Labores Mineras Por S, Borisov, M. Klokov y B. Gornovoi

7/21/2019 Labores Mineras Por S, Borisov, M. Klokov y B. Gornovoi

http://slidepdf.com/reader/full/labores-mineras-por-s-borisov-m-klokov-y-b-gornovoi 1/240

C. C* B o p n c o B , M. XL K j i o k o b , B.

r O P H O E f l E J l O

H3MTEJIbCTBO «HEftPA»MOCKBA

A . FOPHOBOH 8. Borísoy, M. Klókov j BoGornovól

LABORESMINERAS

Editorial Mir

Moscú



Traducido del ruso por V. Grékov

Impreso en la URSS. 1976

© Traducción al español. Editorial Mir. 1976

Ha HcnaHOKOM H3HKe

INTKODUGCí ON

La industria minera constituye la base de materias primas parala industria metalúrgica. Sin metales no podría subsistir ninguna rama

de la economía de un país. En la economía de una nación muchaimportancia tienen metales tales como el hierro, el cobre, el plomo,el cinc y el estaño. La producción de diversas clases de fundiciónde hierro y acero requiere el uso de varios otros metales: manganeso,cromo, vanadio, molihdeno, níquel, cobalto, volframio y otros más.El a luminio y el magnesio se utilizan en la construcción de avionesy cohetes, en la electrotecnia, la construcción de máquinas y otrasramas de la economía. El platino se utiliza en la industria químicay electrotécnica. E n estos últimos tiempos ha llegado a tener numerosas aplicaciones el germanio, elemento raro utilizado como materialsemiconductor. Varios otros elementos raros—el niobio, el tantalio,el torio, el zirconio, el selenio—son utilizados en la radiotécnica, laelectrónica, etc. Para obtener aleaciones refractarias se utiliza el

titanio.Las materias primas necesarias para la obtención de los metales

las constituyen los minerales, cuya extracción es, precisamente, latarea primordial de la industria minera. La disciplina que estudialos métodos y las técnicas de extracción de los minerales se llama

exp lotac ión miner a. Además de los minerales metalíferos, se aprovechanen la economía nacional también otros, no m etalíferos: hulla, esquistoscombustibles, petróleo, diversos materiales de construcción, etc.Por lo tanto, la explotación minera forma parte de una ciencia másgeneral sobre la extracción de los minerales: la minería.

Es rasgo característico de los minerales metalíferos la necesidadde su transformación subsiguiente con el fin de extraer los componentes útiles que ellos contienen. Los minerales no metalíferos y loscombustibles, empero, pueden aprovecharse en la economía sin trans

formación alguna.El límite entre los minerales metalíferos y los no metalíferos es

convencional. Muchos minerales que antes eran utilizados inmediatamente después de extraídos, actualmente son sometidos a una reelabo-



ración compleja con el fin de extraer todos los componentes útilesque contienen.

Un mineral útil (por ejemplo, la caliza} en algunos casos no se ■somete a una reelaboración, en tanto que en otros se lo utiliza comomateria prima química. Por eso el término «mineral» ha perdido susignificado primitivo, y se aplica a los minerales no metalíferos,contraponiéndoselo al concepto de «roca estéril». Es este sentido enque la noción de «mineral» es empleada en el presente manual.

La exp lota ción de los yacimientos de minerales comporta unaserie de etapas y procesos cuyo estudio, precisamente, constituye elobjeto de la m inería: exc avación y entibado de las galerías subterráneas,transporte y elevación (extracción) de los minerales, ventilacióny alumbrado de las galerías, trabajos de perforación y de voladura,

destape o acceso, métodos de explotación, etc.Por la afinidad de ios procesos tecnológicos en la extracción de

los minerales, se destacan los siguientes grupos de yacimientos: petróleo y gas; turba; carbón y esquistos combustibles; criaderos de minerales metalíferos y no metalíferos; depósitos aluviales o placeres.

. En el presente manual son examinados los métodos de explotación de los yacimientos metalíferos y depósitos aluviales, como asimismo algunos métodos de explotación de minerales no metalíferosy de carbón mineral, que presentan una tecnología común con losminerales metalíferos (por ejemplo, el sistema de explotación sintransporte es aceptable tanto para el laboreo del carbón como paralos yacimientos estratificados de minerales de hierro y otros).

La minería se halla estrechamente asociada a la geología y lamineralogía, la búsqueda y la prospección de minerales. Por lo tanto,las nociones necesarias referentes a esas disciplinas han sido incluidasen este manual.

La asimilación de este curso será posible sólo en base al estudiode una serie de materias de enseñanza general, especialmente las mate

máticas y el dibujo lineal. Sin el dominio de las matemáticas es impo»sible efectuar toda una serie de cálculos; determinación del rendimientode las máquinas mineras, magnitud de las cargas de explosivos, número de barrenos de voladura, etc. Sin dominar el dibujo lineal es imposib le interpretar los esquemas de las explotaciones mineras, bastantecomplicados en su mayoría. Ello tiene especial importancia para losfuturos agrimensores de mina, esos «navegantes subterráneos», quienesdeben conocer en detalle los sistemas de explotación.

CAPÍTULO I NOCIONES GENERALES SOBRE

LAS LABORES MINERAS

La e n v o l t u r a superior sólida de la Tierra recibe el nombrede corteza terrestre o litosfera. Su espesor en los continentesalcanza 30 a 40 km, llegando a 70 km bajo las cadenas montañosas y 6 a 15 km bajo los océanos. Los elementos mas difundidos que integran la litosfera son el oxigeno, 49 /o; el silicio 26% ; el aluminio, 7,45% ; el hierro, 4,2/6; el calcio,3 25% etc ., Só lo unos pocos elementos se encuentran enestado’ nativo (oro, platino, cobre, azufre). La mayoría delos elementos, en cambio, se hallan presentes_en iorma elecompuestos químicos llamados minerales (por ejemplo, cuarzo, calcita, magnetita, etc.). _ „

Los agregados de minerales de composicion mas o menosconstante, se llaman rocas. Las rocas constan de uno o variosminerales. Así, el mármol consta sólo de granos cristalinosde calcita. A las rocas poliminerales pertenecen el granito,constituido por el cuarzo, los feldespatos y la mica; la sieni-

ta’ Las rocas y los minerales extraídos de las entrañas de

la Tierra con el fin de aprovecharlos en la e c o n o m í a nacional,se llaman minerales útiles. Estos se encuentran en la naturaleza en estados gaseoso, (gases combustibles), liquido, (petróleo) y sólido (hulla, mineral, de hierro, etc.).

Algunos minerales (carbón, esquistos combustibles y azufre) se utilizan en la industria directamente despues de serextraídos del subsuelo, en tanto que otros (minerales decobre, de hierro, etc.) requieren un tratamiento previo paraextraer de ellos el componente útil (cobre, hierro y otrosYYl p f I pQ )

Se llama mena la sustancia mineral de la que se puedenextraer, con suficiente provecho econ ómico, sus componentes



s s b 3b s u r s ?penden S t t S ' f S Z Í

T SJ l Calr \ A sí ’ los mineraIes de Merro " L con tieL rT e

és ta s* ™ »? /0 81 poroentaje de metal contenido en las menas

» = “ = • iff iK S te -K á s ;ral S| S nm f¿ l la eant idad de metales conten idos en un mine -

xn eU y p o l i J m ^ Z ? e t ^ : ¿ t:L r e^ i o " S e r SOl°

tre ^ a, , T CentraCÍ^ na tura l de m “ a « Ia c“ terres-s id e ra e x o T o t a b l ? ? 1“ * 0 metallfero Un y ac imiento se con -

estrato se llaman rocas encajantes. Las dimensiones'Ti?n^

y S i e dn t r o e derao°r S° ? d“ ad-y espesor o potencia ( f fg 1 ) °“ ge°logIca: rumbo- buzamiento

t £

£E£?línea de rumbo ? r ° 5 ^ ° perpendicularmente a la

Fig. 1. Elementos de yacimiento de una capa de mineral: j , 2, rocas encajantes del yacente y del pendiente; 3, rocas de recubrimiento; 4, mineral

Con arreglo al ángulo de buzamiento, los yacimientos seclasifican en horizontales, poco inclinados (de 0 a 20 ó 25°),inclinados (de 20 ó 25 a 45°) y muy inclinados (más de 45°).La longitud de los yacimientos en rumbo y en buzamientova desde decenas de metros hasta varios kilómetros.

El espesor de un estrato, medido como la distancia máscorta entre sus superficies laterales (según la perpendicular), se denomina potencia verdadera o normal. La potenciamedida en el plano horizontal se llama potencia horizontal. Tratándose de capas horizontales, se indica con frecuenciala potencia medida en el plano vertical.

De acuerdo a su potencia, los yacimientos se dividen enmuy delgados (p < 0,6 m); delgados ( p = 0,6 a 2,0 m); depotencia mediana (p = 2 a 5 m); potentes (p = 5 a 20 m)y muy potentes (p > 20 m).

Los cuerpos mineralizados cuya forma es próxima a ladel estrato, se denominan estratiformes.

Una veta o fil ón -es una grieta en la corteza terrestre,rellena con sustancia mineral. En ocasiones, las vetas presentan una orientación geológica constante, pero las más de lasveces, su potencia, ángulo de buzamiento y ángulo de dirección varían con la profundidad y el rumbo. Un conjunto devarias vetas recibe el nombre de serie, llamándose veta

principa l la de mayor potencia.

9



Una columna o tronco es un cuerpo mineralizado de forma irregular; cuando es de dimensiones muy grandes, sellama batolito.

Las lentejas o lentes son crxaderos""de forma lenticular,cuya potencia va disminuyendo hacia la periferia. El largode las lentes mide decenas y, a veces, cientos de metros enrumbo.

Un criadero en bolsadas o nidos de mineral presentaimaacumulación de inclusiones^ de menor cuantíá y formairregular.

Los yacim ientos metalíferos suelenRpresentar un oW ar io scuerpos mineralizados.

Los procesos orogénicos alteran la posición primitiva de

los yacimientos, ocasionando variaciones en el ángulo debuzamiento, pliegues, desgarramientos de los cuerpos mineralizados, acompañados de desplazamientos subsiguientesde sus partes, unas respecto de otras (fallas laterales y normales).

Propiedades físico-mecánicas de las rocas.— Atendiendoa su estructura, las rocas se dividen en coherentes, sueltas y movedizas.

En las rocas" coherentes,! las'" partículas' minerales sehallan unidas entre sí por las fuerzas de cohesión interna.Las rocas sueltas se componen de granos separados, sin cohesión entre sí. Algunas rocas sueltas al estar saturadas deagua, adquieren propiedades de fluidez y forman terrenosmovedizos.

La fuerza cohesiva” entre las^partículas de una roca determina la firmeza o establilidad de las rocas la que tieneuna gran importancia en las labores mineras, especialmentesubterráneas. Por firmeza se entiende la facultad de las rocas

de no desmoronarse al ser puestas al descubierto en una superficie más o menos grande. La firmeza de las rocas disminuyecuando en su seno se originan grietas a consecuencia de las grandes presiones de las rocas, o debido a trabajos con explosivos.

De acuerdo al grado de firmeza, los minerales y las rocasencajantes pueden dividirse en los grupos siguientes: :\\' 1. M uy firmes o consistentes son rocas que pueden ponerseal descubierto desde abajo sobre superficies de decenasy centenares de metros cuadrados, sin derrumbarse durantedecenios.

2. Consistentes son las que pueden ser puestas~al~descu-bierto sobre superficies de importancia sin desmoronarse

:lí)

¿urante varios meses. Las galerías de dimensiones^ reducidas, excavadas en rocas firmes, pueden durar varios añossin ’entibación.

3. Medianamente consistentes son las que pueden presentar superficies descubiertas de considerable extensión durante un plazo relativamente breve. _

4. Flo jas o desmoronables son las que requieren unaentibación en seguida de ser descubiertas.

5. M uy flojas son las que no pueden permanecer descubiertas y, como regla, requieren una entibación previa hin-cable (cantilever).

Entre las rocas más consistentes se cuentan las rocastenaces, dotadas de una gran fuerza de cohesión entre sus

partículas (cuarcitas, granitos de grano fino, calizas silíceasy otras); entre las rocas inconsistentes se encuentran lasrocas blandas y friables (arcillas, tierras arcillosas); entrelas muy inconsistentes, las rocas sueltas (arenas, detritosrocosos) y los terrenos movedizos. _ ^

Gran importancia para la explotabilidad^de las rocastiene su resistencia mecánica, que depende de la dureza, tena-cidad y elasticidad de las mismas.

A l adelantar la característica de las rocas atendiendoa su densidad, se suele emplear la noción de peso volumétrico,es decir, el peso de la roca por unidad de volumen (t/m3).El peso volumétrico por lo general es numéricamente menorque el peso espe cífico , debido a la porosidad natural de lasrocas. El peso volumétrico promedio de las rocas que integran la corteza terrestre es de 2,7 t/m3; el peso volumétricode algunas rocas (por ejemplo, el mineral de hierro) es de3,5 a 4 t/m3.

La roca, una vez arrancada del macizo y fragmentada,

aumenta de volumen porque se vuelve esponjosa. La friabilidad de las rocas se caracteriza por el coeficiente de esponjamiento, el cual ind ica la relación entre el volumen de la rocafragmentada y el volumen de la misma en el macizo. Elcoeficiente de esponjamiento varía entre 1,1 a 1,2 (arenas,limos arenosos) y 1,8 a 2,0 (rocas vivas monolíticas, talescomo granitos, sienitas, basaltos).

En la elección del tipo y condiciones de las labores mineras inciden asimismo propiedades de las menas, tales comola higroscopicidad (facultad de la mena de retener agua, debido a su porosidad), la tendencia a.aglutinarse (facultad de losminerales fragmentados de compactarse), la inflamabilidad

11



(facilitad de ciertos minerales con elevado contenido deazutre de inflamarse espontáneamente, especialmente enpresencia de la madera).i ^ aí,a so uc\onar una serie de problemas relacionados conlas labores mineras (determinación de las normas de lapresión de la roca, etc.), es imprescindible disponer’de unaclasificación de las rocas atendiendo a determinados indicios.

La clasificación de las rocas más sencilla y difundida es. dei Profesor M. Protod iákon ov (1874—1930). Según la

misma, todas las rocas se dividen en 10 categorías, de acuerdo a su resistencia mecánica o dureza l) (tabla 1.)

A l caracterizar una roca por medio de un índ ice único , el factor de resistencia 2), M. Protodiákonov considera «... quesi una roca es tantas veces más resistente que otra en unaspecto, pongamos por caso, para la perforación, quiere decirque esta roca también lo será en cualquier otro aspecto, com oser para los explosivos, o para la presión ejercida sobre laentibación, etc.» Este principio, precisamente, es el que sena adoptado por base de la clasificación.

Para las rocas capaces de resistir el ensayo de compresiónel tactor de resistencia es igual a un número abstracto cienveces menor que el valor de la resistencia temporal a la compresión. Por ejemplo, si una probeta de roca de 5 x 5 x 5 cmsometida al ensayo de aplastamiento, empieza a quebrarsea una presión de 30 000 kg, el factor de resistencia para estaroca sera

30 00025-100 “ .

En la clasificación de M. Protodiákonov, las rocas másduras son caracterizadas por el fa ctor de resistencia f = 20*sin embargo hay que tener en cuenta que en la naturaleza

!n n n T S ntr>an r0Cas que resisten presión de hasta¿UUU kgf/cm2, correspondientes a un factor de resistencia 30.

El profesor M. Protodiákonov señalaba que no todas lasrocas respondían al principio en que se funda su clasificacióny advertía que esta p odía servir tan sólo para los cálculos

rat raS ip tó o la “ “/ ’T í T ? ** ,U* aceptac i6n tÍ6ne ® Ia U*®-, X Aquí y en los ca pítulos subsiguientes, el factor de resistencia

sera indicado según la escala de Protodiákonov.

Tabla 1

CategoríaGrado dedureza Roca

Factorde

resistencia

I Extremadamente duras

Las cuarcitas y los basaltos más duros, compactos y tenaces. Otras rocasde dureza excepcional.

20

II Muy duras Rocas graníticas muy duras. Pórfidocuarzoso, granito muy duro, esquistosilíceo. Cuarcitas de menor dureza quelas de la categoría anterior. Areniscas y calizas de máxima dureza.

15

III Duras Granito (compacto) y rocas graníticas. Areniscas y calizas m uy duras. Vetas de cuarzo metalí fera s. Cong lomerado duro. Minerales de hierromuy duros.

10

■ IIIa Idem Calizas (duras). Granito de menordureza. Areniscas duras. Már mol duro. Dolomita. Piritas.

8

IV Medianamente duras

Aren isca com ún. Minerales de hierro. 6

IVa Idem Esquistos arenosos. Areniscas esquistosas.

r K .

V Semiduras Esquisto arcilloso duro. Arenisca ycaliza de menor dureza, conglomeradoblando.

4

ya Idem Esquistos varios (de menor dureza),margas compactas.

3

VI Medianamenteblandas

Esquisto blando. Caliza muy blanda,creta, sal gema, yeso. Terreno congelado, antracita. Marga común. Arenisca fragmentada, guijos y guijarroscementados, terreno pedregoso.

2

VIaIdem Suelo ripioso. Esquisto fragmentado,

guijos y ripio compactados, hulladura. Arcilla endurecida.

1,5

VI I Blandas Ar ci lla (com pacta). Hu lla blanda . 1 VIIa Idem Acar reos alu via les duros, terreno

arcilloso. Arcilla arenosa liviana,loes, gravas.

0,8

VI II Terrosas Tierra vegetal. Turba, tierra arcillosablanda, arena húmeda.

0,6

IX Sueltas Arena, det rito s rocosos, gravas finas ,terreno de relleno, hulla arrancada.

0,5

X Movedizas Terrenos movedizos, suelo pantanoso, loes aguado y otros suelos aguados.

0,3



preliminares. Para la normación de los trabajos mineros seutilizan clasificaciones de las rocas atendiendo a algunas delas características particulares, por ejemplo, su perforabili-dad o «explosibilidad»; en estas clasificaciones están indicadas, respectivamente, las velocidades de perforación v elconsumo de explosivos.

Hay empresas y administraciones que utilizan a menudoclasificaciones que tienen en cuenta las particularidades delas rocas de una determinada región. Para poder compararentre si las distintas clasificaciones existen tablas especiales.

§ 2. La búsqueda y la exploración. Clasificación de las resecas

Se da el nombre de búsqueda a los trabajos cuya finalidad

es el descubrimiento de yacimientos nuevos y la descripciónpreliminar de su forma, dimensiones y com posición mineral,i ara poder apreciar la importancia industrial de un yacimiento, es necesario examinar detalladamente.; la calidad delmineral, las reservas del mismo, su orientación geológica,o sea, que se impone la exploración o reconocimiento de losyacimientos.

No^ existe un límit e bien definido entre búsqueda y exploración, llamándose el conjunto de esos trabajos prospección geológica. 1 F

A l fija r la región de las búsquedas, se tiene en cuenta laestructura geológica de la comarca, y la presencia, en deter- mmados lugares, de rocas asociadas a los minerales útiles.

A medida que se realiza la búsqueda, se van llevando aimapa ios afloramientos de distintas rocas y se van recolectando muestras de rocas que puedan indicar la presencia deminerales útiles. Muchas veces el itinerario de las exploraciones sigue los valles fluviales, donde éstos presentan aflo

ramientos de rocas.Se^ practican ampliamente métodos de exploracióngeofísicos: la magnetometría, la gravimetría y la electrometría.

La magnetometría está basada en la medición de lasdesviaciones que sufre la aguja del aparato (magnetómetro)respecto del meridiano magnético en la región considerada. De un modo general, la orientación de la aguja imantadacoincide con el sentido del meridiano magnético, pero enlas regiones donde hay criaderos que presentan una permeabilidad magnética mayor o menor que las rocas circundantes,

14

el campo magnético normal sufre una alteración, y la agujase desvía del meridiano magnético.

La gravimetría está basada en la medición de la gravedadranto a la superficie terrestre por medio de un variómetro de¿ravedad. Una distribución desigual de la fuerza de gravedades testimonio de una densidad desigual de las rocas en la región considerada. Este méto do se utiliza para la búsqueda demenas integradas por minerales muy pesados o muy livianos.

La electrometría (prospección geoeléctrica) se funda en laconductividad eléctrica distinta de las rocas. Se la utilizaen la búsqueda de pirita de cobre, galena, magnetita y algunos otros minerales metalíferos cuya conductividad eléctricasupera cientos y miles de veces ia de las rocas estériles.; Existen, además, otros métod os geofís icos, basados en lamedición de diversas magnitudes: velocidad de paso de lasondas elásticas a través de las rocas (sismometría), radiaciones radiactivas (radiometría), etc.

El método de exploración más difundido es el sondeo profundo (perforaciones de hasta varios kilómetros de profundidad). En el proceso del sondeo se extraen de los pozosmuestras (testigos) de rocas, según las cuales se determinala constitución litològica del yacimiento. Al practicarse unaexploración detallada, se abren con frecuencia excavacionesde exploración (pozos de cateo, calicatas, etc.).

Todas las reservas de mineral útil comprendidas dentro dela parte explorada de un yacimiento, se llaman reservas geológicas. Atendiendo a su importancia económica, lasreservas geológicas se subdividen en dos grupos cuya estimación se hace por separado: las reservas explotables y lasreservas potenciales.

Las reservas explo tables responden a los requisitos industriales, o sea, que su explotación es rentable. Las reservas

potenciales , debido al contenido escaso del componenteútil, a la poca potencia de las masas mineralizadas, o condiciones de explotación demasiado complejas o a la necesidadde aplicar tratamientos de transformación demasiado complicados, no pueden ser aprovechadas actualmente, peropueden considerarse como eventualmente recuperables enel futuro.

La diferenciación de esas reservas se hace en base a lascondiciones establecidas por organismos de Estado com petentes, para cada yacimiento o grupo de yacimientos similares en cuan to a sus condicione s geológicas y económicas. Las

15



condiciones de calidad estipulan, al par de otros índices, elcontenido mínimo rentable^de componente útil, es decir, ellímite, más allájdel cual el mineral del yacimiento considerado deja^de ser rentable^en cuanto a su extracción y tratamiento.;,;„¡>A1 elaborarse el proyecto para la explotación de un yacimiento, se deja a veces al margen de la exp lotación una partede las reservas del mismo, que se abandonará en forma depilares de seguridad debajo de diversas obras y edificios.Esa parte de reservas explotables pasa a integrar las pérdidas

previstas en el pr oye cto , mientras que la parte restante, destinada a la extracciónxonstituye las reservas industriales. Enel proceso de la extracción, parte del mineral se pierde inevitablemente, de ahí que las reservas recuperables (mineralextraído) se definenj como la diferencia entre las reservasindustriales y las pérdidas de explotación.

Además del mineral, en el proceso de la exp lotación seextraen también rocas estériles. Parte de éstas es traída a lasuperficie separadamente del mineral (en caso de galeríasexcavadas en roca), y parte es mezclada con la mena en elproceso de arranque. El mineral extraído a la superficiey mezclado con estériles, se llama masa mineral, llamándosemasa rocosa a todas las rocas extraídas (masa mineraly estériles).

En la fig. 2 se da una clasificación de las reservas deminerales útiles.

