de ventilación más severas y riesgosas.

El siguiente esquema muestra la disposición de un frente en retroceso con derrumbe de techo controlado.

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Frente Largo en Avance Otra metodología utilizada en Río Turbio, es la de frente largo en avance, también con derrumbe de techo controlado.Esta metodología al igual que la anterior inicia su preparación a partir de los chiflones, también con dos galerías paralelas y en iguales condiciones que el método de retroceso; la diferencia estriba en que el desarrollo de estas galerías cuando alcanza la progresiva de los 100 metros, que corresponde a la longitud del pilar de protección a los chiflones, se unen con la labor denominada apertura y se instalan allí los equipos del frente pata comenzar la producción. Una vez comenzada la producción, el avance del frente largo se lleva conjuntamente con el avance de las galerías, hasta alcanzar la progresiva final del frente.Entre las ventajas de esta metodología de explotación debemos contar como principal la posibilidad que brinda el método de acceder rápidamente a un paño de explotación y lógicamente no disponer de una gran inversión en construcción de galerías como en el método en retroceso. Las desventajas de este método son importantes, pero lógicamente su aplicación depende de las necesidades de producción, del tipo de terreno a atravesar y de las condiciones geológicas y estructurales de la formación de la roca de caja y el manto, entre las desventajas podemos citar :

Construcción de galerías reforzadas con dos o tres líneas de castillos fijos a los efectos de disminuir el efecto de la presión que ejerce el hueco de la explotación sobre la galería, para el caso de galerías simples.

La construcción de 4 galerías y la pérdida de carbón con el pilar de protección entre galerías, para el caso de galerías dobles o bis.

Fuerte y continuo mantenimiento de las galerías. Alto riesgo de auto combustión en el derrumbe si no se logra una buena

hermeticidad entre el circuito de ventilación del frente y el derrumbe, de manera de reducir el pasaje de aire fresco por el derrumbe.

Alta sensibilidad a la presencia de aguas subterráneas, las cuales complican fuertemente las ya difíciles condiciones de explotación y mantenimiento de las galerías.

Perfecta coordinación del avance del frente respecto al avance de las galerías. El siguiente esquema nos muestra como sería la disposición de los frentes en avance con galerías simples y galerías doble o bis.

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Frente largo con tres galeríasOtra experiencia realizada en el yacimiento es el método de explotación en retroceso de 2 frentes largos con tres galerías.El esquema siguiente nos muestra la disposición de los frentes y sus galerías, los modos de ventilación y evacuación de los mismos.

Este tipo de laboreo es tendiente a lograr la máxima economía en la preparación del frente largo y lograr que la incidencia de los costos de preparación secundaria sobre el costo de la tonelada producida sea menor. Por otro lado se logra una mayor recuperación de las reservas de carbón por paño al evitarse la construcción de un pilar de protección o seguridad entre frentes. Otra ventaja observable en esta disposición es que la cercanía de ambos frentes mejora la asistencia y supervisión de los mismos, ya que prácticamente se trata de una misma unidad compartida compleja y con problemas comunes.La mano de obra necesaria para la operación de unidades de este tipo también se ve disminuída, precisamente por tener una galería menos para atender y mantener. Entre las desventajas podríamos contar los inconvenientes que surgen en la intersección de ambos frentes y especialmente en el tramo de la galería del medio que se ve sometida a excesivas presiones de ambos frentes, lo cual requiere especial atención y a veces un mantenimiento importante. Por ser esta una zona crítica es la que presenta mayor riesgo de paralizar la producción de ambos frentes, ante cualquier inconveniente. Otro de los inconvenientes o desventajas que presenta esta disposición de frentes, lo representa la ventilación y evacuación de gases, una excesiva presencia de gas en el frente inferior puede llegar a paralizar la producción de ambos frentes y con ello la producción de la mina para el caso de ser únicos frentes en producción. Igual caso se presenta ante la presencia de una excesiva cantidad de agua subterránea y que créase algún inconveniente. Si bien esta metodología fue experimental en Río Turbio, entendemos que los resultados fueron buenos, debiéndose mejorar algunos aspectos referidos a la ventilación y la coordinación de avance entre frentes.