De acuerdo al grado en que han sido exploradas y estudiadas la calidad de la materia prima y las condicionesmineras y técnicas de su explotación, las reservas de losyacimientos se subdividen en cuatro categorías: A , B, Cx y C2. La categoría A abarca las reservas totalmente estudiadas, en tanto que a la categoría C2 pertenecen las menosestudiadas (reservas estimadas). La elaboración de proyectospara la construcción de empresas mineras nuevas o la reconstrucción de empresas ya existentes se autoriza sólo si lasmismas^ cuentan con reservas explotables aprobadas por laComisión de Estado para las Reservas de Minerales Utiles,requiriéndose, además, una determinada correlación entrelas categorías A , B y Cx.

En el proceso de explotación de un yacimiento, la exploración no queda interrumpida, sino que, mediante sondeosy trazado de galerías, se van precisando los contornos de loscuerpos mineralizados, como también el porcentaje de metal

|1R Fig. 2. Cla sific ació n de las reservas de minerales útiles:f f e i, reservas potenciales; 2, pérdidas asignadas por el proyecto; 3, pérdidas de ex-

plotación; 4, reservas recuperables; 5, roca estéril mezclada con mineral; 6, rocaestéril extraída separadamente del mineral

';£|j ;....... ........ ........... . ' ....... ,

I en las menas. La exploración que se lleva a cabo simultá-I neamente con la explotación del yacimiento, se llama

m exploración minera.

- § 3. Características generales del método de

í explotación subterráneop _ Después de haberse explorado detalladamente un yaei-.'Jtí:-.Bii&irfco, se procede a su explotación. Por explotación se en-

j f tiende todo el con junto de traba jos rela tivos a la extracción¿| del mineral útil. Si el yacimiento se halla a poea profundi-r dad, se lo explota a cielo abierto, y si se encuentra a gran^ profundidad, se practica la explotación subterránea.

- fe La fig . 3 muestra un esquema de la explotación subterrá-nea de un yacimiento,

j Para abrir el acceso al yac imiento, se procede a su desía- | pe, es decir, se excava un pozo de mina 1, partiendo del cual

É 2-01021 47



Fig. 3. Esquema de explotación de un yacimiento por método subterráneo

se trazan las galerías de mina 2 , 3 , 4, que dividen el yacimiento verticalmente en pisos o niveles. Encima del pozo sehalla situado el'castillete de extracción 5; a proximidad delmismo, en un edificio especial 6, se halla instalada la máquina de extracción , que opera el ascenso y la bajada de lavasija de extracción 7, llamada jaula, que sirve para subiro bajar a la gente, los materiales, el mineral, etc.

Además del pozo de extracción principal se excava un pozoauxiliar 8 que constituye la salida de emergencia a la super

ficie y que proporciona las condiciones normales de ventilación. Gomo regla, este pozo viene equipado de una instalación de extracción auxiliar 9 y tiene un compartimento deescaleras 10 (el pozo principal también suele tenerlo). Enla superficie, a proximidad del pozo auxiliar, se halla unedificio con una instalación de ventilación 11. La distancia

L entre el pozo principal y el auxiliar depende de la modalidad de destape y varía dentro de amplios límites, desde decenas de metros hasta 2 ó 3 km.

El laboreo del cuerpo mineralizado se hace generalmenteen sentido descendente, es decir que el mineral se extraeprimeramente en el nivel superior* entre las galerías 2 y

18

y a continuación, en el piso inmediatamente inferior, entrelas galerías 3 y 4, y así de seguida. El proceso de extraccióndel mineral se llama labor de extracción.

Las labores de extracción son precedidas por labores preparatorias o de acceso. Por medio de galerías ascendenteso realces 12, el piso se divide en bloques o plantas B lr B^ etc., dentro de cuyas márgenes se practican toda una seriede galerías y excavaciones horizontales y verticales (pasillos de circulación 13 , coladeros 14, etc.). Esa determinadasecuencia de los trabajos preparatorios y labores de extracciónse denomina sistema o método de explotación (véase cap. V).

El proceso de arranque con el método de explotación poralmacenes consta de varias operaciones. El arranque delmineral del macizo se efectúa mediante la voladura de cargas

. de explosivo distribuidas en barrenos 15. Los barrenos sonperforados con máquinas perforadoras o barrenadoras directamente desde la superficie del mineral arrancado. El mineral arrancado por el explosivo va bajando por la gravedadhacia los pozos-tolvas 16 y coladeros 14, donde es largado,a través de las bocas de descarga 17, a las vagonetas 18 , queson arrastradas por locomotoras eléctricas 19 hasta el pozode extracción. Las vagonetas, de a una o de a dos, son subidasen la jaula hasta la superficie y descargadas desde la estacada 20 en vagones de gran capacidad que transportan el mineral a la planta de concentración. La concentración o beneficio del mineral consiste en elevar el contenido de metalen la mena eliminando parte de los estériles contenidos enla misma.

En un nivel, las labores de extracción y las preparatoriasse llevan a cabo simultáneamente en varios bloques. Así,los bloques B t y i?2se encuentran en la etapa del desanche,mientras que el bloque B z se halla en la etapa de preparación(ver fig. 3).

Simultáneamente con la extracción en el piso superior,se procede al destape y la preparación del nivel inferior. Enla fig. 3 se muestra la excavación de la galería de transporte 4 y la perforación de un contracielo o realce 21. El mineralarrancado^ durante el trazado de galerías va s iendo cargadopor las máquinas cargadoras y los agujeros de barreno sonperforados por las barrenadoras 23.

. Durante la explotación, es imprescindible ventilar lasgalenas subterráneas, pues los trabajos con explosivos producen gran cantidad de gases nocivos y polv o. El aire viciado



f v%f'-

y po lv or iento es asp irado , seg ún lo indican las f le chas eñ pü i i -t i l lado , a t rav és de l pozo aux i l iar y e l canal de v ent i lac ión

24, por e l v ent i lad or 25. El a ire f resco es aportad o , seg únindican las f le chas de t razo l leno , a t rav és de l pozo pr inc i - J j

P La explo tación subterránea trae aparejados grandes afín- ;j| jos de aguas subterráneas, que se van colectando en un pozocolector 26. Para evacuar esas aguas, en la cámara de bombas 27 se instalan las bombas 28. ^ '|J

De este modo, en el proceso general de explotación subterránea se destacan tres etapas principa les: el destape, la JJpreparación y la extracción, cada una de las cuales comportadistintas operaciones: arranque, acarreo o carga del mineral,

entibación de las galerías, ventilación y desagüe, transporte ||subterráneo y eleva ción hasta la superfic ie. ||La empresa que explota un yacimiento y que comprende ||

una o varias explotaciones subterráneas o canteras a cielo |gabierto, se denomina mina. La parte del yacimiento exp lota- |gda por medio de una mina, se llama distrito o campo minero.De este modo, un piso o nive l constituye una parte del cam- ;j,po minero, limitada desde abajo y arriaba (en buzamiento ^y en alza) por las galerías de transporte principales 2 y 3 (véase fig. 3). Cuando la disposición del yacimien to es ho n- |zontal o poco in clinada, el campo minero se divid e en paneles.

§ 4. Clasificación y denominación de las excavaciones |subterráneas =:§

Según sea su disposición en el espacio, se distinguen lasexcavaciones o galerías de mina verticales, horizontalese inclinadas. El esquema de disposición de las galerías g

subterráneas se diseña en la fig. 4. W El pozo de mina (1, 11) es una excavación minera vertica l *jo inclinada que desemboca directamente en la superficie g y está destinada a la extracción del mineral, al descensoy ascenso del personal y los materiales. En el pozo de minavan canalizados los cables eléctricos, los caños de condu cciónde agua y aire comprimido; a través de los pozos se efectúala aeración de todas las labores subterráneas. La parte su-perior del pozo se llama boca o bocamina, llamándose la in~ ;|ferior sumidero o foso colector. De acuerdo a la misión que ,|-cumplen, se distinguen los pozos principa les y los auxiliares. .■*-Generalmente, un pozo llena varias funciones^ pero a veces •-

20

A - A

s••cC

7S

O43C5S

a>o

o

©"CS

2&tom

Sí)fe



cL so rií? ° i I usonesPeclal> PM ejemplo, para el des-ne af ín oz oT » n i ° ,6n aS exoa™ i°n es subterráneas (pozo de relleno), para la aeración (pozo de vent ilación), para el desagüe, etc.

En la sección transversal, los pozos de mina pueden te-

l « r d e"w r™ d<mdr r tangular y ’ a veces- • > & «pozos de sección redonda son entibados con un revésti-

Mzo^ s,fpeie °¿ mÍf D/ Uha0rraí§TÓn armad0' EI diámetro ^ estosson nrn viiL 5 3 pozos de farma rectangularn provistos de un entibado de madera o metílico; el área

viene rlet^0“ “ i 25, La Profundidad de los pozosqinnp, 9 ' ? !na TiP°r yacim iento, alcanzando en oca-

fnTJ J f f ^ P°Z0 Suele estar dividido a lo largo detocia su extensión en vanos compartim entos (de iaulas deskips, de escaleras,^ etc.). El esquema de la sección transVer-

a e pozo esta representado en el cap. IV.be llama pozo ciego (8) a la excavación vertical o incli

nada que no tiene salida directa a la superficie y cuyo objeto

% t T í T Gl deI P0Z° d e m in a fo m en te 7 E l j o z o c iego va dotado de una maquina de extracción. -Un contracielo o realce (f>, 7) es una galería minera verti

cal o inclinada sm salida directa a la superficie y destinada a la bajada del mineral arrancado, circulación de la gente,levantamiento o descenso de materiales, ventilación. A di-

p w I Cia P°Z0 Cieg0’ el GOntraciel° no se utiliza paraelevar estenles o mineral. Los contracielos suelen tener unasección transversal de forma rectangular, pero cuando su

/ SerV1G1° f de ser muy lar£ °’ se hacen ele seccióni ñ y S°-11 e?.í;lhad10S con horm igón . Si los contracielos

umplen varias finalidades, llevan varios compartimentos.Los contracielos se excavan, como regla, entre los niveles detransporte, y su longitud es igual a la altura del piso (de 40

a 80 m), pero a veces un contracielo es utilizado para variospisos y su extensión alcanza a varios centenares de metrosi^os realces son excavados de abajo arriba.

Un pozo de cateo o calicata (10) es una excavación verticalcon salida directa a la superficie. El pozo de cateo sirve parala exploración del yacimiento, ventilación, descenso demateriales yapara otros fines auxiliares.

Un socavón (9) es una galería horizontal que tiene salidadirecta a la superficie y está destinado a los distintos servicios que necesitan las labores mineras. El socavón se utiliza para los mismos fines que el pozo de mina, pero en virtud

disposición horizontal, la extracción de mineral a laíii er fic ie el acarreo de materiales, y a veces también eltransporte del personal por esa galena, son efectuados poirnpfíios de transporte sobre carriles o sm carriles. En cuantof s u forma y dimensiones, el socavón no se diferencia denfras galerías subterráneas.

Una galería de mina (8, 4), una cortaveta (2) y un recor- íp (*}) son excavaciones horizontales que no tienen salida dirpfta a la superficie y están destinadas al transporte decareas circulación del personal, ventilación, desagüe, etc.T a diferencia entre esas labores mineras reside en su disposición con relación al cuerpo mineral. Una galena de mina esexcavada según el rumbo del cuerpo mineralizado, en tantome la cortaveta y el recorte lo son en sentido transversal al

rumbo, excavándose una cortaveta solo en la roca, y unrecorte, en el mineral. Una galería de mina puede excavarsetanto en la roca (4), llamándosela en este caso galería estéril, como también en la masa mineral (3), llamándosepntonces galería en mineral, .. ,.

Las excavaciones horizontales destinadas al desagüe tie-nen una pequeña pendiente (de 2 a 5 m en una longitud de4000 m) hacia el pozo de mina.

Las galerías horizontales excavadas en rocas desmorona-bles son entibadas con madera, hormigón o metal en tantoque las galerías excavadas en rocas firmes muchas vecesprescinden de fortificación. Según el tipo de entibado, lasgalerías tienen una sección de forma trapezoidal, abovedada

Guando la presión de la roca es elevada, las galeríashori zon tale s se practican de forma redonda. La secciónde las galerías horizontales es de 4 a 16 m .

En las galerías horizontales se colocan los rieles, se sus

pende el hilo de contacto; a lo largo de las paredes se tienden los cables de fuerza y las conducciones de agua y airecomprimido. Para la libre circulación de las personas, a unlado de la galería se deja un pasillo, cubriéndose con un entablado la cuneta de desagüe. _

En estos últimos tiempos, en algunas minas, la cunetade desagüe se excava del lado opuesto al del pasillo de cir-cu lác ión

Una g a l e r í a horizontal de forma abovedada, excavada enrocas firmes y estables sin entibación, está representada en



dS as 5y GñrmeSa: h°rÍ20ntai d® f°rma abovedada’ « ca va da en rocas

lámparas ¿fe alumbrado; âf loíd^ ônd iíccfónê0^ « ? 0’ 4} l m de íráfico; s >cable e léc tr ico ; í , su sp ^s S ¡teí MíoT e con Utí* ^ 7 3116 “ “ P " “ ««» ; ?J

Los esquemas de la sección transversal para las galeríasde forma trapezoidal, con entibación de madera y metálicacomo asimismo^ para las galerías abovedadas con fortifica-ciones de honmgon, están diseñados en el cap. IV.

es una. gaiería ^diñada sin salida directaa l a superficie, que sirve para elevar el mineral del nivelinterior al superior mediante un dispositivo mecánico (generalmente, por medio de transportadores).

Un plano inclinado es una excavación similar al chiflónpero que se utiliza para el descenso del mineral y los materiales del nive l superior al inferior mediante un pro cedimiento mecánico.

c J í 5 i >r0XImida? del P°zo de se hallan dispuestas unamío ii exca7 aci03Jes horizontales hechas a modo de cámaras,que llevan el nombre de anchurón de enganche. El anchurónde enganche comporta : <mwiuron

24

— las cámaras en que se opera la descarga de las’vagonetasen la tolva receptora subterránea, o la carga de aquéllas enla jaula;

__ las cámaras en que se juntan las vagonetas vacías;__ las cámaras o salas de bombas, la subestación eléctri

ca, el depósito de las locomotoras eléctricas, el cuarto deldespachador de trenes, el puesto de asistencia médica, elpozo colector de agua, la sala de espera, etc.

El tipo de anchurón de enganche está supeditado a la capacidad del pozo de extracción (cantidad de mineral y rocaelevada a la superf icie), el modo de extracción del mineral(en skips o en jaulas), el número de pozos que utilizan losservicios del anchurón de enganche, el esquema de ventila

ción adoptado.En minas importantes, con gran capacidad de producción,se suelen construir anchurones de enganche con circuito en curva (figv6, a), que proporcionan un tráfico ininterrumpido,en tanto^que en las minas de capacidad reducida se hacen anchurones’ con vía muerta (fig. 6, b). El esquema del tráficoy el cambio de vagonetas en el anchurón de enganche vienendescritos en el cap. III.

Con el fin de preparar el bloque para los labores de explotación, además de las galerías mencionadas, se excavantambién otras galerías de distintas asignaciones: coladeroso alcancías, galerías de subnivel, galerías de laboreo concuchara de arrastre (scráper), contracielos ramales, etc.(ver cap. V).

| 5. Característica general del método de explotacióncielo abierto y elementos de una cantera

El conjunto de excavaciones a cielo abierto para explotarun yacimiento, se denomina cantera. Llámase también cantera a la empresa que se dedica a la explotación a cieloabierto de un yacimiento. En la industria hullera, el equivalente del término «cantera» es el término «tajo abierto».El esquema de una cantera se muestra en la fig. 7, a. Al serexplotado un yacimiento a cielo abierto, se lo dividen encapas horizontales. Puesto que se explotan varias capas simultáneamente, la cantera adquiere en el proceso de explotación una forma escalonada. Uno de esos escalones, es decir,la parte de la capa que tiene forma escalonada, se llama grada o banqueta. En una grada se distinguen los elementos



-r r

rm

'29000 15000-

Fig. 6. Anchurón de enganche: a, anchurón de circuito en curva; 1, pozo de extracción por skips; 2, pozo de extracción por jaulas; 3, cámara del volcador devagonetas; 4, cámara para guardar muestras de mineral; 5, sala de espera; 6, cámara de bombas; 7, subestación eléctrica; 8, puesto de asistencia médica; b, anchurón con vía muerta: J, poz o; 2, sumidero; 3, cámara de bombas; 4, cortaveta



a

Fig. 7. Esquema de explotación a cielo abierto y elementos de unacantera:i , excavadora; 2, camión volcador; 3 bulldozer; 3, tren de perforación; 5, niveles de explotación; 6, escombros de voladura; 7, cuerpo mineralizado 8, perforaciones; 9, trinchera de entrada en el 4o nivel; 10 , rampa de entrada en el 1ernivel; 1 1 , escombrera

¡ siguientes (fig. 7, b): explanadas superior 1 e inferior 2,|:V escarpa o talud 5, labio superior o l ínea de intersección del| : ; talud con la explanada superior; labio inferior o línea de j ; j: intersección de la escarpa con la explanada inferior . El ángu-¡ L' lo formado por la intersección del plano del talud con el pla-¡ i; no horizontal se llama ángulo de talud a de la banqueta.| - Los conceptos «superior» e «in ferior» , apli cados a la expla

nada, son relativos, pues la explanada superior de la gradaü inferior es a la vez la explanada inferior para la grada dispues-L ta encima.

La distancia vertical entre las explanadas superior e inferior caracteriza la altura k de la grada. Las más de lasveces, esa altura es de 10 a 15 m.

La explanada de la grada en que se ubica el equipo de extracción, se llama nivel. La cantera representada en la fig. 7 tiene tres niveles de laboreo.

A diferencia de una e xplotación subterránea, en una a cie loabierto, a la par de mineral, se extrae necesariamente grancantidad de rocas no aprovechables o ganga que encierran elcuerpo mineralizado. El proceso de extracción del mineralrecibe el nombre de trabajos de extracción, llamándosedespejo o desmonte la eliminación de la ganga.

Antes de ini ciar las labores de despe jo o de extra cción, cada

nivel se desmonta, es decir, que se excava hasta el mismo unatrinchera de entrada desde el nivel inmediatamente supe-rior.

La trinchera de entrada es una excavación en forma dezanja inclinada. Para preparar un nivel para las labores deextracción o de desmonte, se practica una trinchera de preparación, que es la continuación de la de entrada. A diferencia de esta última, la trinchera de preparación no tiene pendiente.

Las labores de e xtracción (o las de>rdespejo) comienzanpor el laboreo de uno o de ambos bordes de la trinchera depreparación por rebanadas. Después del laboreo de uno delos bordes de la trinchera de preparación, ésta adquiere laforma de rampa o bajada.

Dentro del proceso general de las labores de extraccióno de despejo, se distinguen las operaciones siguientes:arranque, carga, transporte y formación de la escombrera.

El arranque (trabajos por barrenos y explosivos) consisteen perforar con barrenadoras, a lo largo de la pasada, barrenos descendientes, cargarlos con explosivos y proceder a lavoladura.

La carga de roca volada se realiza por medio de excavadoras.

En presencia de rocás blandas, la excavadora puede funcionar sin necesidad de fragmentar previamente las rocas conexplosivos. La sección de la pasada destinada al laboreo poruna sola excavadora, se llama bloque.

El transporte del mineral a la planta de enriquecimiento,y de la ganga a las escombreras, es efectuado por distintos



medios de transporte: automotor; sobre carriles o mediantetransportadores.

La formación de las escombreras consiste en acopiar laganga en los lugares destinados especialmente a ese fin.Cuando el transporte es por camiones, el proceso de formación de la escombrera consiste en descargar el camión volcadorsobre la escombrera y en arrojarla ganga cuesta abajo con elbulldozer. Así, pues, la explotación a cielo abierto comprende las etapas siguientes: despejo, preparación, trabajos dedesmonte y de extracción. Cada una de esas etapas consisteen arrancar, cargar, transportar mineral y rocas y formarlas escombreras (cuando se extrae la ganga).

Las superficies laterales que delimitan una cantera, sellaman bordes de la cantera. El borde en que se están efectuando los trabajos de extracción o desmonte, se denominaborde explotado, llamándose borde no explotado aquel enque no se realizan trabajos mineros (ver fig. 7, b). Sobre elborde no explotado suelen disponerse las explanadas de trans

porte y de seguridad. Las explanadas de transporte sirvenpara disponer en ellas las vías de transporte. Sus dimensionesson determinadas por las del material rodante y el númerode vías. Las explanadas de seguridad cumplen la misiónde prevenir los accidentes, deteniéndose en ellas los trozosde roca que se desprenden del talud de una grada. La anchurade las explanadas de seguridad adoptada nunca es inferiora un tercio de la distancia vertical entre ellas.

La profundidad máxima de una cantera, adoptada por elproyecto, llámase profundidad límite H y la línea que une ellabio superior de la cantera con el labio inferior de la gradamás baja, en la posición extrema de los bordes de la cantera,se llama línea de extinción 5.

El ángulo ^ formado por esta línea y el plano horizon

tal, se llama ángulo de extinción. La magnitud de este ángulodepende de la firmeza de las rocas y de la profundidad de lacantera, y constituye 50 a 35°. La línea que une los labiossuperior e inferior de la cantera en el período de su explotación , se llama línea de separación 4, llamándose ángulo de separación el que forma dicha línea con el plano horizontal.

El ángulo de separación del borde ex plotado a x es siempremenor que el del borde no explotado a 2, y constituye15 a 30.°

§ 6. Características de algunas menas y yacimientos metalíferos principales

Minerales de hierro. Los minerales metalíferos principales son la magnetita (Fe30 4), la hematita (Fe20 3), la hidro-hematita (Fe2G3-n -H20 ), la hidrogoetita (Fe20 3 -f reH20) ,la siderita o espato ferroso (FeC03). Todos estos mineralescontienen una proporción de 48,3 a 72,4% de hierro. Deacuerdo al mineral metálico predominante, se destacan lossiguientes tipos de minerales de hierro: menas de magnetita,hematita, limonitas (menas de hidrogoetita), titanomagneti-ta y cuarcitas ferruginosas (magnetíticas y hematíticas). Elpeso volumértico de los minerales de hierro oscila entre3 y 4,5 t/m 3. Estos minerales de hierro contienen con frecuencia elementos que bien mejoran¡su calidad (manganeso, cromo,vanadio, níquel, cobalto), bien le son perjudiciales (fósforo,azufre, estaño, plomo, cinc, cobre).

El valor del mineral de hierro está determinado por elporcentaje de hierro contenido en él, por la presencia de mezclas favorables y la ausencia de componentes nocivos, por lafacilidad de su enriquecimiento y tratamiento metalúrgico. As í, los minerales magnetíticos son fácilmente bene ficiables(separación magnética), pero de difícil reducción, al serfundidos en altos hornos, en comparación con las limonitas(hematitas pardas). El porcentaje de hierro mínim o admisible en el mineral varía entre amplios límites y depende deltipo de mineral y del contenido de impurezas. Anteriormente se ha dado el ejemplo del yacimiento de Kachkanarcon sus minerales de magnetita que contienen 16 a 17% deFe. La posibilidad de explotar minerales con un porcentajede hierro tan pobre se debe a la presencia en esas menas deun componente valioso, el vanadio.