Frentes largos superpuestos en retroceso simultáneo y diferido Dos experiencias de explotación de frentes largos superpuestos se realizaron en Río Turbio, para la explotación de los mantos Dorotea y A, separados estos verticalmente una distancia de unos 15 metros. 26


Una de las experiencias fue la explotación diferida del manto A, debajo del Dorotea, luego de haber transcurrido mucho tiempo de explotado el manto Dorotea. Otra experiencia, fue, el explotar ambos mantos simultáneamente.Se puede decir que como experiencia en ambos casos fueron positivas, posibilitó la extracción del carbón, con ciertos grados de dificultad, quizás precisamente por ser metodologías nuevas y no contar con demasiadas experiencias.Sin dudas que esta metodología de extracción seria beneficiosa desde el punto de vista económico ya que aumentaría la cantidad de reservas habilitadas, para la extracción, por metro de galería principal ejecutada. El esquema siguiente, nos muestra una disposición de los mantos y sus circuitos de ventilación y evacuación.

Frentes de Explotación Simultáneos

Movimientos y presiones del terreno alrededor de un frente largoEn la descripción de los fenómenos observados en un frente largo, PENG Y CHIANG – 1984 – al abrir un hueco con la explotación de una capa se desequilibra el campo de tensiones en su entorno. Por ello se produce movimientos de los estratos de rocas comprendidos entre el plano del techo y superficie, y presiones de apoyo a ambos lados de la explotación y en el frente.Cuando una explotación en frente largo, de suficiente longitud y anchura, se arranca, los estratos del recubrimiento se alteran desde el techo a la superficie. La figura siguiente muestra las tres zonas del movimiento causado por el arranque del carbón.

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La zona hundida es la inmediata al carbón y tiene un espesor variable entre 2 y 8 veces la potencia de la capa. Al hundirse esta zona caen sus estratos sobre el muro de la capa y se rompe en trozos planos de diferentes tamaños que se disponen de forma caprichosa. El volumen del montón de trozos de esta zona hundida es mayor del que tenía la roca in situ. La relación de estos dos volúmenes se llama coeficiente de expansión o esponjamiento. Este coeficiente tiene mucha importancia ya que fija la altura de la zona hundida.Sobre la zona hundida está la zona fracturada. En ella están rotos los estratos, separados en bloques por fracturas verticales o subverticales y horizontales; estas debidas a la separación de los estratos.Los bloques adyacentes, están total o parcialmente en contacto. De este modo permanece en el estrato una fuerza horizontal, transmitida a través de sus trozos. Así los bloques de ese estrato no pueden moverse libremente, sin afectar los movimientos de los dos bloques adyacentes. Esos estratos rotos en contacto pueden llamarse “vigas transmisoras de fuerzas”. El espesor de la zona fracturada oscila entre 28 y 42 veces la potencia de la capa, de forma que el conjunto de zonas hundidas y fracturadas alcanza 30 a 50 veces la potencia de la capa. Entre la zona fractura y la superficie se extiende la zona de deformación continua. En ella hay una rotura y se comporta como un medio continuo.De las dos primeras zonas del recubrimiento de que se ha hablado, la parte de los estratos situada inmediatamente sobre la línea del techo, y que debe hundir en el hueco abierto inmediatamente detrás del avance del sostenimiento del frente, es la que se denomina techo inmediato. Observar, la figura siguiente.

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Figura 2Este techo inmediato al romper y hundir no puede transmitir ninguna fuerza horizontal en dirección al avance del frente. Además el sostenimiento debe soportar su peso. Sobre el techo inmediato, los estratos de la parte baja de la zona fracturada constituyen el techo superior. Los demás estratos sobre el techo superior no afectan la estabilidad del techo en la zona del frente. En el techo superior los estratos están rotos pero no pierden sus contactos. Por esto pueden aún transmitir fuerzas horizontales, aunque el extremo trasero del estrato esta generalmente más bajo que el del frente, situado sobre el sostenimiento. Los estratos del techo superior rompen periódicamente. La clave del control del techo superior es limitar el efecto de impacto de su rotura y hundimiento. Lo más importante para el control del techo es el techo inmediato. Por lo dicho el “techo superior” es el que comprende la parte de estratos no hundidos, pero afectados por roturas en la parte baja de la zona fracturada del recubrimiento. Este techo tiene roturas periódicas que repercuten como golpes de techo en la explotación. Una vez montado el frente largo, empieza el avance del mismo al arrancar el carbón. Ello produce un hueco que dá lugar al movimiento del recubrimiento, que se realiza en dos tiempos. El primero 29


comprende desde que se monta la explotación hasta el hundimiento del techo inmediato, y después dentro del mismo, empieza la rotura del techo superior. La presión máxima de esta primera fase se llama primera carga. En ella apenas pesa el techo superior. A la distancia que ha avanzado el frente en esta etapa, LO , se la denomina intervalo de la primera carga. Después que termina la primera carga, empieza una fase de hundimiento más corto, que sigue hasta que se dé por terminado de explotar el paño. Esta etapa es la que se llama carga periódica, pues en ella los techos inmediatos superior sufren roturas que dan lugar a presiones cíclicas, por separado y conjuntamente. La longitud del intervalo en esta carga periódica, designada por LP, es más corta que el de la primera fase.Cuando el ancho de la explotación, una vez montado todo el frente largo, adquiere un valor determinado, el techo inmediato comienza a comportarse como una viga empotrada, flexando, separándose del techo superior e iniciando la rotura. Obsérvese la figura siguiente.

Figura 4La estratigrafía del techo de una capa varía de capa a capa, de mina a mina, y de paño a paño, y aún dentro del mismo paño, con ella varían los movimientos. Cuando se abre un hueco, al arrancar una capa, las tensiones que estaban en un principio distribuídas uniformemente, se alteran en su equilibrio. Por ello se forma una zona descomprimida en el techo de los huecos, y la carga se transfiere a las zonas de carbón virgen. En el frente y en los bordes de la explotación se presentan tensiones verticales superiores a la normal del recubrimiento, que se conocen como presión de apoyo o estribo.

En las figuras siguientes se muestran estas distribuciones de las tensiones sobre el carbón y los terrenos. Como se puede observar las tensiones máximas están en los bordes del frente, en las galerías de pie y cabeza y en la vertical del frente.

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Incidencias prácticas en el avance del sostenimiento auto marchante

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de frentes largos Para que un sostenimiento no perturbe la marcha de un frente largo y se adapte a las condiciones del techo, se debe tomar las precauciones siguientes :

Revisar y probar cuidadosamente los elementos del sostenimiento. Inspeccionar las condiciones del techo. Limpiar el frente y el piso.

Mantener el frente en línea recta. Para ello el arranque debe cuidarse mucho. Cuidar la limpieza de carbón y residuos de rocas rotas en el piso, para evitar la formación de

escalones.

Incrementar la velocidad de avance del sostenimiento, con el fin de mantener el techo protegido el mayor tiempo posible. Para ello se emplean los sostenimientos de “avance rápido”, sobre todo en techos débiles, El ciclo comprende el tiempo propio de movimiento del equipo y el que tarda el operador en sí, de una pila a la otra. Para reducirlo hay que evitar obstáculos.

Avanzar el sostenimiento en espacios prefijados. Para ello hay que corregir los repiés y voladizos que queden en el carbón recién rozado, cuando estos se producen. Si no se corrigen disminuirá el avance, aumentará el número de ciclos de movimientos del sostenimiento y el trabajo de sombrero.

El avance del sostenimiento debe hacerse siempre en la misma dirección perpendicular al frente y paralelo a las galerías, sin embargo las condiciones geológicas cambian este ideal. Así por ejemplo :

a) El frente se inclina con relación a las galerías paralelas. En este caso el sostenimiento avanzará paralelamente a las galerías. b) Las galerías no son paralelas, pero el frente es perpendicular a una de ellas. El sostenimiento avanzará en la dirección de esta galería y los elementos que hayan que añadir al aumentar el frente, o quitar al disminuír este, entrarán por la otra galería. c) Si las galerías no son paralelas ni perpendiculares al frente, debe corregirse inmediatamente la dirección del frente, para hacerlo perpendicular a alguna galería. d) En las capas inclinadas es corriente el frente invertido, con la galería de pie más adelantada; la dirección del avance se mantendrá perpendicular al frente. Esto a los efectos de evitar el deslizamiento del equipo pendiente abajo.