Los minerales destinados al tratamiento metalúrgico deben tener los siguientes porcentajes de hierro: las limonitas,no menos del 45% y las magnetitas, no menos del 55%. Losminerales con un contenido de hierro más pobre deben serbeneficiados. En la Unión Soviética, un 70% de todos losminerales de hierro extraídos son sometidos al proceso deconcentración.

La Unión Soviética ocupa el primer lugar en el mundotanto por sus reservas exploradas, como por el volumen deextracción de los minerales de hierro. Las reservas registradas en la URSS pasan de 110 mil millones de toneladas. Entre



las reservas generales exploradas según las categorías A -f-+ B + Clt cerca de un 17% está constituido por mineralescon porcentajes de hierro mayores del 55%, que no requieren el tratamiento de concentración; un 64% está representado por minerales cuyo beneficio es posible según esquemassencillos y un 19%, por minerales cuyo enriquecimientoexige métodos complicados.

A con tinuac ión se ind ican los yac imientos más imp ortantes de hierro explotados actualmente.

El yacimiento de Iírivoi Ro g está constituido por depósitos estratiformes de minerales de magnetita y hematita cuyapotencia oscila entre 10 ó 12 m a 100 m y más, y una extensión de hasta 1000 m. Los depósitos se hallan rodeados por

capas potentes de- cuarcitas ferruginosas pobres. Esta cuencaes el proveedor principal de mineral de hierro en la URSS. Algunas decenas de minas y var ios tajos a cie lo abiertoproporcionan cerca del 50% de todo el mineral de hierroextraído en la URSS. Sobre la base de las cuarcitas ferruginosas ha sido construida toda una serie de importantísimos complejos mineros (el Central, el Séverni, el deIngulets). El ritmo de desarrollo de estos complejos lo ilustra el ejemplo del complejo minero de Ingulets, que ha sidopuesto en explotación en 1965 y que a los dos años ha alcanzado y sobrepasado capacidad de producción anual de 20 millones de toneladas de mineral. Una vez incorporado al servicio el segundo grupo de este complejo, su capacidad deproducción llegará a 30 millones de toneladas.

Entre los grandes yacimientos de minerales de magnetitase hallan varios depósitos de los Urales (en Magnitogorsk, Visokogorsk, Gorá Bla godat, etc .).

Uno de los tajos a cielo abierto más importantes de los

Urales Septentrionales es el de Kachkanar, cuya capacidadde producción de masa mineral proyectada es de 32 millones de m3.

El yacimiento de limonitas o hematitas pardas de Kerch (Crimea) presenta estratos horizontales y poco inclinadoscuya potencia oscila entre 5 y 22 m. La escasa profundidadde este yacimiento permite explotarlo por tajos abiertos.

Las hematitas párdas integran también los criaderos dela región de Tula-Lípetsk, en el centro de la parte europeade la RSFSR.

Numerosos yacimientos de minerales magnetíticos sonexplotados por tas empresas mineras integrantes del comple

32

jo minero ^de Kuzneisk (Tashtagol, Temir-Ta% Sheregueshy otros).

El yacimiento mayor del mundo, el de.la llamada Anomalía Magnética de Kursk, presenta depósitos de cuarcitas ferruginosas cuya extensión llega a cientos de kilómetros. En laparte superior de las cuarcitas ferruginosas se halla concentra»da una serie de ricos depósitos de minerales de hierro. Enmuchos sectores, menas ricas están recubiertas con arenasmovedizas. .Actualmente, las cuarcitas ferruginosas sonexplotadas por labores subterráneas (mina Gubkin), explotándose las menas ricas a cielo abierto (canteras de Lebedín,Stoilensk, Mijailovsk). La capacidad anual asignada dela cantera Mijailovsk es de 35 millones de toneladas de

mineral.Una base importante de mineral de hierro ha sido creada

en el Kazajstán, donde el complejo minero mayor es el deSokolovo-Sarbái. Dos tajos a cielo abierto de este complejotienen una capacidad de producción de 135 millones m3 demasa mineral.

Entre otras empresas mineras productoras de mineral dehierro, cabe señalar el combinado Korshunovski, la mina de Abakán (Siberia) y la de Olenegorsk (península de Ko la) .

Entre los yacimientos más importantes de mineral dehierro en los países extranjeros se hallan los de hematitas enla región del lago Superior (EE.UU.), de magnetitas enKirunavar y Luosavar (Suecia), hematitas pardas en Luxem-burgo, etc.

Minerales de manganeso. Las menas manganíferas estánconstituidas, las más de las veces, por minerales: pirolusita(Mn02) y psilomelano. Estos minerales contienen de 45a 63,2% de manganeso. Generalmente, se explotan menas demanganeso cuyo contenido en manganeso no sea inferiora 25 ó 30 %. La presencia de hierro o caliza en los mineralesde manganeso permite también explotar minerales máspobres.

La mayoría de los yacimientos de manganeso son de origen sedimentario. En la Unión Soviética, los yacimientosmás grandes son de Níkopol (Ukrania) y el de Ghiatura(Georgia). El yacimiento de Níkopol está constituido porcapas poco inclinadas de hasta 3 m de potencia, formadaspor depósitos de pirolusita y psilomelano. El contenido demanganeso en la mena es de 25 a 52%. La explotación selleva a cabo por método subterráneo; algunas secciones,

3 - 0 1021 33



donde eí espesor de las capas de recubrimiento es de^BOa 70 m, se están explotando a cielo abierto.

Los criaderos de manganeso más importantes del extran jero se hal lan en el Brasil, la Ind ia y el Africa.

Minerales de cobre. Los principales minerales cupríferosson los su lfuros de cobre: calcosina (Cu2S), b ornita (Cu5FeS4)scalcopirita (CuFeS2) y otros. Estos minerales contienen de34 a 79,8% de cobre. Los yacimientos de cobre pueden serde origen magmàtico (minerales porfídicos y piritas) o biensedimentario (areniscas cupríferas).

Las menas de cobre suelen contener oro, plata, cadmio ,sulfuros de hierro, de cinc, de níquel, de plomo, etc. La clasificación de las menas de cobre según su valor ha sido indi

cada ya anteriormente. La masa mineral sometida a la transformación metalúrgica debe contener no menos de 3 ó 5%de cobre»

Los yacimientos de cobre más importantes se hallan enel Kazajstán (yacim ientos de Kounradski y de Dzhezka¿-gán). El de Kounradski presenta cuarcitas secundarias enriquecidas con minerales metalíferos. Además de cobre, losminerales contienen molibdeno. La explotación se realizaa cielo abierto. El yacimiento de Dzhezkazgán está constituido por arenisca, cuprífera. En las minas de este criaderose utilizan con todo éxito excavadoras, camiones volcadores y vagones automotores.

Yacimientos de cobre existen también en los Urales(Gay, Sibay, Uchali, etc.), en Armenia y en Siberia Occidental.

Los yacimientos más importantes en el extranjero seencuentran en los EE .UU ., el Canadá, B olivia y otros países.

Menas de aluminio. El mineral que contiene aluminio

es la bauxita. Las bauxitas son productos residuales de ladesintegración de las rocas que contienen los mineralesdiasporo, boehmita e hidroargilita. Estos minerales contienen 65 a 85% de alúmina (A120 3). Generalmente, lasmenas de aluminio contienen 40 a 60 % de alúmina, no debiendo el porcentaje mínimo ser inferior a 20 ó 25%. En laUnión Soviética, los yacimientos de bauxitas se hallansituados en los Urales Septentrionales, en la región de laciudad de Tijvin, en el norte de Kazajstán y en la región deKrasnoiarsk.

Los yacimientos nordurálicos de bauxitas presentan capas de poca pendiente y depósitos lenticulares encerrados

34

en calizas de 2 á 15 m de potencia. Estos yacimientos sonexplotados por el método subterráneo (minas de bauxita deSévero-Uralsk).

También existen yacimientos importantes de bauxitas enEE.UU. (estados de Arkansas, Alabama y otros).

Las menas polimetálicas contienen las más de las veces,plomo y cinc; suelen llevar también cobre, oro, plata, cadmio, a veces antimonio, bismuto, estaño. Los principalesminerales plomíferos son la galenita (PbS) y la cerusita(PbC03). El mineral básico del cinc es la esfalerita (blendade cinc) (ZnS). En las menas que van directamente a lafundición la proporción de cinc no debe bajar de 20 ó 30%.Para que la explotación sea rentable, el contenido de metal

en estos minerales no debe ser inferior a 2 ó 4%.Los metales principales en las menas polimetálicas puedenser asimismo el volframio, el molibdeno y otros. Los yacimientos más ricos de menas polimetálicas se encuentran enlos montes Altai (Leninogorsk, Zirianovsk, etc .), en la regiónpremontafíosa del Tian Shan, en el Cáucaso.

Sin detenemos en las características de las menas deotros metales, indicaremos los porcentajes mínimos admisibles de metal, requeridos para una explotació n rentable de losminerales. Las menas de cromita entregadas para el tratamiento m etalúrgico, deben contener un porcentaje mínimo de45% de óxido de cromo. En la industria química se aprovechan minerales de baja ley, con un contenido del oxidode cromo de 30 a 40%.

El contenido mínimo rentable de níquel depende del contenido de los elementos acompañantes (cobre, platino, cobalto, etc.) y constituye 1 a 2%. Los yacimientos primarios deestaño son generalmente explotables con un porcentaje demetal en la mena de 0,3 a 0,8%, pero en caso de existircondiciones económicas favorables, el contenido mínimorentable de metal puede ba jar hasta. 0,1 %.

Los yacimientos de plata son explotados cuando el contenido metálico en las menas no es inferior a 0,05 ó 0,1%.En las menas polimetálicas, resulta.suficiente un porcentajede plata de 0,01 a 0,015%.

Los yacimientos primarios de minerales auríferos debentener un contenido mínimo de 2 a 5 g de oro por tonelada.Los criaderos de oro y platino aluviales (placeres) sonexplotables con un contenido de 100 miligramos de metalpor metro cúbico de roca.

3* 35



CAPITULO IITRABAJOS DE PERFORACION YDE VOLADURA

§ 1. Generalidades y clasificac ión de las máquinasperforadoras

El método principal de arranque de rocas durante eltrazado de galerías y ía extracción de mineral son los traba jos de perforación y de voladura. Las cargas de materiasexplosivas se colocan en ¡barrenos o perforaciones, que sonagujeros cilindricos abiertos en las rocas por máquinas perforadoras. ¿ a diferencia entre barrenos y perforaciones resideen sus dimensiones. Los barrenos suelen tener un diámetrode 30 a 75 mm y profundidad de hasta 5 m, mientras quelas perforaciones tienen un diámetro de 50 a 300 mm y unaprofundidad mayor de 5 m (hasta 30 a 60 m)^

Los barrenos y las perforaciones se disponen en sentidovertical, inclinado u horizontal. Para caracterizar las condiciones de utilización de las perforadoras, todas las variedades de los frentes de ataque pueden dividirse, de acuerdo alsentido de su progresión, en ascendentes (que avanzan deabajo arriba), descendentes (que avanzan de arriba abajo)y laterales (cuyo avance sigue el sentido horizontal o pocomenos).

Los barrenos son perforados con perforadores (barrenadoras), perforadoras rotopercusivas y taladros eléctricos, y Jasperforaciones lo son por máquinas o trenes de perforación,los cuales, atendiendo al principio de su acción, se dividenen perforadoras de percusión a ca ble, de acción r otopercusiva,de acción combinada percuvisa-rotativa (perforación neumo-percusiva), de perforación rotativa, y las que utilizan elmétodo ígneo. Las máquinas de percusión a cable van siendoreemplazadas en todas partes por máquinas de otros tipos,de rendimiento superior.

A con tinuación, vamos a examinar el diseño y el principio de funcionamiento de las principales clases de máquinasperforadoras.

Fig. 8. Esquema de una barrenadora manual

§ 2. Perforación de barrenos con barrenadoras

Las barrenadoras son máquinas percusivas-rotativas accionadas por aire comprimido. De acuerdo a su peso y al modode instalación en el frente de ataque, las barrenadoras sesubdividen en manuales, de columna y telescópicas.

Las barrenadoras manuales tienen un peso que oscilaentre 12 y 30 a 35 kg y se utilizan para la perforación de barrenos de 30 a 50 mm de diámetro y de 2 a 4 m de profundidaddistribuidos sobre los frentes de ataque laterales o descendentes. Durante el barrenado de los tajos laterales, lasbarrenadoras manuales se colocan sobre soportes neumáticos. Para la perforación de barrenos descendentes se prescinde de cualesquiera soportes. Las barrenadoras manuales se

dividen, de acuerdo a su peso, en livianas, medianas y pesadas.La fig . 8 presenta el esquema de una barrenadora de mano.

Consta de un cilindro 1 , cabeza delantera 2, tapa 8, dispositivo distribuidor de aire, mecanismo percutor giratorioy dispositivo de alimentación con aire comprimido y agua.

El mecanismo percutor giratorio consta de un émbolocon su vástago 4 , varilla helicoidal 5, rueda de trinquete 6, manguito conductor 7 y manguito rotativo 8. La cabeza 9 de la varilla helicoidal va alojada en la rueda de trinquete,enclavándose los trinquetes 10 en los dientes tallados enla superficie interior de la rueda. Esta rueda va fija alcilin-



dro. De esta suerte, la varilla helicoidal puede girar en unsolo sentido respecto de la rueda de trinquete. La varillahelicoidal lleva un fileteado en hélice por cuyo intermediola misma engrana con el émbolo. Al ir desplazándose elémbolo por la varilla, ambos van girando el uno respectodel otro. El vástago del émbolo lleva salientes longitudinalesque entran en las ranuras correspondientes del manguitoconductor (acoplamiento por estrías).

La parte interior del manguito rotativo es hexagonal,conforme a la sección hexagonal de cola de barrena.

El dispositivo distribuidor de aire consta de un casquilloguía 11, caja distribuidora de aire 12, válvula anular 13 y tapa de válvula 14. La tapa de la barrenadora lleva tetonespara la empuñadura 20 y para el grifo de arranque 15. En la tapa se inserta también el pico de admisión de agaaque, luego de atravesar los conductos de la tapa, el tubolavador 21 dispuesto según el eje de la barrenadora, y elcanal de la barrena, es aportada al barreno perforado.La tapa, el cilindro y la cabeza delantera están acopladospor medio de pernos 23.

La barrenadora funciona del modo siguiente. El airecomprimido, luego de pasar por el grifo de arranque 15 y los orificios de la rueda de trinquete, casquillo guía y cajadistribuidora de aire, entra en el espacio anular 16 de dondees aportado a la parte trasera del cilindro A y ejerce presiónsobre el émbolo. El émbolo se desplaza a la derecha y golpeala barrena 22. El aire presente en la parte delantera delcilindro B , sale a la atmósfera por el grifo de escape 17.

Al ir moviéndose hac ia adelante, el émbolo cierra elorificio de escape, el aire presente en la parte delantera delcilindro se comprime y pasa por el canal 18, practicado en elcuerpo del cilindro, a la parte izquierda del espacio circular,16, ejerciendo presión sobre la válvula. En cuanto el émbolo,al seguir su movimiento adelante, vuelve a abrir el orificiode escape, la presión en la parte posterior del cilindro A y en la parte derecha del espacio circular bajará, y la válvu la13 se desplazará a la derecha, ceirando el orificio anular 19. El aire comprimido comenzará a entrar en la parte delanteradel cilindro por el canal 18, y el émbolo se desplazará a laizquierda.’ Al quedar cerrado el orificio de escape por elémbolo, el aire presente en la parte trasera del cilindro se vacomprimiendo y empuja la válvula. Una vez que vuelvea abrirse el orificio de escape, la presión de aire en la parte

delantera del c ilindr o -y» consecuentemente, en la parteizquierda del espacio anular, bajará casi hasta la normal,y la v álvula irá a desplazarse a la posició n extrema izquierdabajo la acción de la presión excesiva. La carrera de la válvula constituye tan sólo 0,5 a 0,6 mm. Acto continuo, elaire vuelve a ser admitido a la parte posterior del cilindro*y el proceso se repite. En un minuto, el émbolo ejecutacerca de 2000 golpes en la barrena.

Al desplazarse el émbolo hacia adelante (carrera de trabajo), su movimiento progresivo se efectúa sin rotación,en tanto que la varilla helicoidal gira en un ángulo determinado, que depende del paso de la hélice del filete. Durantela carrera de retomo (en vacío) del émbolo, los trinquetesimpiden la rotación de la varilla helicoidal, y la rotación

la efectúa el émbolo. Junto con el émbolo entra tambiénen rotación el manguito conductor, que transmite el giroal manguito rotativo por intermedio de las levas. Gomo elmanguito rotativ o está acoplado a la barrena, ésta tambiéngira. El próximo golpe, la barrena lo aplicará ya en unpunto nuevo del fondo de perforación.

Los detritos de perforación son evacuados del hoyo porel agua inyectada en el mismo a través del tubo de lavadoy el conducto de la barrena. El consumo de agua varíaentre 3 y 6 lit/min, según la potencia de la barrenadora.En cierto s tipos d e martillos perforadores, la ^aspiracióny precipitación del polvo son efectuadas a través del conducto de la barrena, por medio de captadores de polvoespeciales..

En el proceso de barrenado de los tajos laterales, lasbarrenadoras manuales se colocan sobre soportes neumáticos(fig. 9) que constan de un cilindro 1 y un émbolo cuyovástago 2 se afirma contra el suelo. La barrenadora se fija

a la parte superior del cilindro. La presión del aire presenteen el cilindro engendra un esfuerzo F cuya componentevertical F v va equilibrando el peso de la barrenadora G, mientras que la componente horizontal Fh proporciona elavance de la barrenadora hacia el frente de ataque. Cuantomenor es el ángulo a de inclinación del soporte neumáticorespecto de la horizontal, tanto mayor será el esfuerzo deavance de la barrenadora en el frente de ataque. El soporteneumático ü-8 tiene un peso de 15 kg y una longitud de1200 m m en estado compr imido; la carrera máxúna delémbolo es de 800 mm.



Fig. 9. Instalación de la barrenadora de mano sobre soporte neumático

5

Las perforadoras de columna cuyo peso es de 30 a 75 kgse utilizan para la perforación de barrenos de voladurade hasta 70 u 80 mm de diámetro. Se suelen utilizar parabarrenar los tajos laterales. La notable potencia de lasbarrenadoras de columna permite aplicarlas para efectuar

perforaciones de hasta 20 ó 25 m de profundidad. Esos barrenos profundos se llaman con frecuencia barrenos de barra por ser perforadas con barras perforadoras.

El diseño y el principio de funcionamiento de las perforadoras-de columna casi no se diferencian de las manuales.Igualmente se las clasifica de acuerdo a su peso en livianasmedianas y pesadas. El movimiento de avance hacia elfrente de ataque en las perforadoras de column a es efectuadopor medio de mecanismos de avance automáticos de husillode embolo o de cadena. ’

En el mecanismo de avance automático de hus illo (fig 10)m motor neumático reversible 1 (con reductor) transmite la

Fig. 11. Carro barrenador autopropulsado CBKHC-2 (SBKNS-2)- _________ • _

\ rotación al husillo de avance 2. Al girar éste, la tuerca 3 se desplaza junto con la barrenadora 5 por la bancada 4. Los mecanismos de avance automáticos junto con las perforadoras se colocan sobre columnas apuntaladas horizontaleso verticales o sobre brazos de los carros de perforadoras.

Los carros de perforadoras o carros barrenadores son plataformas montadas sobre un tren de rodaje sobre carriles,orugas o ruedas, que llevan montadas varias (de 2 a 10)barrenadoras.

El carro barrenador autopropulsor SBKNS-2 (fig. 11)está destinado a la perforación de barrenos de 40 a 52 mm

; í de diámetro durante el trazado de galerías horizon tales deI 5 a 10 m2 de sección en rocas de dureza 10 a 20. El carro| consta de un tren de rodaje 1 , plataforma giratoria 2, pro-r vista de un pupitre de mando 3, dos manipuladores deí flecha 4 y dos mecanismos de avance automático 5 con las

barrenadoras de columna respectivas 6. Los manipuladorespermiten colocar las barrenadoras en cualquier punto delfrente de arranque de hasta 3 m de altura y 3,5 m de ancho.La profundidad de perforación en cada carrera del mecanismo

- de avance automático es de 2 m, el peso del carro es de 4 t.¡ El montaje de las barrenadoras sobre carros de perfora-

4oras permite reducir el tiempo gastado en las operaciones

41



Fig. 12. Esquema de la barrenadoratelescópica

auxiliares y hace factible el manejo de varias barrenadoras porun solo operador.

Las barrenadoras telescópicas (peso: de 30 a 50 kg) sirven parataladrar barrenos de hasta 75 mmde diámetro en frentes de arranque ascendentes, como tambiénperforaciones (barrenos de barra)de hasta 12 ó 15 m de profundidad. /

La Barrenadora telescópica 1 (fig. 12) va montada sobre unacolumna telescópica 2 que constituye a la vez el mecanismo deavance automático. La columnatelescópica va fijada a la cabezatrasera de la barrenadora y cons

ta de dos tubos. El tubo exterior constituye el cilindro,y el interior 3 es el vastago cuyo extremo lleva fijado elémbolo.

/L as barrenadoras manuales, las de columna y las telescópicas teniendo el mismo principio de funcionamiento,se diferencian en cuanto a potencia, modo de distribucióndel aire (de válvula, de distribuidor rotativo, de émbolo),modo de evacuar los detritos de perforación y otros factores.

Para proteger a los obreros perforadores contra las vibraciones, las barrenadoras son provistas de amortiguadores;la reducción del ruido se consigue mediante silenciadoresespeciales. Todas las perforadoras soviéticas vienen diseñadas para una presión normal de aire de 5 at. La fabricaciónde las perforadoras está reglamentada por las normas deestado.

Los tamaños-tipo y los parámetros principales de lasbarrenadoras están referidos en la tabla 2.

Herramientas para las barrenadoras. La disgregación de lasrocas durante la perforación con barrenadoras es efectuadapor la barrena, que es una varilla de acero de forma hexago-

42

Fig. 13. Elementos de una barrena: 2, espiga; 2, Yástago; 3, cabeza; 4, canal para el agua; s, filo

nal o redonda. Se distinguen barrenas de acero enterizas,cuya cabeza está reforzada con una plaquita (inserto) dealeación dura (fig. 13), y barrenas compuestas, constituidas

por una barra y una corona desmontable, también armadacon insertos de aleación dura. Las barrenas compuestasson de uso más amplio debido al menor consumo de aceroy a la mayor facilidad de suministro de las herramientasde perforación a los frentes de ataque.

Las barrenas y las barras enterizas son fabricadas conacero al carbono o acero aleado. Para perforar un barrenode determinada profundidad se necesita un juego de barrasde diferente largo. Para iniciar un barreno se emplea labarra más corta, de 400 a 600 mm de largo. Cada barrasubsiguiente excede a la anterior en una longitud que estádeterminada por la comodidad y la seguridad de la perforación, o por la carrera del mecanismo de avance automático(400 a 800 mm).

Al perforar barrenos profundos («de barra») con barrenadoras de columna o telescópicas, se utilizan las herramientasde perforación de barras que comportan una barrena iniciadora o primaria de 400 a 600 mm de largo, varias barras

perforadoras de 2 a 2,5 m y un juego de colas cuyas longitudesse diferencian en 0,4 a 0,6 m. El empalme de las barrasentre sí y con las barrenas iniciadoras y las colas- se efectúapor medio de uniones cónicas o de manguitos de acoplamientoprovistos de rosca de perfil especial.