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Debe establecerse el más perfecto contacto entre el techo y el sombrero del sostenimiento, y saneando el techo de todas las partes sueltas o falsas, para que el área de contacto sea máxima y no se produzcan concentraciones de tensiones. Si hay bóvedas o huecos en zonas amplias, deben llenarse con castilletes u otras piezas, - ver figura siguiente -, pero si la zona es corta y los accidentes no demasiados importantes, puede adaptarse el sombrero a la posición del techo, sobre todo si se trata de escudos.

Mantener una presión de apoyo suficiente, para que haya un contacto estrecho entre el techo y el sostenimiento. No debe bajarse esta tensión para el avance hasta que el soporte anterior haya terminado el ciclo.

Procurar que los trozos de roca no invadan el frente colocando las protecciones precisas.

Avance bajo techo falso o desmenuzable

En este caso son más apropiados los sostenimientos de escudos. Hay varios métodos según los casos :

Sostenimiento con avance rozando el techo

El sombrero debe mantener alguna presión durante el avance y vencer el roce sobre techo : para ello, el cilindro del empujador ha de ser fuerte. En la figura siguiente, se puede observar uno de estos sostenimientos. Al iniciar el ciclo (A) los dos pies están verticales. En la fase siguiente, uno se inclina y avanza el sombrero, mientras el otro sube y cuelga del mismo (B). En la fase siguiente este pie se apoya de nuevo (C), para ayudar al otro a volver a la posición vertical (D).

Empleo de entibación provisional

Para sostener el techo que queda libre después del arranque hay dos tipos de entibación provisional.

1. Colocar piezas o tablones paralelos frente sobre el sombrero del primer sostenimiento que se desplaza. Si el techo es demasiado friable puede colocarse sobre los tablones una tela metálica.

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2. Si el techo inmediato se desprende antes de poder colocar los tablones, se utilizan el segundo tipo de entibación provisional que consiste en colocar series de tres piezas de madera paralelas a la dirección de avance, normales al frente, apoyadas en el dosel del sostenimiento y en puntales o manpostas que forman una cubierta protectora. Según avanza el marchante, se van quitando los puntales.

Ver figuras siguientes :

Control de los huecos del techo

Estos huecos se producen por retrasos en el sostenimiento del techo expuesto en la zona de trabajo. Para controlarlos se colocan castilletes sobre el dosel del marchante. Parte de la fuerza del sostenimiento se destina a comprimir el castillete y así la situación no se normaliza hasta pasar el hueco. Los sostenimientos de escudos pueden pasar zonas pequeñas de techo roto sin medidas especiales, pero si hay grandes roturas es preciso tomar medidas especiales: colocar vigas paralelas o en

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dirección en el techo libre, instalar pernos de anclaje, o reforzar los estratos con inyecciones de resina, poliuretano y otros materiales.

A veces se forman huecos sobre el sostenimiento de hasta 5 m. de alto. Si el hueco no es demasiado ancho lo mejor es rellenarlo con castilletes, pero en caso contrario hay que reconstruir el techo. Para ello, se colocan varios rieles sobre el dosel y entre ellos y en el frente sobre los cuales se coloca un tablero de madera y encima de él hasta 2 m. de anhidrita. Puede también consolidarse el techo y el frente con pernos de madera, inyecciones de resina, etc..

Refuerzos de los estratos del techo

Se emplean los mismos elementos que en el carbón de la capa : pernos de madera con o sin resina. Los pernos se colocan inclinados 60o / 70o hacia el frente y son de 2,4 – 3 m. de largo.

Se colocan también piezas de madera de 3 m. de largo, paralelas al frente, sujetas por los pernos y después por la visera del dosel del marchante.

También se emplean inyecciones de componentes de poliuretano, en la forma que se ve en la figura siguiente; se inyectan en barrenos perforados con una inclinación de 20o .

Avance bajo techos muy fuertes

Bajo estratos muy fuertes, el comportamiento del techo es el siguiente : por detrás del sostenimiento se prolonga aquél en voladizo sobre el hueco trasero de la explotación. Al comenzar la deformación del techo es pequeña y su presión sobre el frente de carbón baja. Cuando avanza el frente, el techo constituye una seria amenaza para la estabilidad del mismo. Cuando alcanza ciertos límites, se hunde violentamente bajo su propio peso. Esto puede producir un impacto sobre el sostenimiento y el frente de carbón en un periodo de tiempo muy corto. Por ello pueden romperse los sostenimientos al no darle tiempo a que actúen las válvulas de

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seguridad. En los casos más violentos puede producirse el hundimiento total y perderse todo el frente.

La experiencia a demostrado que el único sistema de control de este tipo de techo es el hundimiento provocado del voladizo del mismo. Este hundimiento se produce por voladuras con barrenos largos.

Si la carga periódica del techo es regular, el hundimiento se provoca inmediatamente antes de las cargas. Este momento es anunciado por diversos fenómenos como la desigual presión entre los estemples delanteros y traseros del sostenimiento. Una vez que estas alteraciones se presentan, el hundimiento debe inducirse rápidamente.

Con las cargas de techo de periodo irregular, el hundimiento debe provocarse según las circunstancias. En techos muy fuertes, la roca hundida son relativamente grandes, a veces de más de 2 m. según la dirección perpendicular al frente por 10 m. en dirección paralela a él. En estos casos, si el hundimiento se produce muy cerca del borde posterior del escudo, este puede ser golpeado por las rocas hundidas, de modo que el dosel embista el frente y sus patas sean dobladas o incluso destruídas. Para evitarlo, el hundimiento debe provocarse antes que el voladizo del techo llegue a 2 m.

El efecto de las vibraciones de estas voladuras no suelen tener consecuencias importantes para el sostenimiento.

Avance sobre pisos blandos

Si el piso es blando, el sostenimiento se clava en él por la presión del techo. Para evitarlo se han ideado dispositivos hidráulicos para levantar la base, pero como la mayoría de los sostenimientos no los tienen, se puede operar de varios modos:

a) Colocar una tabla de madera que sirva de piso, si la penetración es pequeña.b) Emplear una pieza de madera, como tornapunta bajo el sombrero y levantarlo, aligerando

el peso de la base.

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c) Levantar la base, con el gato del sombrero o uno auxiliar, enlazando base y sombrero con una cadena o cable.

d) Si una pila ha penetrado mucho en el piso, se puede levantar con gatos auxiliares, apoyados en las pilas adyacentes.

e) El sostenimiento hundido puede avanzar a veces con ayuda de los gatos de avance de los adyacentes, para ello se utiliza la acción de “ripado” del transportador.

f) Aumentar la fuerza de empuje del gato de avance, conectándolo en serie con un gato auxiliar.

De todas maneras se ve que la penetración del sostenimiento en el piso complica la marcha de la explotación. Por ello debe conocerse la presión de las bases y la capacidad de resistencia del piso antes de adoptar un sostenimiento determinado.

Prevención del resbalamiento del sostenimiento

El resbalamiento del sostenimiento y del transportador se produce incluso en mantos de poca pendiente. La causa se atribuye por unas fuerzas del sostenimiento que arrastra al transportador, mientras que otros piensan que es éste el que arrastra a aquél.

Los factores más influyentes son : la secuencia de avance del transportador (de base a cabeza o al revés) y la reacción al empuje de arranque de la rozadora o cepillo.

Los efectos combinados del peso del transportador y su carga de carbón, la resistencia a la rozadora o cepillo y la influencia de las cadenas de tracción, pueden producir un descenso del transportador muy pequeño en cada avance, pero que provoca el resbalamiento de todo el conjunto del sostenimiento. Si no se restablece periódicamente el equilibrio, hay que desmontar todo el frente y montarlo de nuevo. Para evitar esto se toman medidas contra el resbalamiento, como anclar los extremos del transportador, colocar bloques de anclado en los extremos del sostenimiento y utilizar sostenimientos con gatos de arrastre y de alineación.

Todos estos elementos son caros y solo deben emplearse con pendientes superiores a 15º - 20 º. Por esto debe cruzarse el frente, adelantando o retrazando el avance en los extremos del mismo, de manera que la línea del frente se encuentre oblicua a la dirección de la galería, con ello conseguiremos subir o bajar el equipamiento según sea la necesidad del momento.

Prevención contra el desplome o inclinación del sostenimiento

Las causas de esta inestabilidad son : la pendiente de la capa, su potencia, las condiciones de techo y piso, la habilidad del minero y la conservación del sostenimiento. Hay dos clases de desplomes : paralelo al frente y perpendicular a él.