En el extranjero, los barrenos profundos son perforadosa veces con barrenas enterizas flexibles de hasta 9 ó 10 mde largo, confeccionadas con acero de forma rectangular. Elhecho de no perder tiempo en el enrosque y desenrosque de laherramienta de perforación, como sucede en la perforacióncon barras, contribuye a aumentar el rendimiento. E l aumento de la velocidad se debe asimismo a la ausencia de uniones

43



©

s s * -£ g &a

3 c _«w«3c

. «PÊ|

oo<ra

oo

O<0

OOî

T3

Xi i _ « «sSirliJ"-.-. O r-• s t ;§b ® «<£s=-Sg »'S

i03

CO CO ^

ctí «3 <S-r^m« wcd<5«S

«3

¿3

Eî

l g , |

¡ « I

1*8«

o o c o o w m

Ol 03 03 COCOCO

CD

CQ

O O O OO OOOOOOOO O<£ > OîO O03 OI CM 03 03 03

OOOOOOOOOOOOCO CO CO co c o co**r*i-«H03 03

Oocoo^

oooOî

oocoCM

ooco03

« 2 Sú¿g<¿a>«5?C œ "a p . «

m rtOOCOCOlO

co sf lOi-O<0

P<V©

<uH io o

SÍIOCO

« C o« O i -

s a #Q. O«

OOOOOOl O O 0 3 1 0 CO l o"cH*rH

O O OOiOO0CI03C0

OOO1.0Oo Vi'OO

0 3 O O v rt ITD O•<H03 03 03 03 CO

00 03 COCO St<

O V O wuo t - co

te flo ©£- l-><0»-s *

j j _o to

o ío0?S '

<&ai cups pHffîÛhPh ¿-i Oh•—-----£H —-J-H -----M o o w m o•*-t 03 03 03 03 co1 1 * I I IOh0* Ûs CuCùftig g c g c k

CO 03 COCOSPS?I ! IO-i fo.p .CO 03 COCO sj*

GBG

OWlOIÍ5 lO COI 1 I

êtSiSiominlOlOcO¿£¿£¿e e c

Fig. 14. Coronas amovibles de filo en cruz y en forma de cincel

entre los elementos de la barrena, donde queda amortiguadala energía del choque producido por el émbolo de la barrenadora.

Tienen amplio uso las coronas de perforación removiblesde filo cruciforme y en forma de cincel (fig. 14), reforzadascon insertos de aleaciones duras. De uso menos frecuente sonlas coronas con filos de otras formas (en X , en T, de filodiscontinuo, etc.). Los insertos son fabricados con aleaciónde carburo de volframio y cobalto marcas BK-6B, BK-8B,BK-15, BK-20, etc. (las cifras indican el porcentaje decobalto). Cuanto mayor es la proporción de cobalto, tantomás tenaz es la aleación, de ahí que los insertos con alto

porcentaje de cobalto se utilizan para la perforación de lasrocas más duras. Los filos de las coronas se aguzan bajo unángulo de 90 a 120°. El valor de este ángulo depende de ladureza de la roca: cuanto mayor sea ésta, tanto mayor seráel ángulo de aguzado. Las coronas de cincel (KD) y las cruciformes (KK) se fabrican con diámetros de 28, 32, 36, 40,43, 46 y 52 mm. La corona va fijada a la barra con ayudade una unión cónica con un ángulo de conicidad de 4 a 7o. Al perforarse barrenos profundos, las coronas y los trépanoso cinceles son con frecuencia unidos a la barra por mediode rosca. Las coronas embotadas se afilan en aguzadoras3G-1 y B3-30. El consumo de aleación dura para perforar

45



tin metro de barreno de 40 a 50 mía de diámetro en rocasde dureza 14 a 20, oscila entre 4 y 20 g.

Rendimiento de la perforación. Los factores que influyenen el rendimiento de la perforación son los siguientes: tipode barrenadora; dureza de las rocas; diámetro y profundidadde los barrenos; presión del aire comprimido; organizaciónde los trabajos de perforación; orientación de los barrenos;forma de la corona, etc.

Generalmente, entre las características de una barrenadora figura la velocidad de perforación (en mm/min) de losbarrenos de diámetro estandartizado (42 mm) con una presión de aire comprimido de 5 atmósferas manométricasen rocas de determinada dureza. En algunas clasificacionesde las rocas se refiéren también las velocidades de perforación de distintas rocas en determinadas condiciones. Elaumento de la presión del aire comprimido de 5 hasta 6 at.manométricas hace aumentar la velocidad de perforaciónen 25 a 30%, y el aumento de 5 hasta 7 at. m., en 45 a 65%.

AI aumentar la profundidad de los barrenos hasta ciertolímit e (determinado por el tipo de la barrenadora) ,¡la veloc idad de perforación disminuye de un modo insignificante,cayendo empero bruscamente al ser sobrepasado ese límite.

A tít ulo de orientación , el rendimiento de una perforacióncon barrenadoras puede determinarse por la fórmula

P = mv Tn, (*)

donde P es el rendimiento de la perforación en cada turno,en metros;

v, velocidad de perforación, en m/min:T, duración de un turno, en horas;r], coeficiente de tiempo neto de perforación.

La magnitud del coeficiente t] que indica la relación deltiempo de perforación a la duración total del tumo, es de0,35 a 0,6. Cuanto mayor es la profundidad de los barrenosy menor la y, tanto más grande es la magnitud de r\ que sedebe adoptar. _ •

En las minas, para determinadas condiciones, se establecen normas de turno que tienen en cuenta los factores^ queafectan el rendimiento de la perforación. El rendimientomedio por turno, al perforarse barrenos^ de 36 a 46 mm dediám etro, oscila entre 18 y 60 m según la dureza de lasrocas; el rendimiento medio por turno de la perforación conbarras (con un diámetro de 70 a 80 mm) oscila entre 8 y 20 m.

46

Fig. 15. Esquema el taladro eléctrico manual

§ 3. Barrenado cosí taladros eléctricos

■ Los taladros eléctricos manuales se utilizan para la perforación de rocas de dureza 2 a 4; los taladros eléctricos decolumna, montados sobre coronas especiales, se emplean parala perfora ción de barrenos en rocas cuya dureza llegaa 8 ó 10.

En el taladro eléctrico manual (fig. 15), la rotación delmotor 1 es transmitida por intermedio de un reductor 2 a labarrena B que es una varilla helic oidal provista de una cuchilla 4 en su extremo. La puesta en acción y la parada se efectúan por medio de una manija montada en la empuñadura 6 del taladro. La caja 5 está confeccionada con aleaciones ligeras. El avance del taladro e léctrico hacia el fondo de perforación es operado por esfuerzo del barrenero. Los taladroseléctricos manuales (BR-4, SER-19M y otros) tienen un pesodé 12 a. 20 kg, la poten cia del m otor es de 1 a 1,5 kW. Elnúmero de revoluciones de la barrena es de 330 a 710 por

minuto.Los taladros eléctricos de columna (EBK -5, ESGP-4, etc.)tienen un peso de 65 a 110 kg y están provistos de avanceautomático. La potencia de los motores es de 2,5 a 4,5 kWy el esfuerzo de avance es de hasta 1500 kg.

Frente a las barrenadoras, los taladros eléctricos tienenlas siguientes ventajas: rendimiento superior (70 a 75% contra 10 a 15% de las barrenadoras); modo más sencillo de aportar energía eléctrica; mejores condiciones de trabajo delbarrenero (ausencia de sacudidas, menor producción de po lvo). Sin embargo, el desgaste rápido de la herramienta deperforación limita el uso de los taladros eléctricos, j

47



Fig. 16. Carro barrenador autopropulsado KBUI (KBSh):J, carro sobre neumáticos; 2, m anipulador; 3, mecanismo de avance; 4, máquinade perforación; 5, columna de arriostramiento

§ 4. Perforación rotopercusiva de los barrenos

: En la perforación rotopercusiva, la penetración del filode la barrena en la roca se efectúa por efecto de las cargasde impacto con rotación simultánea de la herramienta y considerable esfuerzo axial. La diferencia entre las perforadorasrotopercusivas y las barrenadoras reside en que el mecanismo

de rotación de la herramienta de perforación es independientedel mecanismo percusor y también en que las primeras estándotadas de un mecanismo de empuje (de avance) potente,que proporciona un esfuerzo axia l de avance de hasta1500 kgf. En la mayoría de los casos, las perforadoras rotopercusivas van montadas sobre carros autopropulsados.'

En la fig. 16 se muestra un carro barrenador tipo KBSh(carro barrenador de mina) que pertenece al grupo de carros de tamaño reducido , de dos brazos, con perforadorasde acción rotopercusiva. El mando de los mecanismos accionados de aire e hidráulicos se efectúa desde el pupitre en laparte trasera del carro. Cada perforadora consta de un me-

48

canismo percusor y uno rotativo. La rotación de la barra seopera por intermedio de un reductor de engranaje planetario.

M comando separado de las ruedas traseras propulsoraspermite efectuar el virage del carro en un radio de 2 m. j car!’° s.e u til iza para la per foración de barrenos enrocasde cualquier dureza durante el trazado de galerías, y es mane jado por un solo operador.

En la tabla 3 están referidas las características técnicasue algunas instalaciones de perforación con perforadoras rotopercusivas.

Tabla 3

Indices

Tren de rodaje del carro . .

Número de barrenadoras . . Alt ura del frente de ataquep or b ar rena r, en m . . . . An cho del frente de ataquep or b ar rena r, en m . . . .

Ve loc ida d de trasla ción,en k m / h ................................

Velocidad de perforación,en m/m in........................

Energía del impacto, enk g f * m .......................................Número de impactos porm in u to ....................................Número de revoluciones dela barrena por minuto . . .

Esfuerzo axial, en kgf . . .Diámetro del barreno, en mmDimensiones exteriores enposición de transporte,en mm:

largo ....................................a n ch o ...............................]a l t o ...............................’ *

Peso, en t .......................*

Instalación de perforación

K B I Í I(KBSh)

B yp -2(BUR-2)

üCBy-2ia<SBU-2m)

CBy-4(3BU-4)

Sobre neumáticoso carriles

22

3,25

3,6

5

9, 0

2000

hasta 2001000

40 a 46

3600128014004, 2

4, 3

5,5

4

0,6 a 0,8( co n / == 10-12)

3 a 4

2900

1400

7000130015005,8

Sobre orugas

2

4. 0

6.0

2

2900

7100180047006,7

11,0

8,5

0,8

0,5 a 0,7(con / == 42-44)

8

2900

400hasta 130042 a 46

96003200340031,8

El equipo de perforación BUB-2 está dotado de un juegode accesorios montados que permiten mecanizar, aparte del

4—01021 49



barrenado, la carga de los barrenos, la limpieza del techoy la colocación de ios rieles. El equipo SBU-4 se destina albarrenado de los tajos de arranque y permite también realizar otras operaciones (entibar con peones, limpiar el techo,marcar y cargar los barrenos.

5. Perforación rotopercusiva de barrenos profundos

Las perforadoras rotopercusivas para barrenos profundosno tienen diferencias de principio respecto de las barrenadoras. Por cuanto la gran profundidad de las perforacionesincide en el peso de las herramientas de perforación, estas

Fig. 47. Perforadora percusivo-rotativa CBY-70 (SBU-70)

máquinas engendran una energía de percusión dos o tresveces mayor. Las más de las veces, las perforadoras roto-percusivas van montadas sobre orugas' autopropulsoras.

La perforadora automotriz CBY-70 (SBU-70) (fig. 17)se destina a perforar los barrenos de voladura de 60 a 70 mmde diámetro y hasta 50 m de profundidad en galerías subterráneas, en rocas y minerales de dureza 10 a 20. La perforadora By-70 (BU-70) va montada en un bastidor vertical 1 que, en el proceso de la perforación se arriostra entre elsuelo y el Hecho de la galería y que con ayuda de un motorneumático, se puede girar un ángulo de 380° respecto a su■ bastidor en el piano verti cal. El bastidor 1 y las columnasde arriostramiento se hallan montados sobre un carro deorugas 2 que se traslada con una velocidad de 1 a 1,2 km/h.

La perforadora By-70 (BU-70) está constituida por ungrupo rotopercusor S que engendra una energía de impactode 14 kg f-m y una velocidad de rotación de hasta 194 revoluciones por minuto, un pupitre de mando 4 y un mecanismo de avance 5. El mecanismo de avance a cadena proporciona una presión axial en el frente de ataque dé hasta700 kg con una carrera de avance de 1200 mm. El númerode impactos por minuto es de 2100, y el consumo de aire,de 44 m3/min. El peso de la máquina es de 3,4 t.

' El barreno perforado se" va: limp iand o de los detr itos deperforación con agua aportada a través del manguito deinyección lateral. El consumo de agua de lavado es de 18

Tabla 4

Indices BYB-2(BÜV-2)

2CBy-70(2SBU-7Q)

Diámetro de la perf orac ión, en mm „ , 55 a 65 60 a 70Profund idad de perfor ación , en m . . ,Sentido de perforación en el plano ver

hasta 20 hasta 50

tical, en grados ........................ 0 a 360 0 a 90 Ve loc ida d de trasla ción, en km /h . . . Angul o máx imo de ele vació n durante la

2 2

traslación, en g r a d o s ................................Dimensiones exteriores (en posición detransporte), en m:

25 ---

l a r g o .......................................................... 3,0 6,3ancho ........................................................... 1,6 4,7a l t o ............................................................... 1,8 2, 0

4, 5 8, 1

4* 51



a 36 lit/min. Las barras perforadoras de 38 mm de diámetroy 1200 mm de largo se empalman por medio de manguitoscon rosca redonda.

La perforadora se coloca en una cámara con dimensionesentre 2,5 x 2,5 y 3,0 x 3,0 m y puede perforar agujerosde mina orientados en cualquier sentido en el plano vertical«La máquina es manejada por un solo operador. Su rendimiento es de 3 a 10 m/h.

Las máquinas autopropulsadas BUV-2 y 2SBU-70 llevanmontadas dos perforadoras BU-70; sus características estánindicadas en la tabla 4.

§ 6. Per foración pereusivo-rotativa (neumopercusiva)de barrenos profundos

En la perforación por percusión (con barrenadora) y perforación percusiva-rotativa, a medida que aumenta más alláde 10 ó 18 m la profundidad del agujero (según la potenciade la perforadora), disminuye bruscamente la velocidadde perforación, debido al aumento del peso de la herramientade ataque. Este inconveniente puede evitarse, utilizandoneumopercusores (fig. 18), o sea, máquinas neumáticas deacción percusiva, que, en el proceso de la perforación, sedesplazan sobre las barras, avanzando junto con el fondode perforación.

A diferencia del marti llo perforador corrien te, el neumo-percusor no tiene mecanismo giratorio realizándose el gironecesario de la herramienta (junto con el neumopercusor)por un motor eléctrico especial, por intermedio de las barrasperforadoras, i

En el interior de la caja cilindrica 1 del neumopercusorvan alojados los elementos siguientes: percusor 2 , caja

distribuidora 3 , válvula de distribución 4 , arandela deapoyo 5, cola de la corona (cincel) 6. La corona va sujetacon una chaveta 9. Por medio de un adaptador el neumopercusor comunica con las barras perforadoras 7. Las barrasde sección redonda (de 1,2 m de largo cada una) tienen unconducto interior y empalman entre sí por medio de unarosca cónica. Al hallarse el distribuidor en la posiciónextrema izquierda, la mezcla aero-acuosa llega a travésde las barras y los conductos de la caja distribuidora y laarandela de apoyo, al cilindro del neumopercusor, éste sedesplaza a la derecha y aplica un golpe a la corona. Si eldistribuidor ocupa la posición extrema derecha, la mezcla

Fig. 18. Esquema del neumopercusor

aero-acuosa pasa por el tubo 8 y los conductos del percusor,llega a la parte derecha del cilindro y oprime el percusor,obligándolo a volver a la posición inicial. El desplazamientodel distribuidor se opera automáticamente, de modo análogoa como ocurre en los martillos perforadores (en el esquemano figura una serie de conductos del dispositivo distribuidorde aire).

! Los detritos de perforación son evacuados del barrenopor la mezcla de agua y aire inyectada desde el neumopercu-sor a través de los orificios de escape 10 y conducto 11.

A partir de 1971, han sido puestos en servi cio cuatrotamaños-tipo de percusores neumáticos, con diámetros deperforación de 105, 125, 160 y 200 mm, y potencias deimpacto respectivas de 3,0; 4,2; 5,8; 8,0 C.Y., respectivamente. En las explotaciones subterráneas de la UnionSoviética se utilizan varios tipos de perforadoras neumo-percusivas BA-100m, BA-100K, HKP-100m, JII1C-3,(BA-lOOm, BA-100K, NKR-lOOm, LPS-3), etc.

En el equipo de perforación neumopercusiva BA-lOOm(fig. 19), la rotación del electromotor 1 se transmite pormedio del reductor al husillo 2. El husillo, por intermediode un mandr il, transmite el giro al tren de barras 3. La mezcla aero-acuosa es aportada al neumopercusor 5 a travésdel prensaestopas 4 y las barras. E l avance de la herramientade perforación se opera por dos cilindros neumáticos porintermedio de las traviesas 6. Luego de cada 400 mm deavance, se hace volver el husillo a la posición trasera pormedio del mecanismo de avance automático, se vuelvena sujetar las barras y continúa la perforación. En el procesode la perforación se efectúa asimismo el empalme de lasbarras. La elevación de las barras se opera por un torno 7. En el equipo de perforación NKR-lOOm, el avance de laherramienta de ataque, el empalme y desempalme de las



54

barras y el descenso y extracción de las mismas, se efectúanautomáticamente. La perforadora se coloca sobre anacolumna vertical 8, a lo largo de la cual es desplazable pormedio de un torno de mano 9.-; En las canteras se emplean las perforadoras neumopercusi-vas «Ural-61» y «Ural-64». Desde 1967 se fabrican en serielas perforadoras 1CBY-125 y están elaborados los modelosexperimentales de las perforadoras CBY 125/160 y C£>y~200(SBU 125/160 y SBU-200).

La perforadora percus iva-rotat iva' autopropulsada4SBU-125 se destina a perforar barrenos profundos verticales e inclinados de 105 a 125 mm de diámetro, en rocasde dureza 14 a 20. La cadena cinemática de la perforadora1SBU-125 está representada en la fig. 20.

La perforadora va montada_ sobre un carro de orugascon marido por motor eléctrico. Las barras 3 y neuxnepercu-sor 5 se ponen en rotación por un motor eléctrico 1 y reductor 2. El mecanismo rotativo se halla montado sobre unaplancha 18 desplazable a lo largo del mástil de la perfora-dora. El avance y la elevación del rotor se operan a partirdel motor neumático 7 del mecanismo de avance a travésde un reductor de engranaje sin fin 12 y transmisiones decadena 13 y 17 . El enrosque y desenrosque de las barras esefectuado por una llave hidráulica 19. En la parte inferiordel mástil van montados los cilindros 4 y 15 del apresadorhidráulico que mantiene suspendida la columna de barrasdurante las operaciones de bajada y subida. El mástillleva un dispositivo alimentador de barras 16 cuyo tamboraloja ocho barras de 2,5 m de largo cada una. Este dispositivo entrega mecánicamente las barras durante las maniobras de descenso y ascenso. En el momento de entrega de unabarra en el eje de la perforación, el tambor gira 1/8 de

vuelta impulsado por dos cilindros de alimentación 14 y esbloqueado por un fiador.El mástil es levantado con ayuda del cilindro hidráulico

11. Durante la perforación, la máquina se coloca en posiciónhorizontal por medio de los gatos 6 y 8. La presión necesariaen el sistema hidráulico es engendrada por el motor eléctrico 10 del grupo impulsor de aceite.

Los detritos de perforación son evacuados del hoyo porla mezcla aero-acuosa aportada a través de la colnmna debarras y el neumopercusor, siendo el polvo aspirado desdela boca del agujero por un ventilador £.\La alimentación



F i g . 2 0 . C a d e n a

c i n e m á t i c a . d e l a

p e r f o r a d o r a

4 C B y ~ 1 2 5

{ 1 S B U

- 4 2 5 )

de la perforadora con aire comprimido se efectúa a partirde un grupo compresor móvil o de la red general de airecomprimido de la cantera. El comando se opera desde lacabina 20 donde se halla el pupitre de mando de los procesos de perforación y traslación de la perforadora. Las características de algunas perforadoras neumopercusivas estánindicadas en la tabla 5.

Tabla 54

En labores En tajos a cielosubterráneas abierto

IndicesHKP-100M ¿inc-s 1CBY-125 CEy-200(NKR-iOOM) (LPS-3) (ÍSBTJ-125) (SBU-200)

Diámetro de la perforación, en m . . .Profundidad de per

105 155 105, 125 200

foración, en m . . . Hasta 80 hasta 35 22 34Sentido de la perforación respecto de lahorizontal, en grados 0 a 360 0 a 360 14 a 114 60 a 90Modo de instalación Sobre Sobre bas Auto pro pulsadas

columna tidor con sobre orugas

Mando del mecanismoriostras

rotativo ....................... Eléctrico Neumático Eléctrico HidráulicoPotencia del mandodel rotor, en kW . . 2,8 4 CV 4, 5 13,8Esfuerzo máximo deavance, en kgf . . . 600 900 1340 3000

A v a n c e ........................ Neumático A a idena Vel ocidad de tras lación de la máquina,en k m / h .................... --- _ 0 ,9 0,65

Alt ura de la máquina,en m ............................Peso de la máquina,

--- --- 5,6 12,5

235 254 4600 36 000

En el rendimiento de la perforación neumopercusivainfluyen, además de la presión del aire comprimido, durezade las rocas, etc., también la profundidad de perforación,la orientación del agujero, la velocidad de rotación de laherramienta de ataque, el esfuerzo de avance y el consumode agua.



A medida que aumenta la profundidad de la perforación,disminuye la velocidad de la misma por aumentar la resistencia a la evacuación de los detritos del agujero, disminuyendo a consecuencia de ello el salto de presión en elneumopercusor y en el agujero perforado, junto al orificiode escape. Al reemplazarse la corona embotada, con laprofundidad aumenta el tiempo necesario para el ascensoy descenso de la herramienta de ataque. Prácticamente,el rendimiento merma sensiblemente a una profundidad deperforación mayor de 20 ó 25 m. Al perforarse agujeros devoladura horizontales y poco inclinados, el rendimientoes de 10 a 30% más alto que al perforarse agujeros descendentes. El rendimiento por turno de la perforación neuxnc-percusiva en las labores subterráneas es de 8 a 35 m, y enlos tajos a cielo abierto, de 10 a 40 m.

§ 7. Perforación rotativa de barrenos profundos

La perforación rotativa de los barrenos profundos seefectúa con máquinas de perforación a tornillo sin fin, concorona de diamante y con trépano de rodillos.1 ' La perforación a torni llo sin fin se practica en rocasblandas en explotaciones a cielo abierto. En su esencia, essimilar a la perforación con taladros eléctricos: la desintegración de las rocas se efectúa con las cuchillas 1 con insertos de aleaciones duras, evacuándose los detritos de perforación por las espiras helicoidales 2 de las barras del tipode tornillo sin fin (fig. 21). El número de revolucionas dela barra por minuto es de 80.a 250, la presión sobre el fondo,de 500 a 8000 kg.

La perforadora autopropulsada SBR-125 está destinadaa la perforación de agujeros de 125 mm de diámetro y 25 mde profundidad, en rocas de dureza 3 a 4. El rendimientode la perforadora es de 40 a 100 m/turno, el peso, 2,3 t,la potencia de los motores, 25 kW.

Para la perforación de agujeros de mina profundos verticales e inclinados de 160 y 200 mm de diámetro y de hasta25 m de profundidad en rocas de mayor dureza (f = 6),se fabrica la perforadora SBR-160 de 17,7 t de peso, montada sobre tren de orugas.

En la industria minera las perforadoras con tornillosin fin no tienen mucha difusión.

77

Polvo de perforac ión

Fig. 21. Esquema de la perforación por tomillo sin fin

La perforación al diamante consiste esencialmente en quela roca es desintegrada por tajo continuo o por tajo circular,por coronas provistas de diamantes (fig. 22). La roca desintegrada es evacuada de la. perforación por. el agua. Al efectuarse la¿perforación/con^corona anular, la roca^que queda

Fig. 22. Coronas de diamantes: (a) de tajo circular y (6) de tajo continuo



Fig. 23. Esquema de perforación con trépano de un rodillo con punta (a)y trépano dentado de tres rodillos (6)

en el interior de la corona (testigo o núcleo), va pasandoal tubo portatestigos y es arrancada periódicamente deltajo por un rompetestigos especial, para ser extraída de laperforación junto con la herramienta de ataque.

La perforación con coronas de diamante permite realizar perforaciones de diámetro constante (30 a 60 mm),siendo asimismo una de las modalidad es m ás. importantesde perforaciones profundas en la prospección geológica.

Perforac ión con trépanos de rodillos. La perforación rotativa con trépanos de rodillos tiene su difusión más amplia

en las explotaciones a cielo abierto, siendo utilizada tambiénen las labores subterráneas. Este modo de perforación tieneuna aplicación amplísima en el sondeo de pozos profundospetrolíferos y gasíferos.

El esquema de la perforación con trépanos de rodillosestá representado en la fig. 23, a. En la parte inferior deltrépano 1 van montados sobre cojinetes, desuno a cuatrorodillos 2. Los rodillos están reforzados con dientes dealeaciones duras 3 y giran libremente en la armazón deltrépano. Al girar la barra y el trépano y al ejercerse unagran presión axial sobre el fondo de la perforación, losrodillos van rodando sobre el fondo y desintegrando la

60

Fig. 24. Esquema de los órganos principales de una máquina perforadora con trépano de rodillos

roca con sus dientes; los detritos de perforación van siendoeliminados del pozo por agua o aire 4 aportados a travésde las barras huecas (fig. 23, a).

Los trépanos de rodillos con dientes a insertos duros seutilizan para la perforación de rocas duras. En rocas dedureza media resulta conveniente emplear trépanos dentados(fig. 23, b) que desintegran la roca en el tajo con dientesde acero tallad os en el cuerpo de rodil los . Estas perforadoras pueden usarse y en ¡rocas blandas (/ «< 6), reemplazando los trépanos de rodillos por los de tipo cortante.

La industria soviética produce varios tipos de perforadoras autopropulsadas de diversas construcciones con trépanos de rodillos para labores a cielo abierto (2SBSh-200,SBSh-250 y SBSh-320) destinadas a perforar agujeros dedistintos diámetros (de 200 a 320 mm), diferenciándose porlo tanto por su peso, potencia, mecanismo rotativo, modode avance y elevación de la herramienta de ataque, etc.El esquema de los órganos principales de una perforadoracon trépanos de rodillos está representado en la fig. 24.

Las barras de perforación 1 son puestas en rotacióna partir de un motor asincrónico 2 por intermedio de un

61



reductor $ y acoplamiento dentado 4 que protege el motorcontra las vibraciones axiales y radiales. La alimentacióndel motor eléctrico y la inyección de la mezcla aero-acuosaen la perforación se realizan a través de una guirnaldaflexible 5 que aloja el cable eléctrico y las mangueras deaire y agua. El agua y el aíre comprimido llegan a la herramienta de ataque a través de un dispositivo prensaestopas 8 dispuesto a continuación de un órgano de apoyo 7. Para quela guirnalda no tenga flecha y no ocurra su deterioro eventualdurante el descenso y ascenso del rotor, se ha utilizado unmecanismo tensor especial, enlajado cinemáticamente conel mecanismo de avance.

El rotor y el dispositivo de apoyo van montados en uncarrillo común, desplazable por las guías del mástil. Elmástil se coloca con ayuda de gorrones en los cojinetes delbastidor de apoyo de la perforadora. Por medio de loscilindros hidráulicos, el mástil puede colocarse en posiciónvertical o inclinada para la perforación, y en posiciónhorizontal, para su traslado.

El mecanismo de avance (también montado en el mástildel tren perforador) consta de dos cilindros hidráulicos 8 (en el esquema figura uno solo de ellos), poleas fijas 9 ymóviles 10 y sistema de cables superiores 11 e inferiores 12. Los cables superiores están enlazados con el rotor, y losinferiores, con el dispositivo de apoyo. AI ir saliendo elvástago 13 del cilindro hidráulico, íes cables inferiores vantensándose y los superiores aflojándose; se opera el avancede la herramienta de ataque. Al retraerse el vástago, laherramienta sale de la perforación. Un aparejo de cu&trocabos permite efectuar, durante la carrera de 2 m del émbolodel cilindro hidráulico, un desplazamiento de 8 m de laherramienta de ataque, o sea, el largo de una barra. Las

barras se empalman automáticamente con ayuda del tamboralimentador de barras giratorio montado en. el mástil (análogamente a la misma operación en la perforadora 1CBY-Í25(1SBU-125).

El agua es impulsada en la perforación por la bomba 14a partir del depósito 15, y el aire comprimido es aportadobajo una presión de 5 a 7 at desde el recipiente 16 del compresor 27. Los detritos de perforación son evacuados delagujero, cubierto con una campana 18 , por un ventilador 19 a través de un ciclón 20 y filtros 21. Estos últimos se ponenen acción (por medio de las chapaletas 22) sólo al hacerse

la perforación en seco, porque un polvo húmedo tapa rápidamente los tejidos de los filtros.

Todos los mecanismos de la perforadora van montadossobre una plataforma con orugas. El tren de perforaciónse coloca en posición horizontal por medio de gatos hidráulicos. Las perforadoras para las labores subterráneas sonautopropulsadas tipo ABILI (ABSh) o transportables, instaladas para la perforación sobre columnas de arriostramientoEfll-145, GB-5 (BSh-145, SB-5), etc.

Las características de las perforadoras con trépanos derodillos están detalladas en la tabla 6.

Tabla 6

Pe¡ íoradoras

Indices Bffl-145 CBirr-250 CEnr-320(BSh-145) (SBSh-250) (SBSh-320)

Diámetro del trépano, en mm 145 243; 269 295; 320Profundidad de perforación,en m . . . . . .................... 50 24 y 32 40Sentido de la perforaciónrespecto del horizonte, engrados ................................... . 0 a 360 60 a 90 60 a SOjDureza de las rocas perforadas ........................................... hasta 16 8 a 16 basta 18Presión axial máxima, T 12 30 60 '

Velocidad de rotación deltrépano, r.p.m......................... 175 81; 157 30; 50; 80:, 130Par de torsión, kgf-m . . . 156 372; 722 890; 960Potencia del mecanismo rotativo, en kW ........................ 28 75 •130Carrera de avance, en m 0,75 8,0 17,5Gasto de agua de lavado, enli t /m in .................................... hasta 130 — —

Rendimiento de los compre

sores para barrido, enm3/m i n ................................... — 9 x 2 2 4 x 2 Velocidad de traslación , enk m /h ........................... ...

— 0,6 0,5Pendiente franqueable, engrados .................................... " — 12 15Potencia instalada de losmotores, en k W .................... — 322 [550jDimensiones exteriores, en m

l a r g o ....................... 2,7 7,8 10,21,9 4, 7 5,51,8 14,5 22,81,3 50 120



La velocidad de la perforación, con trépanos de rodillosaumenta al aumentar la carga sobre el trépano. El aumentode la presión axial resulta particularmente eficaz al perforarse rocas blandas y medianas. La carga máxima seestablece teniendo en cuenta el diámetro de la perforación,la dureza de las rocas, la resistencia mecánica del materialde la herramienta perforadora. La evacuación intensa delos detritos de perforación del agujero es una condiciónimportantísima para el rendimiento de la perforación.La práctica enseña que el barrido del agujero perforadoproporciona un rendimiento mayor que el lavado, de ahíque en la mayoría de las perforadoras con trépanos derodillos el polvo sea evacuado por aire comprimido. El rendimiento de dichas perforadoras es de 20 a 60 m por turno.

§ 8. Perforación por método ígneo

La perforación ígnea o térmica consiste en desintegrarlas rocas con un chorro de gases calentados hasta una temperatura elevada (hasta 2200 °G), inyectado en el fondo délaperforación por un mechero a reacción/ En la fig. 25 estáesquematizado el mechero de reacción.

El queroseno 2 y el oxígeno gaseoso 3 son aportados a lacámara de combustión del mechero de reacción 4 por los

Fig. 25. Esquema de un mechero de reacción

m

Fig. 26. Esquema de los órganos principales de una máquina de perforación ígnea

conductos de las barras huecas. Los productos de com bustiónson proyectados desde las boquillas del mechero con unavelocidad supersónica (1800 m/s) y calientan la roca. Comoel mechero gira sobre su eje, el caldeo de la roca alterna consu enfriamiento por el agua 1 inyectada en el tajo. Comoconsecuencia, se produce el agrietamiento («descamación»)de la roca, en tanto que la energía cinética elevada de loschorros de gas 5 proporciona el arranque de las partículasdesintegradas de ]a roca. Los productos de combustión y elvapor acuoso engendrado en la perforación, van evacuandola roca desintegrada del barreno a la superficie.

;En escala industrial, la perforación térmica se practicasólo en explotaciones a cielo abiertoJ La perforadora térmicamás difundida es la SBO-160/20, destinada a la perforaciónde agujeros verticales en rocas muy duras. 'La perforadorafunciona con oxígeno y aire comprimido. La fig. 26 muestrael esquema de los órganos principales de la perforadoratérmica..

La perforadora va montada sobre una plataforma contren de orugas, accionadas por dos motores eléctricos conreductores 1. En el mástil 2 va suspendido el mecanismo

5—01021 65



roíatívoTeonstituxdo por dos motores 3 con un reductor 4 y dispositivo de admisión 5. La parte móvil (inferior) ae estemecanismo rotativo está acoplada al extremo superior de]árbol de salida hueco del reductor. A través del colector deldispositivo de admisión, llegan a la barra de perforación 6el oxígeno, el agua y el combustible. El ascenso y descensodel rotor son operados por un torno 7 de dos velocidades,l a de t r a b a j o y la de maniobras. Esto se consigue acopiandoal reductor 8 el motor correspondiente 9.

El agua (que en invierno es calentada por el calentador10) y el queroseno (a través del filtro 11) son impulsados porlas bombas 12. El consumo de los flúidos de trabajo es controlado por medio de fluidómetros (medidores de caudal)13 y la presión, por los manómetros 14 . . ->as?-- El gas y el vapor son evacuados de la perforación por laacción de dos ventiladores centrífugos aspiradores de polvo15 , a través de una trompa aspiradora 16 y conducto 17suieto al mástil.

La carrocería de la perforadora esta dividida en dos partes: una cabina abrigada y un compartimento de máquinas.La cabina está dotada de ventilación impelente, con calentamiento de aire en invierno. La perforadora esta equipadacon sistemas automáticos que mantienen la distancia óptimaentre el mechero y el tajo y regulan las proporciones de loscomponentes de combustible. _ A ,

La máquina permite perforar agujeros de 180 a 220 mm dediámetro y de hasta 20 m de profundidad. Las perforacionespueden ser ensanchadas en cualquier punto hasta un diámetro de 500 mm. La velocidad de perforación en cuarcitas te-rruginosas (/ - 17 a 20) llega hasta 12 a 15 m/hora.

El consumo horario de los componentes de combustiblerepresenta: queroseno o combustible diesel, 150 kg, oxigeno,

350e Í 11 perfomdía térmica CECM60/40 (SBO-160/40)los componentes de combustible a herra-mienta de ataque (de 7,5 m de largo y 160 mm d^ diámetro)a través de una barra flexible articulada, enrollada sobreun tambor. Esto permite, pese a la escasa altura de la perforadora, hacer perforaciones de hasta 40 m de profundidad.La rotación del mechero es operada por un motor hidráulicoaloiado en el interior de la herramienta de ataque. La perforadora puede funcionar con diversos oxidantes: oxigeno,ácido nítrico y aire comprimido. Se están realizando inves-

Fig. 27. Tren de perforación ígnea CE 0-160/20(SBO-160/20)

tigaciones sobre la posibilidad de uso del método ígneo en las laboressubterráneas.

Están pasando la etapa de las pruebas en

escala industrial las perforadoras combinadas deacción percusiva y rotativa con rodillos, y termo-rotativa con rodillos.Están pasando las pruebas experimentales algunos métodos electrofísi-cos (ultrasonido, altafrecuencia), hidráulicosy otros procedimientosde perforación y desintegración de las rocas.

Actualmente, la perforación con trépanos derodillos es la que mayordifusión tiene en lasexplotaciones a cieloabierto (más del 5 0 % de

todas las perforaciones), en tanto que en las labores subterráneas se utilizan con-preferencia la perforación percusiva-rotativa y la rotopercusiva.

El -número de perforadoras necesarias se determina deacuerdo al rendimiento desuna sección de mina, un bloqueo una cantera, por la fórmula

N - - k ® n \nPM ’ (¿ )siendo Q, el rendimiento diario de la sección del bloque o de

la cantera, en m8; k , el coeficiente que tiene en cuenta la reserva nece

saria de perforadoras (1¿2 a 1225);

5* 67



nt el número de turnos en que kan funcionado lasperforadoras por día;

P, el rendimiento de la perforadora en un turno,en m;

M , el rendimiento en masa rocosa por metro de perforación, en m3.

El rendimiento en masa rocosa por cada metro de perforación es determinado dividiendo el volumen del bloque,de la capa, etc., arrancado por explosión, por el metrajetotal de las perforaciones practicadas en ese bloque o capa.Cuando la distribución de las perforaciones es uniforme, elrendimiento en masa rocosa puede determinarse, dividiendo

el volumen de las rocas correspondientes a una perforación,por el largo total de la misma.

los explosivosSe llaman explosivos las sustancias susceptibles de descom

ponerse bajo el efecto de una a cción exterior , engendrandogran cantidad de gases fuertemente calentados. Estos gases,que en el momento de la explosión sufren presiones eleva-dísimas (decenas de miles de atmósferas,) desintegran lasrocas. De este modo, una explosión se caracteriza por laalta velocidad de la reacción, por lajformación de productosgaseosos y el desprendimiento de calor.

Los explosivos empleados en la industria minera vienena ser compuestos químicos homogéneos (nitrato amónicoNH 4N 03, trinit rotolueno C6H 2(N 02) 3CH3, etc .), o bienmezclas mecánicas (amonita, dinamita, etc.).

La velocidad de la descomposición explosiva se mide por

cientos y miles de metros por segundo. Así, las amonitas sedescomponen con una velocidad de 2000 a 3000 m/s, la nitroglicerina, 8400 m/s y la pólvora negra, 400 a 800 m/s. Uncaso particular de la explosión es la detonación, que es unadescomposición con velocidad constante, la máxima posiblepara las condiciones consideradas, que llega a miles demetros por segundo. En determinadas condiciones (pocadensidad, elevada humedad), algunos explosivos se descomponen con escasa velocidad (varios metros por segundo).Esta descomposición se llama combustión lenta del explosivo.Durante la combustión lenta de un explosivo, el desprendimiento de gases se opera con lentitud y no da lugar a ladestrucción de la roca.

Cuanto mayor sea la velocidad de la descomposición explosiva, tanto mejor será la disgregación de la roca. En laminería se utilizan explosivos con propiedades rompedorasbien patentes: son explosivos rompedores o altos explosivos. A diferencia de éstos, los explosivos cuya velocidad de descomposición es relativamente baja, se denominan explosivosde proyección o propulsivos.

La potencia rompedora de los explosivos se mide en milímetros y determina el grado de compresión de un cilindro deplomo de dimensiones definidas, al estallar en él 50 g deexplosivo.

La capacidad de trabajo de los explosivos se determinahaciendo estallar 10 g de la materia explosiva considerada en

el canal del cilindro de plomo. El aumento de volumen delcilindro (expresado en cm3) caracterizará, precisamente, lacapacidad de trabajo del explosivo.

El poder rompedor y la capacidad de trabajo son los índices principales que caracterizan la potencia de un explosiv o.

Además de estos dos índices , las características del exp losivo comprenden: 1) la densidad (g/cm3); cuanto mayor es ladensidad del e xplosivo , tanto may or es su eficacia, ya que unbarreno podrá alojar una cantidad de explosivo mayor; 2) laresistencia a la humedad, o sea, la aptitud del explosivo deno perder sus propiedades explosivas en ambientes húmedoso en el agua; 3) la resistencia o los factores físicos y químicos, que caracteriza la aptitud de un explosivo de mantenerinvariables sus propiedades; 4) la sensibilidad, que se definepor la cantidad de energía necesaria para la explosión de lamateria explosiva considerada.

Esta energía exterior recibe el nombre de impulso inicial. El impuls o i nicial puede ser térmico (llama, caldeo del con

ductor por corriente eléctrica), mecánico (golpe, fricción).y explosivo (energía de explosión de otro explosivo). Losexplosivos reaccionan de.un modo distinto frente a las distintas clases de impulsos. Así, pequeñas cantidades de trinitrotolueno (TNT) arden tranquilamente, mientras que unachispa provoca la detonación del fulminato de mercurio.Cuanto más sensible es un explosivo, tanto más fácil es provocar su explosión, pero tanto más peligroso será su manejo.

La explosión es una reacción de oxidación, y el oxígenonecesario para esa reacción entra en la composición del propioexplosivo. En la industria minera suelen emplearse explosi-yos balanceados (equilibrados), o sea, explosivos que contie-

69



nen tanto oxígeno cuanto se necesita para la oxidación completa de todos los elementos combustibles del explosivo. Alhaber un exceso de oxígeno (explosivos sobreoxigenados)o escasez del mismo (explosivos suboxigenados), se generauna cantidad elevada de gases nocivos (monóxido carbónicou óxidos nítricos).

§ 10, Características de algunos explosivos

Los explosivos utilizados en las labores mineras en calidad de carga principal, se denominan explosivos industriales. Atendiendo a su estado físico, pueden ser sólidos (monolíticos o a granel) y plásticos; una de las variedades de estosúltimos son los explosivos líquidos.

En cuanto a las condiciones de su utilización, los explosivos se divid en en tres grupos. .I. Explosivo s autorizados sólo para explotaciones a cielo

abierto; generalmente, desprenden gran cantidad de gasestóxicos; algunos de ellos pueden detonar sólo en cargas degran diámetro. La envoltura de los cartuchos con explosivosde este grupo es de color blanco.

II. Explosivos aprobados para explotaciones subterráneas, ex cepto las minas con gases o polvos peligrosos (desprenden no más de 40 lit de gases tóxicos por i kg de explosivo).La envoltura de los cartuchos conteniendo explosivos es decolor rojo.

IIL Explo sivos aprobados para las minas con gases o polvos peligrosos o explosivos de seguridad. Su temperatura deexplosión es más baja. La envoltura de los cartuchos conteniendo estos explosivos es de color amarillo, azul, verdeo negro, según la índole de las rocas para las que están destinados.

El diámetro de los cartuchos de explosivos es de 32 a 45mm, su peso es de 200 a 550 g. Los cartuchos son embaladosen paquetes que van alojados en cajones. El peso de un cajóncon explosivos es de 30 a 40 kg. Los explosivos a granel seenvasan también en bolsas de papel kraft de 40 kg.

Los explosivos industriales, por su composición, se dividen en explosivos de nitroglicerina, nitroaromáticos y denitrato amónico1).

*) Los explosivos de oxígeno líquido (comburentes impregnadoscon oxígeno líquido), las pólvoras y otros explosivos que tuvieronmayor difusión en la minería, no son examinados en este manual.

70

Llámanse explosivos de nitroglicerina aquellos cuyo componente principal es la nitroglicerina o el nitroglicol. En condiciones normales, xa niroglicerina y el nitroglicol son líquidos incoloros, aceitosos, sensibles a los choques, potentesen cuanto a sus propiedades explosivas. Entre los explosivosde nitroglicerina, ha sido aprobada para el uso la dinamitaal 62% incongelable, compuesta de nitroglicerina al 62%y nitroglicol. En la composición de la dinamita entran,además, el algodón colodión (que, al ser disuelto en nitroglicerina, forma una masa gelatinosa), el nitrato potásicoo sódico, harina de madera, soda y tiza.

La dinamita no es higroscópica y tiene gran potenciaespecífica (por unidad de peso y, especialmente, por unidadde volumen), debido a su elevada densidad.

Al par de el lo, las dinamitas presentan numerosos inconvenientes, de los que cabe señalar los siguientes: alta sensibilidad a los influjos mecánicos que vuelven peligroso sumanejo; escasa estabilidad quím ica, que se evidencia en lareducción, con el tiempo, de la sensibilidad para la transmisión de la detonación; exudación, que se manifiesta en lasegregación de nitroglicerina líquida y nitroglicol en lasvainas de los cartuchos, al cabo de un almacenamientoprolongado, lo cual aumenta el peligro de su manipulación.

Explosivos nitroaromáticos.— El troiil (tolita, trinitroto-lueno, TNT) es un polvo cristalino de color amarillo. ElTNT es poco sensible a los influjos exteriores, es insensibleal agua, tiene buena estabilidad química. Este explosivopertenece a los de gran potencia rompedora. El trotil purose emplea en los tajos abiertos, para la carga de barrenoshúmedos, siendo utilizado también como aditivo en losexplosivos de nitrato amónico. Al ser fundido el trinitroto

lueno con polvo alumínico, se obtiene un explosivo potente,insensible al agua, granulado, el alumotol. La tolita degranulometría gruesa, fácilmente sumergible en agua, sellama granulotol.

El hexógeno es un polvo cristalino blanco que en estosúltimos tiempos se ha utilizado como componente de potentes explosivos industriales y en los artificios de explosión. Al mismo grupo pertenece la dinitronaftalina , de propiedadessimilares a las del trinitrotolueno.

Explosivos de nitrato amónico. Su componente principalel nitrato amón ico que es un polv o cristalino blan co o ama-

71-



Explosivo Estado deagregación

Capacidadde

trabajo,en cm3

Potenciarompedora,

en mm

Tabla 7

Densidad,en g/cm3

Para la voladura de los barrenos en las labor,

Costorelativo

Campo de aplicación

Dureza admisiblede las rocas

Inundaciónadmisible de los

barrenos

■ Amonita 6K B I Cartuchos 0 32; 360-380 es a cielo abierto y subterráneas

y 60 min pulverulentos

Medianamente Húmedos

Dinaftalita

Aguanita N° 2 j Plást ico

A granel

17 I 1 .5 -1 ,6 I - j Idem | Mem

Alu motol * - - aIa voladura de los barrenos a cielo abierto

1 1

'Granulotol Idem 285—295 6700(en agua)

1,0 2,5 Idem Idem.