Desplome lateral

En este caso se ve, según la siguiente figura, que el momento del desplome, M, será :

M=H .W . senα−B

2.W . cosα

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Donde :

W = es el peso del sostenimiento.H = la altura del centro de gravedad sobre el piso.B = el ancho de la base del sostenimiento.

α = la inclinación del manto.

En el caso de los escudos debe tenerse en cuenta el peso de los trozos de roca hundida, que reposan sobre los mismos y en este caso :

M ´=(W .H+W ´ .H ´ ) . senα−B

2.(W+W ´ ) .cos α

Donde :

H´ = es la altura del centro de gravedad de la roca que descansa sobre el escudo, que sería más pequeño o mayor que H , según la altura del manto y la de las rocas sueltas sobre el escudo.W´ = el peso del sostenimiento más el peso de la roca sobre el escudo.

Las ecuaciones anteriores indican que la estabilidad lateral crecerá al disminuír la inclinación y la altura del hueco o potencia del manto.

En general, y según la altura del hueco, la necesidad de medidas preventivas comienza entre 15º - 25º de pendiente.

En capas inclinadas, si la dirección del arranque es paralela al rumbo, el techo se mueve en dirección inclinada en lugar de hacerlo normal al plano de estratificación porque durante el descenso del techo los estratos se moverán también según los planos de estratificación.

Estos movimientos arrastran al sombrero del techo reduciendo la estabilidad lateral. La figura siguiente, muestra que cuando menos estable es el techo mayor es la separación de la normal. Lo mejor para la estabilidad del sostenimiento es un techo limpio y llano. Si se presenta un hueco amplio se producirá el desnivelado del sostenimiento debido al momento de vuelco que se produce al pasar el dosel del sostenimiento por el mismo. En este caso se precisará el empleo de castilletes de relleno sobre el dosel del sostenimiento como ya se ha dicho. También puede ocurrir que la altura del hueco sobrepase las posibilidades del sostenimiento. Tales hechos se deben a irregularidades en el arranque.

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Si el techo inmediato es inclinado u ondulado hay desequilibrio, ya que el dosel del sostenimiento hace contacto desigual con él y la presión se reparte de forma desigual.También el piso defectuoso influye en la estabilidad lateral, si el sostenimiento se clava en él por ser demasiado blando, y lo mismo si es ondulado o desigual.

Desplome longitudinal

Debido al movimiento de los estratos del techo y a la resistencia por rozamiento del dosel con el techo

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durante el avance del sostenimiento, este sufre una fuerza longitudinal de roce que puede desequilibrarlo. En general, los sostenimientos autodesplazables de cuadros (pilas) o de bloques tienen dispositivos para controlar la correcta posición de sus estemples. Los escudos y escudos–bloques pueden sostener esta carga de roca por su articulación de lemniscata y por el escudo de hundimiento.

Si la fuerza de empuje en el dosel sobrepasa el borde de la base, el sostenimiento se torcerá y puede perder su estabilidad longitudinal. Debido a su mayor peso y al de las rocas del hundimiento que recubren el escudo. La estabilidad longitudinal del sostenimiento de escudo es mayor que la de los cuadros o bloques. El sostenimiento de escudo permanece estable con pendiente longitudinal de hasta 13º, aunque la visera del dosel rebase la base.

Cuando el piso está ondulado en la dirección del avance, el sostenimiento puede perder su estabilidad longitudinal al bajar las pendientes. Para evitarlo se apuntala el voladizo del dosel con estemples de madera; apoyándose en él, se sube el sostenimiento se avanza todo él, recuperando el equilibrio. Ver figura siguiente.

Correcciones de los desplomes

Los métodos para enderezar los sostenimientos tumbados son :

Emplear la tornapunta (poste) de madera. Se coloca ésta entre el piso y la parte baja del dosel del sostenimiento, con una inclinación tal que al accionar el empujador de avance la fuerza resultante coloque al sostenimiento en su sitio.

Emplear gatos hidráulicos o guinches auxiliares. Si el vuelco es más serio, se pueden utilizar dos o más gatos para enderezar el sostenimiento, apoyándolos en los sostenimientos próximos.