Macrogranulita«0/20

Idem 350-370 3500 0,95--1,0 1,2 Medianamenteduras

Secos

Macrogranulita-30/70

Idem 310—330 4500 1,1 1,4 Idem Húmedos

Granulita AG (AS) Idem350—400 3230 0,9--1 ,0 1,0 Medianamenteduras y flojas Secos

Aguatol Plástico 350—360 5400 1,4--1,5 1,7 Duras Coa agua viva

Para la voladura de los barrenos en labores subterráneas

¡Dinamón AM-10 Cartuchos 0 60a 90 mm y pulverulento

430—460 4200 0,95--1,1 1,5 Medianamenteduras

Húmedos

•Granulita AC-8(AS-8)

Pulverulento >00-430 3650 0,95 1,3 Idem Secos

Macrogranulita'79/21B (79/21V)

Idem 360—380 3800 0,95--1,05 1,2 Idem Húmedos

Aguanita N0 3 Plástico 1030* 5000 1,5--1,6 — Duras Con agua viva

* Calor de explosión (kcal/kg).** Aquí y a continuación: velocidad de detonación (m/s).



rillo sobreoxigenado, con propiedades explosivas relativamente pobres y sensibilidad baja.

El nitrato amónico es higroscópico; al ser almacenadose va aglutinando (compactando); viene fabricado en formade^ pol vo, gránuios o escamas. Empleando determinadosmétodos de fabricación (añadidura de una solución de sulfato ferroso y tratamiento subsiguiente de los gránuios conuna mezcla de ácidos grasos y parafina), se obtiene el nitrato amónico insensible al agua, marca 5KB (ZhV).

Los explosivos de nitrato amónico se subdividen en losgrupos siguientes:

1. Las amonitas son mezclas mecánicas de nitrato amónicocon tolita (5 a 21 %). Además de la tolita, se le agregana veces otros explosivos o aditivos comburentes (harina

de madera, aluminio en polvo, etc.). De acuerdo a la cantidad y tipos de aditivos, las amonitas tienen distinta potencia y propiedades diversas.

Las granuiitas de grano grueso son mezclas macrodispersi-vas de nitrato amónico con trotil (hasta el 30%). Las amonitas para rocas vivas se diferencian de las corrientes en que,además del trinitrotolueno, entran en su composición elhexógeno y el aluminio en polvo. Una variedad de la amonita es el amonal, que es una amonita insensib le al aguay conteniendo aluminio en polvo. La dinaftalita, de propiedades similares a las de las amonitas, es una mezcla denitrato amónico y dinitronaftalina.

2. Las detonitas son explosivos pulviformes, de propiedades similares a las de los amonales, pero con aditivos (6 a15%) de nitroglicerina o nitroglicol.

3. Los dinamones son mezclas de nitrato amónico concomburentes no explosivos. Las granuii tas son mezclas denitrato amónico granulado con combustible líquido (3 a 5 %),

espolvoreadas con harina de madera o polvo alumínico paraprevenir las pérdidas de combustible líquido durante elalmacenaje y transporte del explosivo. A diferencia de lagranulita, producida industrialmente, la igdanita es preparada en el lugar de su utilización, impregnando el nitratoamónico con aceite diesel.

4. Los aguatóles (explosivos líquidos) son una mezcla denitrato amónico granulado, trinitrotolueno (hasta el 35 %)y agente espesante. Al agregárseles un 15 a 20% de aguaa los aguatóles secos (directamente en el lugar de utilización), se obtiene una pasta viscosa, con una consistencia

de masa de harina, susceptible de colmar las cámaras devoladura y desalojar de ellas el agua.

Las aguanitas no presentan una fluidez muy manifiesta(contienen 4 a 10% de agua); su consistencia depende de latemperatura (se van poniendo más espesas a medida que sevan enfriando).

Para excitar la detonación, muchos explosivos de escasasensibilidad (alumotol, granulotol, granulita, macrogranu-lita, aguatol) requieren el uso de detonadores intermediosde amonita pulviforme o comprimida, detonita, petardosdetonadores de trilita o trilita y tetrilo.

Las características 3' las condiciones de utilización dealgunos explosivos industriales están referidas en la tabla 7 .

Los explosivos iniciadores o cebadores se emplean en cáp

sulas detonantes, detonadores eléctricos y mechas detonantes. A ellos pertenecen el fulminato de mercurio, nitrurode plomo, «teneres» (derivado de tetranitropentaeritrita.N. del t.). Estos explosivos estallan por la acción de unachispa o choque ligero. Suelen utilizarse en combinacióncon iniciadores secundarios menos sensibles, pero más potentes: tetrilo, tetranitropentaeritrita o nitrato de pentaeritrita (PETN), etc«

Los explosivos de seguridad se emplean en minas congases y polvos peligrosos. Estos explosivos llevan en sucomposición sustancias apagallamas que aminoran la temperatura de la explosión. En calidad de apagallamas se

• utilizan el cloruro de sodio, cloruro de potasio, etc. A veces,los explosivos van encartuchados en envolturas de seguridad.

Pertenecen a los explosivos de seguridad algunas amonitas: Ü2KB-20, AII~5£KB (PZhV-20, AP-5ZhV), etc., y las

«pobeditas», explosivos de nitrato amónico que contienen

una pequeña cantidad de éteres nítricos (nitroglicerinay otros).

§ 11. Labores mineras con distintos procedimientosde voladura

La voladura de las cargas se divide en voladura a fuegoo por ignición (y por electroignición), voladura con mechadetonante y voladura eléctrica.

Voladura o tiro por ignición y electroignición. La voladurapor ignición se utiliza en el método de tiro por barrenos

75



Fig. 28. Estopín inflamante (a), encendedor eléctrico (6), cartuchoincendiario (c) y cartucho-cebo (d)

en los tajos, tanto subterráneos como a cielo abierto. Coneste método se utilizan los estopines inflamantes que constan

de una cápsula detonante y un trozo de mecha lenta o Bick-ford insertado en la misma (fig. 28, a).La mecha lenta consta de un alma rellena de pólvora

negra y de varias envolturas de tejido de lino o algodón conrevestimientos impermeables a la humedad. En los frentesde arranque secos se utiliza una mecha asfaltada, y en loshúmedos e inundados, una mecha doble asfaltada o decaucho masticado. El diámetro de la mecha es de 5 a 6 mm,la velocidad de combustión, 1 cm/s. La mecha lenta vienefabricada en trozos de 10 m de largo, arrollados en cercosque forman adujas de 25 cercos cada una, embaladas encajones de madera.

La cápsula detonante es üna vaina 1 metálica o de papelen cuyo interior se halla una copita o cápsula 2 conteniendoel explosivo iniciador primario 3 y secundario 4. La copitatiene en su centro un agujero de 2,5 mm de diámetro. Lacápsula detonante tiene un largo de 45 a 51 mm, un diámetroexterior de 7 a 8 mm y diámetro interior de 6,5 mm. Laextremidad de la capsula detonante tiene una cavidadsemiesférica (cumulativa) que proporciona la concentraciónde energía durante la explosión y la detonación completadel material explosivo empleado en la voladura.

En la industria minera, la mayor difusión la tienen lascápsulas detonantes al nitruro de plomo y tetrilo, en las quese utiliza en calidad de explosivo iniciador primario, elnitruro (azida) de plomo, y como iniciador secundario, eltetrilo o el PETN (nitrato de pentaeritrita). Las cápsulasdetonantes vienen embaladas en cajas conteniendo 100 unidades por caja.

La mecha lenta se enciende con un fósforo (si la carga esunitaria), con una cuerda mecha o con un cartucho incendiario.

La cuerda mecha está constituida por hilos de algodóno lino impregnados con un compuesto combustible especial.El grosor de cuerda mecha es de 6 a 8 mm. Se enciende conun fósforo, y su velocidad de combu stión es de 0,5 a 1 cm/min.

El encendido de una mecha puede efectuarse con unencendedor eléctrico (fig. 28, b) que consta de una vainade papel 2 provista de un inflamador eléctrico 3 insertadoen la misma. Una vez encajada en el encendedor eléctrico,la mecha lenta es mantenida en éste mediante el aprietedel casquillo metálico 1. Este método de voladura en quelas mechas son encendidas por comente eléctrica se llama electroígneo. Con este método de voladura se utilizan también cartuchos incendiarios que llevan los inflamadoreseléctricos incorporados.

El cartucho incendiario es utilizado para el encendidosimultáneo de varias mechas lentas. Es una vaina de papel 3 abierta en un extremo (fig. 28, c). En el fondo de la^ vainase coloca el compuesto inflamable 2 de «pulpa» de pólvora.En la vaina se introduce un haz de mechas lentas 1 (7 a 37mechas). La pulpa de pólvora y las mechas se enciendena partir de una mecha Bichford corta (15 a 25 cm) introducida en el cartucho y encendida con un fósforo o una cuerdamecha.



Voladura de los barrenos. Los materiales necesarios paraios trabajos de voladura (cartuchos con explosivos y estopines miíamantes) son recibidos por el dinamitero en eldeposito de explosivos conforme a una orden firmada por el

jei e de sección o por el capataz que dir ige los trabajos devoladura. El dinamitero lleva los explosivos hasta el taioen bolsos. J

_ Para los trabajos con explosivos en los frentes de excavaciones subterráneas se adaptan estopines inflamantes de 23 qní? íar§°* Los estopines de esa longitud arderán 200a oUU s, tiempo que suele ser suficiente para el encendid<de codas las mechas y la retirada del dinamitero a un abrigo.Las reglas de seguridad prohíben utilizar estopines infla

mantes cuyo largo sea menor de 1 m.^Antes de ser cargados, los barrenos se limpian de losdetritos de perforación mediante el barrido con aire comprimido. A continuación se confeccionan directamente en eltajo los cartuchos cebos (fig. 28, d) que son un cartuchocomún con explosivo en que va introducido el estopínínilamante. Para preparar un cartucho cebo se desenrollala envoltura en uno de los extremos del cartucho, se practicaun hoyo con un palito de madera y se inserta la cápsuladetonante del estopín. Seguidamente, la envoltura delcartucho se liga con cordel alrededor de la mechalenta.

Los cartuchos con explosivo se introducen en el barrenopor medio de un laqueador o atacador, que es una. varillade madera o de aluminio de 2 a 3 m de largo (según la profundidad del barreno). Presionando con el taqueador sobreios cartuchos en el barreno, se los hace compactar, obteniendo asi un llenado más com pleto del barreno con explo

sivo. *El cartucho cebo o cebador se coloca generalmente en elpenúltimo lugar a contar desde la boca del barreno, atacándolo con cuidado, sin compactar. El agujero de barrenose rellena con explosivo hasta 1/3 a 2/3 de su profundidad.La parte no cargada del barreno se rellena con carga de atraque o atacado, material incombustible compuesto generalmente de una mezcla de arena y arcilla, que se colocaen el barreno en forma de cilindros continuos, con ayudadel taqueador. Terminada la carga, el dinamitero enciendelas mechas en una secuencia determinada y se retira a unlugar seguro.

78

En el proceso de ios trabajos de voladura se dan señales(con un pito)©La señal avisadora (un silbido prolongado)indica que es necesario retirar a la gente no ocupada en lavoladura, a un lugar seguro. En los puntos de acceso posibleal lugar de la carga se colocan puestos de vigilancia. A continuación, los dinamiteros proceden a la carga de los barrenos. Al darse la señal de encendido (dos silb idos largos), losdinamiteros encienden las mechas.

La tercera señal (tres silbidos cortos), de fin de alarma,se da después de inspeccionarse el lugar de la explosión ysignifica el fin de los trabajos de voladura.

Si se descubren cargas sin explotar, no se permite elacceso de los obreros al tajo hasta su liquidación total con

uno de los procedimientos autorizados. En las condicionessubterráneas, las entradas a las labores en que quedaroncargas falladas, se cierran con tablas cruzadas.

Para controlar el tiempo, los dinamiteros utilizan relo jes.

En los tajos a cielo abierto, durante las voladuras afuego, se utiliza un estopín de control, que es un estopíninflamante acortado en por lo menos 60 cm. Este se enciendeantes de ser encendidas las mechas restantes y la explosiónde su cápsula detonante significa que ya ha vencido eltiempo acordado para el encendido de las mechas y que eldinamitero debe abandonar el tajo de inmediato.

La operación final, o sea, el encendido de las mechasdirectamente en el tajo, es peligrosa, si el retiro del dinamitero hasta un abrigo resulta dificultoso. Por esta razón,la voladura a fuego está prohibida en galerías cuya pendientesea mayor de 30°. Durante los trabajos de voladura pormétodo electroígneo, las mechas son encendidas desde un

lugar seguro; este método está permitido en todos los casos,menos en las minas con gases y polvos peligrosos.Durante la combustión de las mechas lentas se desprende

gran cantidad de humo. Por lo tanto, al practicarse elencendido consecutivo en las labores subterráneas, no sepermite hacer volar más de 16 cargas en un tajo.

Voladura con mecha detonante. La mecha detonanteconsta de un alma preparada con un material explosivo dealto poder rompedor (PETN) y de una envoltura exterior(trenzado) de hilo de algodón, con una capa aisladora impermeable. El diámetro de la mecha es de 5 a 6 mm. A diferencia del color oscuro de la mecha lenta¿ la mecha deto-



liante, es de color blanco con un hilo rojo. Se suministraen adujas de 50 m de largo. La mecha detonante sirve paratransmitir la detonación a la carga de explosivo a partirde una capsula detonante o detonador eléctrico. La v elocidadde su detonación es de 6000 a 7000 m/s.

La mecha detonante tiene amplio uso en la voladurade cargas explosivas en barrenos profundos, en tajos a cieloabierto y labores subterráneas. Durante las voladuras enmasa en una cantera, se hacen estallar simultáneamentecargas de explosivos en varías decenas y, a veces, hasta encentenares de barrenos dispuestos a lo largo de un escalón,® üna. r°. varias filas. Siendo el diámetro del barreno de200 a 250 mm y la profundidad de 12 a 14 m, la carga de

explosivo para un barreno constituye de 200 a 240 kg (5 a 6bolsas de explosivo). El explosivo se transporta en bolsasdirectamente hasta las perforaciones,, En cada agujero seintroduce la punta de la mecha detonante con el cartuchocebador, y a continuación, valiéndose de embudos especiales, se echa explosiv o en con formidad con la carga asig-

En caso de explosivos de poca sensibilidad, se sujeta a lapunta de la mecha detonante introducida en el agujero,un petardo detonador, o bien se coloca en el agujero unapequeña cantidad de explosivo más sensible. La parterestante del barreno se rellena con carga de atraque. Encalidad de atacado se utilizan las colas o relaves de lasplantas de enriquecimiento u otra roca friable.

En caso de cargas distribuidas, se coloca un atacado -entre partes de la carga explosiva o se dejan huecos conaire intercalando cartuchos de papel o bolsas para explosivos vacias. El número de huecos (1 a 3) y su altura (0,15

a U,4 de la altura de la carga) se determina, en cada casoconcreto por vía experimental. En el tajo a cielo abiertodel Combinado Minero del Sur (Krivoi Rog), el hueco deaire se deja entre la carga explosiva y el taco. Para mecanizar la carga y el atascamiento se utilizan instalacionesautopropulsadas para la carga y atascamiento de los aguie-ros de voladura. 5 J

La instalación universal de carga C¥3H~5 (SUZN-5)esta destinada para la carga de agujeros de voladura tantosecos como húmedos con explosiv os granulados preparadosen tararea, o mezclas que se preparan en el proceso de sucarga (igdanita, aguatol).

En el chasis del camión KpA8-256 (KrAZ-256) vanmontados una tolva para explosivos, dos artesas con tornillos sin fin, un alimentador con manguera, un compresorpara el transporte neumático de explosivos, un sistemahidráulico para la preparación de la igdanita y las mezclasexplosivas líquidas, La instalación de carga es manejadapor el chófer y un operador-dinamitero. Han sido fabricadaslas primeras partidas de instalaciones cargadoras mezcladoras «Aguatol-1», cuyo rendimiento es de 6 a 7 t/h en la cargacon explosivos líquidos.

En las instalaciones de atascamiento, el material esaportado por medio de un tornillo sin fin desde la tolva alcanalón de descarga, de donde llega por la gravedad al

barreno, Á proximidad de la boca del agujero, a lo largodel escalón, se colocan las líneas troncales de mecha detonante, a las que se sujetan con cordel los extremos de lasmechas detonantes que salen de los agujeros. El empalmede las mechas debe tener un largo mínimo de 10 cm.

A una distancia de 10 a 15 cm de la extremidad de lamecha detonante troncal se sujeta la cápsula detonante delestopín inflamante. Para éste se toma una longitud de 2 a3 m* Después de estallar la cápsula detonante del estopíninflamante, se produce instantáneamente la explosión dela mecha detonante y de todas las cargas de explosivos enlos barrenos.

Si es necesario hacer volar los barrenos con mecha detonante con una secuencia determinada, se recurre a losretardadores pirotécnicos (relés de detonación) tipo K3flHI(KZDSh) (fig. 29s a). Al estallar un barreno, el siguienteestalla al cabo de milésimas de segundo. La voladura decargas explosivas con intervalos tan breves como milise-

gundos, se llama voladura poco retardada o microrretardada. Los relés pirotécnicos K3flni-62-2 (KZDSh-62-2) vienenfabricados con retardos de 10, 20 y 35 ms. Mediante laconexión en serie de varios relés se pueden obtener retardosde mayor duración.

Uno de los posibles esquemas de montaje de la líneade tiro para la voladura poco retardada de tres hileras debarrenos, se muestra en la fig. 29, c, El relé 4 tiene unretardo de 10 ms y el relé <5, de 20 ms. Después de la explosión del estopín inflamante, estalla la primera hilera debarrenos a partir del escalón, seguidamente hace explosiónla segunda hilera y pasados 20 ms, la tercera.

6 - 0 1021 81



Fig. 29. Esquemas:o, esquema del retardador pirotécnico: 1 , vaina m etálica; 2 , cápsulas detonado-ras; 3, retardadores pirotécnicos; 4, trozos de cordón detonante; b, esquema delcorte de los barrenos: 1, atacado; 2, cordón detonante; 3, hueco de aire; 4, explosivo; 5, petardo detonador; 6, dispositivo cebador; c, montaje de la red detiro: i , perforaciones; 2 , trozos de cordón detonante que van al agujero desde elcordón troncal; 3, cordón detonante troncal; 4, 5, relés de detonación; 6, estopín inflamante

La voladura poco retardada de barrenos se practica también en las labores subterráneas. La reducción del efectosísmico (sacudida) de la explosión y una mejor calidad defragmentación de la roca indican que este método presenta

más ventajas frente a la voladura instantánea, La mechadetonante común se utiliza en minas sin gases y polvospeligrosos. En las minas con gases y polvos peligrosos seemplean las mechas detonantes de seguridad fllDTí (DShP).

En la voladura eléctrica se utilizan detonadores eléctricosde acción instantánea, retardada y microrretardada.

E l detonador eléctr ico de acción instantánea consta deuna vaina con explosivo iniciador primario 2 y secundario 1 y un encendedor eléctrico 4 integrado por un compuestoinflamante, un puente de incandescencia y conductoresaislados. El encendedor eléctrico está retenido en la vaina

82

á

Fig. 30. Esquema de los detonadores^eléctricos: (a) de acción instantánea, y (b) de acción retardada

por un tapón de plástico 5 (fig. 30). Al circular la corriente

por el puente de incandescencia de alambre fino de constan-tán o nicromo, se enciende el compuesto inflamable y provoca la explosión del material explosivo en el detonadoreléctrico.

En el detonador eléctrico de acción retardada(ED-ZD) o microrretardada 8#-K3 (ED-KZ), entre el compuesto inflamante y el explosivo iniciador primario sehalla colocado un compuesto retardador 3. Estos detonadores eléctricos tienen una amplia gama de retardos (25a 10 000 ms). El grado de retardo viene indicado sobre lavaina o rótulo sujeto a los conductores detonadores.

El proceso de carga de los barrenos para la voladuraeléctri ca es similar al método ígneo. Los cartuchos cebosse preparan en el tajo del mismo modo, sólo que en lugardel estopín inflamante se coloca en el cartucho de explosivoun detonador eléctrico.

Para hacer llegar la corriente eléctrica a los detonadoreseléctricos, se monta una línea de tiro con conductores de

cobre aislados. La línea principal se realiza con conductoresde 1 a 1,5 mm2 de sección. Si la línea de tiro tiene granextensión, se utiliza un cable flexible con aislamiento decaucho. El montaje de la línea de tiro se realiza desde eltajo en dirección a la fuente de corriente, efectuándoseprolijamente todos los empalmes de los conductores.

Los detonadores eléctricos se conectan a la línea eléctricaen paralelo, en serie o en series paralelas, eligiéndose elmodo de acople en función del número de detonadoresa estallar simultáneamente, carácter de la fuente de corriente y resistencia de la red eléctrica.

6* 83



Én ia agrupación en serie, las puntas de ios conductoresde los electrodetonadores contiguos se conectan entre sí,en tanto que las puntas libres de los dos detonadores extremos se empalman a los conductores troncales que van a lafuente de corriente (red de alumbrado o explosores eléctricos). Con el acople en paralelo no es admisible una diferenciagrande entre las resistencias de los detonadores, porquepuede causar una explosión prematura de electrodetonadoresaislados, la cual origina rupturas de la línea y tiros fallados en masa.

La sencillez de montaje de la línea y la posibilidad deefectuar la voladura a partir de una fuente de corriente deescasa potencia, son las ventajas principales de este método.

La conexión en paralelo, en que cada uno de los conductores detonadores es acoplado a uno de los conductorestroncales,, requiere una fuente de corriente potente. Noobstante, las explosiones de detonadores aislados no provocan la ruptura,del resto de la línea.

La conexión mixta, que reúne las ventajas de ambosmodos de conexión, tiene amplio uso en los trabajos conexplosivos. En este caso, los detonadores de grupos particulares se acoplan en serie o en paralelo.

La intensidad de la corriente i aportada a cada detonador particular, no debe ser inferior a 1 A para un númerode hasta 100 electrodetonadores a estallar simultáneamente,no inferior a 1,3 A para un número de hasta 300 cargasa explotar a la vez, y no inferior a 2,5 A en caso de utilizarse corriente alterna para la voladura.

Prescindiendo de la resistencia de los conductores desección entre grupos (generalmente ausentes o muy cortos,si la voladura se efectúa en un tajo), la intensidad de la

corriente en un detonador puede definirse por la fórmulal = ~ R ñ+ rm * ®donde U es la tensión de la fuente de la corriente, en Y;

i?, resistencia total de los conductores de alimentación, en ohmios;

rx resistencia de un detonador eléctrico de 0¿8 a 2,0ohmios;

n1 número de grupos o detonadores en un grupo,acoplados en paralelo;

m1 número de grupos o detonadores en un grupo.,acoplados en serie.

El número total de detonadores será N — nm.Para la conexión en serie, n — 1, y para la conexión en

paralelo, m — 1.Una vez terminado el montaje de la línea de tiro, se

comprueba su resistencia con un ohmímetro. La resistenciareal no debe diferenciarse de la asignada en más del 10%. Al darse la señal de encendido, el capataz de los dinamiteroscierra el interruptor que conecta la línea de tiro con lafuente de .corriente, o dispara el resorte del explosor. Elacceso al tajo de los obreros se permite sólo después de serinspeccionado el tajo por el dinamitero y de previaliquidación de las cargas falladas.

Los detonadores eléctricos son utilizados también para

hacer estallar la mecha detonante en las cargas de barrenoen tajos a cielo abierto y subterráneos. En este caso, losdetonadores eléctricos de efecto instantáneo o microrretar-dado se empalman con la mecha detonante del mismo modoque el estopín inflamante. Los conductores provenientesde los detonadores eléctricos se conectan a la fuente de corriente, y el cierre del circuito se opera desde un lugarseguro.

La voladura eléctrica es admisible en toda clase de labores mineras, incluso en las minas con gases y polvos peligrosos. Un obstáculo para el uso de la voladura eléctrica loconstituye la presencia de «corrientes vagabundas» deintensidad considerable en los lugares de trabajo con explosivos. Se llaman"”'«vagabundas» las corrientes eléctricaspresentes en sectores particulares de rocas. Se originan engalerías donde el transporte se efectúa por locomotoraseléctricas de trole, y también al existir fugas de corrienteen la red eléctrica de mina. Al alcanzar las corrientes vaga

bundas un determinado amperaje (superior a 0,15 ó 0,18 A),son posibles explosiones de los electrodetonadores al entraren contacto con las rocas trozos no aislados de los conductoresde la línea de tiro. Para evitarlo, es imprescindible efectuarel montaje de la línea de tiro observando las Reglas deSeguridad (aislamiento de los conductores, cortocircuito deconductores para el período de montaje,rete.).

E l almacenamiento de los materiales explosivos es efectuadoen polvorines o depósitos especiales organizados en conformidad con las prescripciones d el-Reglamento” Un ico'deSeguridad para los trabajos con explosivos. Según su función, los depósitos m dmden en básicos y d§ distribución.



Los depósitos básicos cumplen la misión de proveer conmateriales explosivos los depósitos de distribución. Estosdepósitos se sitúan en la superficie y constan de variosalmacenes de explosivos. La capacidad límite de cadaalmacén particular varía, según la clase de explosivo, entre80 y 240 t.

Los depósitos de distribución sirven para suministrarexplosivos a los dinamiteros. Estos depósitos se construyendirectamente en las explotaciones mineras (pueden ser desuperficie o subterráneos). Los depósitos de distribuciónsubterráneos pueden ser del tipo cámara o tipo célula. En losdepósitos de primer tipo, para almacenar los explosivosse construyen cámaras. En cada cámara se almacenan

hasta 2 t de explosivos. En los depósitos de segundo tipo,los explosivos se guardan en nichos (células) practicadosen las paredes de las galerías y otras labores subterráneas.En cada célula se permite almacenar una cantidad máximade 400 kg.

Los depósitos de cámaras subterráneos se disponen a unadistancia no menor de 100 m de los pozos de mina y de losanchurones de pozo. Para los -depósitos de células, esadistancia no debe ser inferior a los 60 m.

E l suministro de los explosivos desde los depósitos dedistribución hasta los lugares de laboreo es efectuado porlos dinamiteros y obreros debidamente instruidos, comotambién en vagonetas especiales arrastradas por locomotoras eléctricas. En las explotaciones al descubierto para elsuministro de los explosivos se utiliza el transporte automóvil e hipomóvil. Para su transporte manual, los explosivos se acomodan en bolsos especiales. Un dinamiteropuede transportar un máximo de 12 kg de explosivos junto

con artificios de voladura, y 20 kg de explosivos solos.Cuando los explosivos son transportados en su embalaje deorigen a una distancia no superior a 300 m y siendo cómodoel camino, esta última norma puede ser aumentada hasta40 kg.

§ 12. Métodos de voladura y cálculo de las cargas

Gomo se ha indicado más arriba, las cargas de explosivose colocan en los barrenos normales y perforaciones profundas. Las cargas importantes de explosivo (cientos y milesde kilogramos) se colocan en cámaras de mina especíalas*

A veces las cargas se disponen en la superfi cie del mac izopor fragmentar. Según sea el modo adoptado para la distribución de las cargas, se distinguen los métodos siguientespara los trabajos de voladura: método de barrenos, debarrenos profundos, de cámaras de mina y de cargas superficiales o de contacto (sin barreno).

El método de voladura por barrenos tiene amplia difusión en el trazado de las galerías subterráneas. En. tajos aldescubierto., el método por barrenos juega un papel auxiliar,siendo empleado para la fragmentación secundaria de trozosvoluminosos («sobretamaños») y para arrasar los accidentesen la base de los escalones.

Para una fragmentación eficaz dentro de los límites del

perfil asignado a la galería, es necesario observar las condiciones siguientes: el número de barrenos debe correspondera las dimensiones de la galería y a la dureza de la roca; elesquema de distribución de los barrenos o plan de tiro deberesponder a la forma de la galería y las propiedades físico-mecánicas de la roca; la voladura de los barrenos debe realizarse en una sucesión determinada, que depende del plande tiro adoptado.

El número de barrenos es determinado en base a la cargatotaljde explosivo por tajo y por carga de un barreno.

La carga de explosivo por tajo se puede determinar porla fórmula siguiente:

Qt — qS l r \ , en kg, (4)

siendo q, el gasto específico de explosivo, en kg/m3,S , el área de la sección transversal de la galería,

en m2, I, la profundidad de los barrenos, en m,

II, el coeficiente de utilización del barreno.El gasto específico de explosivo se toma en base a losdatos prácticos, partiendo del área de la sección transversalde la galería, dureza de la roca y potencia del explosivo. Enfunción de estos factores, el valor de q oscila entre 1 y 3kg/m3.

A tít ulo ilustrativo,

q — a j / en kg/m 3, (5)

siendo a, el coeficiente de potencia del expl osivo * tomadosegún las tablas,'



Para las amonitas, a = 1,5 a 1,8; para las dinamitas, de 1,0 a 1,2;

/, el fac tor de resistencia de roca según M. Protodiá -konov.

El coeficiente de utiliza ción del barreno r\ índica larelación del avance del tajo en una voladura, a la profundidad de los barrenos. Como regla, el valor de r\ es inferiora la unidad y es de 0,85 a 0,9. El producto ¿?¿r) muestra elvolumen de la roca arrancada en una explosión»

La carga por un barreno (?b es determinada, mul tiplica ndo el volumen de la parte cargada del barreno por la densidaddel explosivo presente en el barreno (densidad de carga):

2 3tá2 ,

(6)donde d es el diámetro del barreno, en din;

y , la densidad de carga, en g/cm3.La densidad de carga es determinada, multiplicando la

densidad del explosivo por el coeficiente de carga del barreno (p que indica la relación del volumen del explosivo al de

PJrte earga¿a del barreno. El valor de (p es de 0,8.a 0,9.El diámetro del barreno se adopta en función del área de

la sección transversal de la galería y la dureza de la roca.Cuanto mayor es la dureza, tanto mayor es el diámetro de losbarrenos que se debe adoptar. Empero, si se adopta un diámetro grande de los barrenos en una galería de sección-transversal pequeña, el número total de barrenos puede resultarinsuficiente para el perfilado de la galería.

De este modo,Qt

~2 ’ (7)

3 " —Despúes de la transformación obtenemos

m

De un modo aproximado, el número de barrenos puededeterminarse también por la fórmula

N = kV JS . (9)

El valor dél coeficiente k en esta fórmula depende deldiámetro del barreno y es de 2 a 2,7. Se adoptan valoresmayores para un diámetro menor de los agujeros.

N-.

La profundidad de los barrenos l depende de la dureza delas rocas y la anchura B de la galería. Se puede adoptar de unmodo aproximado

Í = (0,5-M )B. (10)

La profundidad de los barrenos se ha de tomar con mayorprecisión, partiendo de la duración del ciclo de avance (vercap. IV).

Atendiendo a la mis ión que cumplen , y la sucesión de lostiros, todos los barrenos se dividen en los de franqueo, dealivio o de ayuda y de destrozo. Los barrenos de franqueo sedisponen las más de las veces en la parte central del tajoy son volados en primer término . Mediante la voladura de

esos barrenos se obtiene una superficie despejada adicionalque eleva los índices de explosión de los demás barrenos. Losbarrenos de destrozo se disponen por el perímetro de lagalería y se hacen volar en último término. Entre los barrenos de franqueo y los de destrozo se ubican los de alivio.La cantidad de barrenos de ayuda depende de las dimensiones de la galería y varía entre amplios límites. En las galerías de sección transversal pequeña, no se perforan barrenosde alivio.

Los barrenos de franqueo «trabajan» en las condicionesmás penibles, en presencia de una sola superficie expuesta.Por esta razón, su profundidad es de 10 a 15% mayor que lade los de alivio o de destrozo, a la par de que la distanciaentre las perforaciones se hace menor. El plan de ubicaciónde los barrenos de franqueo' determina en gran parte elefecto de la explosión y debe adoptarse, teniendo en cuentanumerosos factores (profundidad de los agujeros, dureza delas rocas, forma y dimensiones de la galería, etc.).

En la fig. 31 está representado el plan de ubicación delos barrenos para un corte de cuña vertical durante el.traza-do de una galería de transporte de forma abovedada. Lascifras indican el orden de voladura de los barrenos. Para.unacantidad moderada de agujeros (hasta 16) este orden se logramediante el encendido consecutivo de los barreños. Como, lálong itud de todos los estopines inflamantes es igual, -'losbarrenos irán estallando en el mismo orden en aue han sidoencendidos.

Para un número de barrenos mayor (más de 16) se-empleanlos cartuchos incendiarios (ver § 11 de este capítulo). En estecasot la preparación de los estopines inflamantes antes de su



Fig. 31. Esquema de disposición de los barrenos para el corte de cuñavertical:a, preparación de los barrenos para la voladura simultánea; .? a 8, barrenos defranqueo; 9 a 14, barrenos de alivio; 15 a so , barrenos de destrozo; 31, barrenopara la formación de la cuneta de desagüe

fi ; introducción en el cartucho consiste en lo siguiente: el dina-f| mitero, una vez terminada la carga de todos los barrenos,

; reúne las mechas en un solo haz de modo que la punta de cada j ¡ :

: mecha subsiguiente sea 2 ó 3 cm más corta que la precedente, j;: Después de ligar con un cordel el haz de mechas en dos luga-| res, e l dinamitero corta las mechas entre las dos l igas

(fig. 31, a). Las puntas cortadas de las mechas deben entre-i;: garse al depósito de exp losivos para ser destruidas más tar

de. Al haz de mechas así preparado se sujeta el cartucho in- jh. cendiario, una vez encendido el cua l, se encienden simultá-)|, neamente todas las mechas. Ahora bien , los barrenos irán j¡ ;. explotando consecutivamente, por ser distinto el largo de

las mechas lentas: el largo menor lo tiene el estopín infla-J;i- mante que entra en el primer barreno y el mayor , el que j;j: entra en el últ imo,:¡ !•; 1

90

Con el cebado eléctrico, el orden de pega de los barrenosde franqueo, de alivio y de destrozo, se obtiene empleandoelectrodetonadores de efecto retardado, con distintos gradosde retardo.

El corte de cuña/vertical (ver fig. 31) ha cobrado ampliadifusión en las rocas homogéneas o jlas de estratificacióny fisuración vertical. En la fig. 32 se muestra la disposiciónde los barrenos para algunos tipos de cortes, utilizados en eltrazado des. galerías horizontales y ascendentes.

El corte de cuña horizontal (fig. 32, a ) se practica enrocas homogéneas o bien estratificadas y fisuradas horizontalmente. Al igual que para el corte vertical, los barrenos defranqueo de 1 a 8 se disponen en dos planos mutuamente incli

nados. En las mismas condiciones se practica el corte a techo(fig- 32,6).El corte central piramidal (fig. 32, /) comporta cuatro

barrenos perforados con una in clinación con respecto aleje de la galería. jSe practica en rocas homogéneas resistentes.

En rocas tiernas, al excavarse una galería trazada a lolargo del contacto entre rocas de diferente dureza (fig. 32, e),se practica el corte unilateral que consta de los barrenos de1 a 4 perforados en un mismo plano, inclinado respecto alplano de contacto.

Ultimamente han cobrado gran difusión los cortes rectos,en que los barrenos de franqueo están orientados perpendicularmente al plano tel tajo . En un corte prismático(fig. 32, c),|e1 barreno central 1 no se carga, sino que se leasigna la misión de una superficie expuesta suplementaria.El corte lineal (fig. 32, d) consta de 5 a 8 barrenos perforadosen un mismo plano. En este corte tampoco se cargan todos

los agujeros (4, 5). Los cortes rectos se practican en rocasduras, generalmente, en las galerías de sección reducida.Una variedad del corte recto es la roza de cámara

(fig. 32, g) que consta de un barreno ensanchado (hornillode mina) 1. Para formar la cámara, se hace estallar una pequeña cantidad de explosivo en el fondo del agujero. Estaoperación se llama ensanche del fondo de barreno. Paraformar una cámara grande, se hacen dos o tres explosionesen el barreno. La cámara así formada se carga con varioskilogramos de explosivo. La práctica de la roza de cámarapermite reducir el número de barrenos de franqueo y elevarel coeficiente de utilización del barreno.



Fig. 33. Esquema de disposición de los barrenos en una fila vertical y en varias filas'inclinadas en un bance>



Én ía elección del pían de ubicación de barrenos es nece^sario tener en cuenta también el modo de instalac ión de labarrenadora en el tajo, dando las preferencias a un plan enque el barrenado del tajo sea factible con la menor cantidadposible de traslados de los dispositivos de instalación y delas barrenadoras (fig. 32, e).

El método de cargas de barrenos profundos tiene ampliouso en las explotaciones a cielo abierto y en las labores dearranque subterráneas. En tajos al descubierto, los barrenos profundos se perforan tanto en los trabajos de trazado(trincheras) como en los de extracción y de destape. Segúnla clase del tren de sondeo, se perforan barrenos profundosverticales e inclinados, alineados a lo largo de un escalónen una o varias hileras. La disposición en una hilera

(fig. 33, a) es conveniente en caso de un frente de trabajomuy largo, gran altura del escalón y rocas resistentes a lavoladura.

Para que la base del escalón no sea muy accidentada después de la voladura, los barrenos son perforados con unasobreprofundidad ls que se adopta de 0,5 a 3 m y dependede la dureza de las rocas y de la magnitud de la línea deresistencia en la base Cuanto mayor es la línea de resistencia, tanto mayor debe ser la profundidad extra del barreno. La magnitud de wx depende de la dureza de las rocas,diámetro del agujero y potencia del explosivo. Generalmenteeste valor se adopta, atendiendo a los datos prácticos (siendo el diámetro de los agujeros de 200 a 250 mm, wt es de6 a 10 m, y, siendo el diámetro de perforación de 100a 120 mm, es de 3 a 5 m). Tomando una u otra magnitud dew-i para los barrenos verticales, es necesario tener en cuentala distancia b entre el eje del agujero y el lab io superior delescalón. Esta distancia debe ser tal que las orugas de la

perforadora durante su funcionamiento no se acerquen másde 3 m al borde de la banqueta.

La distancia a entre los agujeros de una hilera se adoptaen función de o sea,

a = (0,6— 1,4) (11)

La distancia más corta entre el centro de la carga y lasuperficie descubierta w se llama línea de menor resistencia.En los cálculos se adopta

w = u>i sen a. (12)

94

Los agujeros inclinados se disponen paralelos al taluddel escalón. Según lo demostró la práctica, proporcionan unamejor fragmentación de la roca y una superficie más parejade la base del escalón.

La disposición de los agujeros de mina en^varias hilerasse practica tanto con la orientación vertical de los agujeros,como con la inclinada (fig. 33, b). Los agujeros suelen disponerse al tresbolillo. La distancia c entre las filas de agujeros se toma igual a (0,85 — 1) <x, La carga Q correspondientea un agujero se determina, multiplicando el consumo específico q de explosivo por el volumen de roca arrancado por lavoladura de la carga de este agujero

Q — qwxHa . (13)

El gasto específico se determina por medio de tablas especiales en función de la dureza de la roca y la potencia delexplosivo. Para agujeros de 150 a 220 mm de diámetro, elgasto específico de explosivo puede determinarse de un modoaproximado, por la fórmula

3 = -^-¥! > e& &g/m3s (14)

siendo P la capacidad de trabajo del explosivo, en cm3 (vertabla 7).

Una vez determinada la carga de explosivo, se hace unacomprobación de su alojamiento en el agujero. La altura dela carga en el agujero será

donde d es el diámetro del agujero, en dm;7 , la densidad de carga.

. La longitud del atacado ls = L — l debe estar comprendida entre los límites de (0,6 -f- 0,8) Si esta condiciónno se cumple, se hacen variar los parámetros de la red deagujeros (zü1, a) en sentido de su reducción o aumento. Ungasto de explosivo inferior al necesario para la voladurano proporciona la calidad de fragmentación necesaria de laroca; mas siendo el consumo excesivo, ocurre una gran dispersión de la roca fragmentada, lo cual, además^ complicala operación de su carga por las palas mecánicas.

Siendo norm al la explosión^ la magnitud del taludderrumbado de la masa rocosa B (ver fig. 33) representa



(i,5-f-2)Í2r?yla proporción de «sobretamaños» (trozos voluminosos que requieren una fragmentación secundaria) no excedede 2 a 4% del volumen del bloque volado.

La fragmentación secundaria de los sobretamaños es efectuada por el método de barrenos o de cargas aplicadas (cargasde contacto). Con el método de barrenos, se perforan en eltrozo por fragmentar (de 1 a 6 m3 de volumen) uno o dosbarrenos cuya pro fundid ad sea igual a. la mitad de la dimensión transversal del trozo. El barreno se carga con explosivoen polvo o encartuchado. El peso de la carga por barreno esde 100 a 400 g. La voladura de las cargas es a fuego o pormecha detonante. Con el método de cargas aplicadas, secoloca sobre la superficie del «sobretamaño» de 1 a 3 kg de

explosivo, se introduce en la carga el estopín inflamante o lamecha detonadora, se rellena con el atacado y se hace estallar.

Se consigue reducir considerablemente el consumo de explosivos y aminorar la dispersión de los fragmentos rocosos,al reemplazar las cargas de contacto ordinarias por petardosespeciales de explosivos comprimidos, con cavidades cumu-lativas (cargas ahuecadas). Se están realizando investigaciones para poner a punto técnicas más eficaces de fragmentación de los «sobretamaños» (métodos eléctricos y térmicos),a fin de eliminar el inconveniente principal de la voladura,o sea, la interrupción forzosa de la carga de roca y el retirode los equipos mientras continúan los trabajos de voladura.La fragmentación de los sobretamaños por medio de corrientes de frecuencia industrial [con ayuda de una instalacióntipo 2YPH (2URN)] se están realizando ya en escala industrial.

Cabe señalar los métodos mecánicos de fragmentación de

sobretamaños por medio de rompedoras de piedras neumáticas y rompedoras con mazos. La introducción de métodosno explosivos para la fragmentación de trozos voluminosospermitirá ampliar el uso de los métodos de explotación másproductivos, aplicando la tecnología de producción cíclicaen cadena.

E l método de voladura por perforaciones largas en las labores subterráneas está ligado con los sistemas de explotacióny será examinado más adelante (ver. cap. V).

Las perforaciones descendentes son cargadas con explosivo en polvo o en cartuchos. Para un diámetro de las perforaciones de 105 a 110 mm,, los cartuchos con explosivo tie

nen un diámetro de 75 a 80 rara y un largo de 0,5 m. Antes

de rellenar la perforación con explosivo, se baja en la mismael cordón detonante de modo que pase por todo el agujero,haciendo que su punta sobresalga de la boca en la longitudnecesaria para el montaje subsiguiente- ele la línea de tiro.Si los agujeros se cargan con explosivo en cartuchos, elcordón detonante va atado al primer cartucho bajado en elagujero. Se rellena con atacado un trecho de 1,5 a 3 m desdela boca de la perforación.

Al ser cargadas las perforaciones horizontales y ascendentes manualmente, los cartuchos con explosivo son empujadosen el agujero por medio de laqueadores o atacadores, queson varillas de madera de 30 a 40 mm de diámetro y de 1,2a 1,5 m de largo. Se atacan en un agujero dos o tres cartuchosa la vez. Los laqueadores se retiran del agujero por medio deun cablecillo atado al primer laqueador introducido en elagujero.

El procedimiento de carga manual es poco productivo, noproporciona una densidad de carga elevada, de ahí que sea

inaceptable para la carga de agujeros de mina (salvo los descendentes) con explosivos no encartuchados (a granel).

Se han construido varias instalaciones de carga mecanizada de los agujeros de mina con explosivos en cartuchos y agranel. La- instalación de carga y3C-1500 (UZS-1500) estádestinada a la carga con explosivos granulados de agujerosde mina de 70 a 150 mm de diámetro, con un ángulo de inclinación de +45 a —90°. Esta instalación permite transportar los explosivos a una distancia de hasta 250 m, con unadiferencia de cotas de nivel de hasta 80 m. El explosivo secarga en una tolva 1 (fig. 34) de 70 l de capacidad. Después

7—01021 9



(le purgarse el conducto flexible de carga 2 , se pone en acciónun motor neumático ¿\ cuya rotación se transmito por intermedio de un reductor al tambor dosificador 4. Las células5 de este tambor transportan eJ explosivo a una cámaramezcladora 6 donde el mismo es arrastrado por el aire comprimido y enviado por el conducto al agujero de mina <5. Paraasegurar la estanquicidad del alimentador del tambor dosi-ficador, éste va bien apretado al cono por un muelle 7 durante el funcionamiento. La boca del agujero de mina quedatapada por un tapón 9 de diámetro variable, confeccionadocon platillos de goma.

Para la carga, el conducto es introducido en la perforación hasta que la sonda 11 venga a topar en el fondo. En elproceso de relleno del agujero, el extremo del conducto de

carga se va- apartando paulatinamente del explosivo alojadoen el agujero, mientras que el aire usado pasa por una bolsafiltrante 10 donde se asienta el polvo y las partículas menudas de explosivo arrastradas fuera de la perforación.

La densidad de carga de la granulita AG-8 (AS-8) y nia-crogranulita 79/21B (79/21B) llega hasta 1,15 g/cm3, siendo elrendimiento de la instalación de 1500 a 3000 kg/h.

Método de cargas en cámaras de mina. Se llama carga en cámara de mina la carga de exp losivo alojada en una excavación o cámara subterránea, excavada por medio de barrenos cortos ordinarios. Las-cargas de cámara de mina son utilizadas para fragmentar la roca en las canteras y también paraarrojar o expeler los escombros durante el cavado de trincheras y los trabajos de destape.

El método de las cámaras de mina presenta, frente a lasperforaciones profundas, los inconvenientes siguientes: gastos importantes para la excavación de las cámaras; grancantidad de sobretamaños; -técnicas complicadas de carga

y voladura de las cámaras. Por eso, las cámaras de minase utilizan para la fragmentación de las rocas en las canteras,cuando resulta impracticable el método de cargas en perforaciones profundas (por ejemplo, cuando la banqueta superior es accidentada a punto de no permitir la colocación delas máquinas perforadoras).