Emplear un cabrestante. En lugar del gato se puede emplear un cabrestante, que con ayuda de cable y polea puede enderezar el sostenimiento desplomado.

Avance del sostenimiento en condiciones complicadas

El avance de un frente largo puede encontrar en su camino, numerosos obstáculos : huecos, pilares abandonados, fallas, etc. .

Avance bajo o sobre huecos

Cuando el hueco está dentro de la capa o manto hay que empezar por sanearlo y entibarlo con cuadros de madera. Los cuadros deben colocarse separados 0,5 – 1 m., según las condiciones del techo, las monteras o travesaños se colocan perpendiculares al frente largo. A medida que el frente largo entra en el hueco se van desmontando los postes y apoyando las monteras en el dosel del sostenimiento. Si el techo es poco seguro, se pueden colocar entre las monteras y el dosel unas vigas de refuerzo paralelas al frente. De esta manera el frente largo pasa sin peligro el hueco. Ver figura siguiente. También puede rellenarse con material cementado para pasar sin inconvenientes.

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Si el hueco es un transversal en roca, se consideran tres partes: la del techo, la de la capa o manto, y la del piso. Ver figura siguiente.

Tanto la parte del techo como la del muro se sostienen con castilletes y se rellenan. La parte del techo puede así transferir la presión de los estratos superiores al sostenimiento nuevamente, y la del piso transferirla de los soportes al piso del transversal. Los tramos de transversal relleno de cada lado son de 5 – 10 m..En la zona de intersección se emplean las medidas del párrafo anterior.

Avance bajo macizos abandonados

Es el caso de explotación bajo una capa o manto superior en la que se han abandonado macizos de carbón. Caso de explotación del manto “A”, una vez explotado el manto “Dorotea” en el yacimiento Río Turbio.

Esto produce un aumento de la presión sobre la capa inferior con rotura del techo, escalones en el mismo y desprendimientos. La primera medida es evitar el paso del frente bajo macizos.

Si ello no es posible, procurará pasar lo más rápidamente, incrementando la velocidad de avance. Si se avanza bajo macizos abandonados deben tomarse todas las medidas para luchar con techos falsos o friables y frentes derrabados.

Es importante afrontar el problema de los macizos abandonados con mucha atención para evitar problemas mineros graves.

Paso de fallas

La falla es el problema geológico principal en las minas de carbón subterráneas. Tienen tres problemas importantes que resolver : la pendiente del piso al avanzar, la rotura del techo, y las rocas duras tanto de techo como del piso.

Si el desplazamiento de la falla es menor que la altura máxima y mínima del sostenimiento, no habrá que excavar a techo o piso. Si el salto es mayor habrá que realzar el techo o rebajar el piso, para que todo el equipo pueda pasar la falla.

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Si tanto el techo como el piso son de rocas blandas, la rozadora podrá abrirse camino, pero si hay rocas duras habrá que emplear voladuras.

En la falla los estratos suelen estar rotos y alterados por lo que habrá que tomar medidas de precaución para operar con techos falsos y friables. Para disminuír los problemas es conveniente que no coincidan las direcciones del frente y de la falla, si no que deben tomar un ángulo de unos 25º - 35º .

Si el salto es demasiado grande, es aconsejable “ahorcar” la falla y trasladar la explotación a un nuevo tramo.

Resumen

El conocimiento de la entibación, en sus diferentes tipos, y su correcta colocación y funcionamiento es fundamental para el mejor control del techo y la disminución del número de accidentes producidos por los desprendimientos de carbón o rocas de los hastíales.

Si bien es cierto que el trabajo con madera es bastante subjetivo por constituir un verdadero arte minero, siempre es conveniente señalar sus características teóricas de colocación.

En cambio en la entibación metálica e hidráulica tienen más interés los datos técnicos para su mejor aplicación.

Particular atención se ha dedicado a la entibación autodesplazable que constituye el máximo avance en seguridad y productividad pero cuya aplicación requiere en el yacimiento las condiciones de continuidad, regularidad y pendiente necesarias para no ocasionar en su aplicación un fracaso económico.

Son de señalar los párrafos dedicados al refuerzo y control de huecos del techo que describen medidas para mejorar la seguridad del minero en estas labores de recuperación.

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Explotación de Carbón por frentes largos-RIO TURBIO

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