El plan de ubicación de cargas en las cámaras de minapara la disgregación de la masa rocosa está esquematizadoen la fig. 35. En la base del escalón se excavan galerías a modo de socavones I, al final de los cuales se practican lascámaras 2 para las cargas de explosivo. El volumen de una

98

Fig. 35. Esquema de las cargas de cámaras para la disgregación dela masa rocosa

cámara depende de la magnitud de la carga. El explosivo esalojado en las cámaras envasado en bolsas. El cartucho-cebose confecciona con un explosivo bien seco, alojado en unaenvoltura rígida. Una vez cargado, el socavón se rellenacon atacado, introducido en el mismo por una cuchara dearrastre o transportador de cinta. La voladura de las cargases eléctrica, respaldada por mecha detonante.

Voladuras de despejo {de proyección). Los tiros efectuadospara despejar y arrojar rocas consisten esencialmente en em

plear cargas reforzadas de explosivos, cuya energía no sólofragmenta las rocas, sino que las arroja fuera del hoyo abierto por la explosión. Las cargas son alojadas en cámaras,generalmente excavadas desde calicatas.

Como resultado de la explosión de una carga reforzada,se forma un embudo de explosión (fig. 36), que se caracterizapor los elementos siguientes:

w¡f profundidad igual a la línea de menor resistencia (ladistancia más corta entre el centro de Ja carga y lasuperficie de afloramiento);

r9 radio del embudo;

7* 9D



Fig. 36. Elementos de un embudo de voladura

Fig. 37. Disposición de las cargas de cámaras al excavarse una trincheramediante la voladura de despejo

i?, radio de acción de la explosión, igual a la longitud

de la generatriz del cono del embudo.La relación ~ se llama índice de explosión n. De acuerdo

a la magnitud de n, se distinguen las cargas para tiro dedespejo normal (n = 1), reforzado ( n > 1) yreducido (ti<1 ).Cuanto mayor sea n, tanto más lejos será proyectada la rocapor la explosión. Con n = 0,75, no se forma un embudo visible y sólo la roca resulta disgregada dentro de sus límites.

Al ser excavadas las trincheras por el método de voladura de despejo, las cargas de explosivo se disponen en dos filas a lo largo del trazado de la trinchera (fig. 37). Si una

100

fila se hace volar con retardo, entonces un 70 — 80% deroca será lanzada por un borde de la trinchera.

En. la práctica soviética y extranjera se han efectuadovarias explosiones potentes de despejo y de proyección, alcanzando algunas cargas particulares varios cientos de toneladas. El empleo de esta técnica permite acelerar el ritmo deejecución de los trabajos y, si las condiciones son favorables(explosivo barato, modelado del terreno adecuado), reducirtambién su,.costo.



CAPITULO III TRANSPORTE DE MINA YEXTRACCION

§ 1. Generalidades

Para el acarreo del mineral en las labores subterráneasse utilizan los siguientes modos de transporte: sobre carrilespor transportadores, por cucharas de arrastre, vehículosautopropulsados sin carriles y transporte hidráulico. En lasexplotaciones subterráneas el transporte hidráulico se utilizatulo'S VeC6S y por tant0 no será examinado en este capí-

Forma una categoría aparte la extracción, o sea, laelevación del mineral por el pozo de mina.

El conjunto de los medios de transporte constituye talo cual esquema de transporte de distinta complejidad. Losesquemas de transporte más sencillos se practican durante lasia&ores de destape o acceso a un yacimiento poco inclinado,por medio de socavones o de pozos inclinados. En este caso eltransporte-de mineral desde el frente de ataque hasta lasuperficie puede efectuarse por un solo medio de transportocualquiera, por ejemplo, cintas transportadoras o camionesvolcadores.

En caso de explotar yacimientos de fuerte buzamiento.i.os esquemas de transporte son más complicados y se caracterizan por el uso de diversas máquinas transportadoras y, porende, la necesidad de mú ltiples operaciones de carga

y descarga. Todo el proceso de traslación del mineral desdeel tajo hasta la superficie puede dividirse en tres etapas-acarreo desde el frente de ataque hasta la galería de transporte; transporte sobre carriles por la galería hasta el pozode mina; extracción por el pozo de mina.

^En este capítulo será examinado el transporte por la galena de arrastre y la extracción por el pozo de mina. Losdistintos modos cíe acarreo basta la galería de transporte se

102

examinarán en el cap. V; por lo tanto, en el presente capítuloserán referidas tan sólo las características de algunos meca'oismos utilizados en el acarreo desde el tajo hasta la galeríade transporte.

2. Transporte sohm carriles

El transporte sobre carriles es uno de los más difundidos,hecho que.se explica por la posibilidad de su aplicación endiversas condiciones, su gran rendimiento y seguridad.

El transporte sobre carriles comporta los elementossiguientes: vía férrea, locomotoras y vehículos de transporto,línea de contacto, dispositivos de señalización y otros.

La vía férrea consta de carriles, durmientes, elementos elefijación y balasto.

Los tipos de carriles son determinados por el peso de unmetro (kg/m). Cuanto más intenso es el tráfico y más pesadoslos trenes, tanto más pesados deberán ser los carriles a colocar. Actualmente se usan rieles de 24, 33, 38 y 43 kg/m.

La distancia entre las facetas internas de las cabezas delos carriles se llama ancho de vía. En la industria minerasuele emplearse una vía de 750 mm de ancho.

Los durmientes enlazan entre sí ambas filas de la víaférrea y reparten el peso del tren transmitido sobre los carriles, sobre una superficie mayor. Los durmientes másdifundidos son los de madera, usándose mucho menos losmetálicos y de hormigón armado. Los durmientes semirre-dondos se obtienen aserrando madera en rollos en sentidolongitudinal en dos mitades; los durmientes rectangularesson fabricados de la misma madera, pero obteniendo de cadarollizo un solo durmiente. El largo de los durmientes parala vía de 750 mm es de 1400 mm, el espesor es de 110 aa 120- mm, el anchó de la cara superior es de 95 a 100 mmy el de la inferior, de 190 a 240 mm. La distancia entre losdurmientes es de 0,4 a 0,7 m.

Los durmientes se colocan sobre un balasto de guijas o decascote. El espesor de la capa de balasto bajo los durmientesno debe ser inferior a 10 cm. -El balasto facilita la colocacióncorrecta de los durmientes, impide sus desplazamientos y amortigua los choques producidos por los trenes en movimiento.

Entre los carriles y los durmientes se interponen las placas de asiento, a través de cuyos orificios pasantías escarpias que fijan los rieles a los durmientes. Si el tráfico os poco



Dirección en sentido

Fig. 38. Cambio de aguja:1, tirante de maniobra; 2, aguja de cambio; 3, carril de contraaguja izquierdo-t ’ desvío; 5, corazón; 6, contracarril; 7, vía principal; 8, vía lateral;

? contraaguja derecho; 1 0 , mecanismo de cambio; n , carril acodado;razón ^ corazón; 13, punta del corazón; 14, centro matemático del co-

íntenso y las vagonetas tienen capacidad de carga reducida,

se puede prescindir de las placas de asiento o colocarlas enlas partes más vitales (juntas de carriles, cambios de aguja).Los carriles se empalman entre sí mediante eclisas, con

ayuda de pernos. JEn algunos casos, las puntas de los rielesse sueldan entre sí. Si la tracción es por locomotoras eléctricas, en las juntas, bajo la placa de asiento, se coloca unaplaca de cobre o se sueldan puentes de conexión metálicos.

Para empalmar las vías férreas entre sí, se utilizan loscambios de aguja (fig. 38). Al ser movida la palanca del mecanismo de cambio, un tirante desplaza las agujas de cambio,lina de las cuales se aprieta contra uno u otro de los carrilescontraaguja. En la posición representada en la figura 38, el

104

tren puede pasar de la vía principal a la lateral. Para eltránsito directo por la vía principal, la aguja debe ser movida a otra posición.

El elemento que caracteriza el cambio de aguja es el corazón. La marca del corazón queda determinada porlafórmula

M = (16)

siendo a el ángulo entre los carriles en la punta del corazón.Prácticamente, en la tracción por locomotoras eléctricas

se utilizan corazones de las marcas 1/4 ó 1/5. Cuanto menores la marca, tanto más fácil y suave es el cambio del trende una vía a otra pero, a la vez, aumenta el radio y lalongitud, del cambio.

El cambio de aguja de accionamiento manual va siendoreemplazado por uno de mando automático a distancia, quepermite efectuar el cambio de la aguja desde la locomotoraen movimiento (o desde el cuarto del despachador de trenes).

Las vagonetas sirven para transportar mineral, ganga, distintos materiales (madera, expl-osivos, etc.) y gente. Laconstrucción de una vagoneta es determinada por su destino.

La vagoneta para el transporte de mineral o de gangaestá constituida por una caja, bastidor, trenes de ruedasy enganches. La caja está confeccionada con chapas de acero.El fondo de la caja se hace redondeado o plano. La caja y elbastidor van unidos rígidamente (vagonetas de caja fija)o mediante articulaciones. En el primer caso la descargade la vagoneta se opera, volcándola, y on el segundo, sevuelca la caja sola. A veces la descarga se opera a travésdel fondo que se abre, o por los costados abatibles. Lasvagonetas de caja fija de gran capacidad se fabrican sinbastidor, con suspensiones de. ballestas.

Cada tren de ruedas de la vagoneta consta de un eje y dosruedas. En las vagonetas de capacidad reducida las ruedasse montan rígidas sobre el eje y en las de gran capacidad,van montadas locas en el eje. El diámetro de las ruedas esde 300 a 400 mm. En su lado interno la rueda lleva una pestaña que impide el descarrilamiento de la vagoneta.

Una de las características de la vagoneta es la magnitudde la base rígida, es decir, la distancia entre los ejes. Cuantomayor es la base rígida, tanto mayor debe ser el radio delas curvas de la vía.

Los enganches de las vagonetas sirven para formar lostrenes y para transmitir el esfuerzo de tracción. Además

105



V W S B

F i g . 3 9 . V a g o n e t a s

v o l c a d o r a s :

n > ñ e

c a p a c í d a d

d e °

' 9 m ® c o n

b a s c u l a m J e n t o

m a n u a l : b .

e l e c a p a c i d a d

d e

4 m 3 c o n

b a s c u h i m i e n t o

m e c á n i c o

Fig. 40. Vagoneta de caja fija

de los enganches ordinarios, en que las operaciones de enganche y desenganche se efectúan a mano, se utilizan losenganches automáticos que facilitan y aceleran el procesode formación del convoy.

La fig. 39, a muestra una vagoneta volquete que sedescarga a mano, levantando la palanca 1 hacia arriba. Lavagoneta representada en la fig. 39, b tiene enganches automáticos y se descarga por medio de un voleador que gira lacaja del vagón por su buje 2. Simultáneamente, el sistema depalancas 3 opera la abertura de la pared lateral de la vagoneta»

Las vagonetas de caja fija (fig. 40) se descargan pormedio de un dispositivo basculador en volcadores rotativos.'

Actualm ente, en las exp lotaciones mineras de metalesferrosos y no ferrosos, el mineral es transportado principalmente en vagonetas de caja fija. Las características de lasvagonetas fijas de gran capacidad están referidas en latabla 8.

Las locomotoras de mina pueden ser de trole (fig. 41) yde acumuladores. En la industria minera gozan de'mayordifusión las locomotoras de trole, en tanto que en las explotaciones carboneras, las de acumuladores.

Los elementos componentes de una locomotora son: elbastidor, el tren de rodaje (trenes de ruedas, cajas de grasay ballestas), la impulsión (motores con reductores), el sistema de mando, el sistema de frenado, los disposit ivos de

107



enganche y de parachoques, los areneros (para echar arenaen los rieles con el fin de aumentar la adherencia entreruedas y rieles).

„ de ias principa les características de la locom otoraeléctrica es su peso adherente, o sea, el peso aplicado a los

Tabla 8

Indices

Capacidad de la caja, en m3Capacidad de carga (siendoel peso volumétrico del mineral desmenuzado de2,5 t/m3, en t ................

Vía , en m m ...............Número de ejesBase ríg ida, en mm ! ! ! .'

Dimensiones exteriores, en

mm:largo ............................ancho . . . . . . . . .a l t o ........................! * "

Peso, en k g ................

BH-4,0y<VD-4,0u)

Br-8,0(VG-8,0)

4, 4

11,07502

1250

4000135015502600

9,0

22,57504

1100(de bogie)

7700135015506000

ÍOBr-lM(10VG-1M)

10

25750; 900

41100

(de bogie)

7300180016009350

T i locomotoras de las explotacionessuMenaneas todos los ejes son propulsores y, por lo tantoel peso adherente es igual al de la locomotora.

de 7Jain °v °lÍ0! f ^ “ ás,difundidas tienen un peso adherentede /, 10 y 14 tf. Actualmente, debido al uso de vagonetas108

de gran capacidad, se han fabricado locomotoras con unpeso adherente de 20, 25 y 35 t. Han sido designadas paraJa producción en serie locomotoras con nn peso adherente de20 y 28 t.

Las características de algunos tipos de locomotoras soviéticas están detalladas en la tabla 9.

Tabla 9

Tipo de locomotora

Indices

1 0 K P - 2

( 1 0 K R - 2 )

1

1 4 K P - 2

( I 4 K R - 2 )

2 0 K P - 2

( 2 Û K R - 2 )

* ST<M 1ASítí*-'lO gá §5

5 -

Peso adherente, en t . . 10 14 20 25 35 12 Vía , en m m .................... 600 750 750 750 750 750

750 900 900 900 900 900900 — _ _ _ _

Radio de curva mínimo,en m ... .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. .. . 7 10 25 10Esfuerzo de tracción, enk g f .................................... 1700 2400. 3600 4500 7000 1600

Ve loc ida d, en km/h . . . 11,0 12,6 12,8 14,0 15,0 9,6Tensión, V ....................... 250 250 250 250/550 550 160Dimensiones exteriores,en m:

largo ............................... 4,5 4,9 5,8 8,08 10,0 6,5ancho ............................ 1,35 1,34 1,54 1,36 1,8 1,33

alto con el trole (máximo) . ... ... .. .. ... .... ... .... ... ... .. .. . 2,05 2,2 2,7 2,4 3,4 '1,5

No ta .— KP (KH) designa la locomotora de contacto para mina; APEE (ARP ), la de acu mul ado res, de seguri dad aumen tada, para min a.

* Modelos experimentales que no se fabrican en serie.

Los motores de las locomotoras son alimentados a partirde la red de tracción constituida por cables de alimentacióny de retorno, hilo de contacto y vía férrea (fig. 42)..

La corriente eléctrica, proveniente de la subestaciónsubterránea, es aportada al hilo de contacto por medio de uncable de alimentación. Después de pasar por los motoreseléctricos, la corriente vuelve a la subestación por los carriles y el cable de retorno. Los puntos de conexión de loscables de alimentación al hilo de contacto se llaman puntos

109



dé aI im«ntocito!(? ,á pSJ to’d ?S om o■ ll?1,ew C <Sn;/ , cabIe de ^tom o; 4, punto

q u e l r c T n l r t a n ’ Io Í T m *10? PUllt° S de ret0rn0 a5uellos en

fegf i f i?™ « & e s s ü £ 3 s ¡= S 'A t s & s * rss

11110 -d? 00ntact0 suele fabricarse de cobre y tiene unra de X e n t r L T f f “ m°didad ^ suspensión. La alta-3800 a 99nn i, i contacto en las galerías es de1800 a 2200 mm sobre la cabeza de los carriles Para amino-

^ “ o T n o i T ^ i’ ® 18 Yía férr6a’ amb° S CarrÍleSestán enlazados por conductores a intervalos determinadosnpt« !® df las E1 modo de descargar las v a ^

as queda determinado por la construcc ión de éstas Así

Y 1as d e°c aí&r i quete ?? ¿ca rga n, basculandfla c ^ , ’y las de caja fija, por medio de volcadores de vagoneta«! rota

^ m° d0S A? Garga de las va£°n et¿ (a través de lasbocas de carga, plataformas de carga con scrápers etc 1serán examinados en el cap. V. scrapeis, etc.)

nna^rrosTfrnf ^ ™Z°netas (%• 43) está constituido, poruna carcasa (rotor) de elementos anulares 1 unidos por medio110

Fig. 43. Esquema de un volcador de vagonetas rotativo

de largueros 2. En el interior del rotor va montada una plataforma con carriles cuyo nivel corresponde al de la vía deacceso. El rotor descansa sobre rodillos de mando 3 quereciben la rotación a partir de un motor eléctrico. Lasvagonetas pueden descargarse sin desenganchar el convoy.Para ello es necesario disponer de un enganche giratorio(fig. 43, a), cuyo eje debe coincidir con el del rotor.

Pára efectuar la descarga, la locomotora introduce lasvagonetas en el rotor (de a una o de a dos, según la capacidaddel.rotor), que recibe la rotación circular impulsado por losrodillos motrices de fricción. Al girar el rotor junto con lasvagonetas 4 a un ángulo de 360°, se opera la descarga delmineral en la tolva, volviendo el rotor a continuación a laposición inicial.- Seguidamente, la locomotora empuja otrasdos vagonetas,,y- el proceso se repite. La duración del cicloes de 15 a 20 seg,.La construcción de algunos volcadores

permite también el paso de la locomotora a través de ellos.Para la descarga de .los vagones basculadores de paredabatible se utilizan volcadores, neumát icos o hidráulicos.

El esquema de un volcador neumático para vagonetas con unacapacidad de carga de 4 a 10 t se muestra en la fig. 44.El volcador consta de dos cilindros basculadores 1 con susvastagos Las puntas de los vastagos llevan fijado un gancho 3. En posición de reposo el gancho y los cilindros basculadores se hallan apartados de la vía a la posición 6'. Cuando el vagón está suministrado para la descarga, elcilindro alimentador 4. coloca los cilindros basculadores en

111



Sí*

acE

V o l c a d o r

n e u m á t i c o

Fig. 45. Esquema del anchurón dey jaulas

en curva para skips

la posición de trabajo 6 , el gancho 3 agarra la caja del vagónpor el buje 2 (fig. .39, b), mientras que el gancho 5 retieneel bastidor del vagón. Al aportarse aire a los cilindros, seopera el basculamiento de la caja en un ángulo de 50°, abriéndose simultáneamente la pared lateral por medio del sistemade palancas que lleva la vagoneta, y el mineral se vierte enla tolva. A continuación, los vástagos de los cilindros volcadores bajan, la caja del vagón vuelve a la posición inicial,y el cilindro alimentador hace volver los cilindros volcadores a la posición de reposo. El tiempo de descarga es de40 a 50 s.

El principio de funcionamiento del volcador hidráulicoes similar al que se acaba de describir, sólo que en vez deaire se aporta a los cilindros aceite, por medio de una bombaaccionada por motor eléctrico.

En comparación con los volcadores rotativos, los volcadores neumáticos y los hidráulicos tienen una construcciónmás sencilla y son menos voluminosos.

Organización del tráfico subterráneo. Vamos a examinarla organización del tráfico en el anchurón de enganche enbase al ejemplo concreto del anchurón circular de engancheen curva para skips y jaulas (fig. 45). Al exam inar las maniobras de los convoyes en el anchurón de enganche, hay quetener presente que la locomotora en movimiento debe hallarse a la cabeza del convoy. La marcha de la locomotora en lacola del convoy es admisible sólo durante las maniobras.

El convoy cargado de mineral (con la locomotora a lacabeza) es dirigido, por los cambios de aguja 1—2—3, altramo de vía entre las agujas 3— 4; seguidamente la locomotora, hallándose en la cola del convoy, empuja las vago-

S—0 i 02 i 11



netas hacia el volcador 9. Terminada la descarga, el convoypasa por las agujas 3— 4, al desvío para convoyes vacíosy sigue hacia las secciones de extracción.

El convoy cargado de rocas, luego de pasar por las agujas1—8—6—5, se detiene eu eí tramo 5—4 ; seguidamente, lalocomotora enganchada a ia cola del convoy, empuja lasvagonetas hacia el pozo 10. Después de ser desenganchada delconvoy, la locomotora pasa por las agujas 5—6—7 al tramoentre la aguja 7 y el pozo 10 , y pasa al ramal de los vacíos,arrastrando las vagonetas vacías por las agujas 7—8—6—5— á*

El esquema del anchurón de enganche y las maniobras dela locomotora se simplifican notablemente cuando, para

juntar las vagonetas vacías, se utiliza un carro transbordadorde vagonetas que hace pasar las vagonetas de una vía a otra,paralela a la primera (ver Curso Especial).

En el transporte subterráneo se practica la regulacióncentralizada o automática del movimiento de los convoyesen los anchurones de enganche y en las galerías de transporte principales de las minas. El conjunto de los mediostécnicos utilizados para el control centralizado y automáticodel tráfico se denomina sistema SCB (señalización, centralización y bloqueo).

Sin entrar a considerar la estructurajdel sistema SCB,vamos a detenernos en las características de las funcionesque cumple este sistema. El SCB permite efectuar el controly la dirección de todo el tráfico por una sola persona, el despachador. Con este fin, todas las vías subterráneas sedividen en secciones limitadas por semáforos luminosos queprohíben o permiten el paso del tren a la sección considerada.El semáforo es conmutado por el propio tren una vez queéste lo ha pasado. Los cambios de aguja son accionados por

el despachador o bien automáticamente, desde la locomotora,a cuyo efecto las agujas están dotadas de mando eléctrico.

Para el manejo de los cambios de aguja y señales seinstala un aparato centralizado en el cuarto del despachador.

La seguridad del tráfico en el sistema SCB es proporcionada por el bloqueo que impide el encendido de la señal«vía libre» del semáforo cuando siquiera una sola aguja delitinerario ha sido colocada incorrectamente. Para las cornil-'mcaciones entre el despachador y los maquinistas de locomotoras, el procedimiento .más perfecto es la comunicacióntelefónica por alta frecuencia. Las señales son transmitidas

1-14

por el hilo de contacto. Este sistema permite una transmisión bilateral de las señales tanto al despachador, como deeste al maquinista de cualquier locomotora. E3 sistemaSCB permite aumentar ol rendimiento del transporte, reducir el personal de servicio y acrecentar la seguridad deltráfico.

3. Instalaciones de palas de arrastre

Por medio de la instalación de pala de arrastre (fig. 40),la roca es transportada a la alcancía 1 mediante una raederaespecial (scráper) 2, cuyo movimiento es proporcionado porla traslación de un cable de trabajo 3 y otro de retorno 4

que ciñen la polea 5 y son enrollados sobre los tambores dela cabria de arrastre 6. Palas de arrastre. Las palas de arrastre (traillas acarrea

doras, robaderas) son las más difundidas; atendiendo a suconstrucción, pueden ser coladas enterizas (monobloque),desmontables y articuladas plegables. La robadera monobloque (fig. 47, a) consta de una armazón 1 y rastra dentadaremovible 2 de acero al manganeso. Los grilletes 3 para Jasujeción de los cables se fabrican de acero al carbono. Laestructura y el funcionamiento de la robadera articulada

plegable se explican en la fig. 47, b. Su uso resulta conveniente en caso de taludes altos de mineral arrancado, a finde evitar el arrastre de la roca durante la carrera en vacío.Las características de algunas palas de arrastre se detallanen la tabla 10. El plazo de servicio de las palas enterizases de 500 a 800 h.

El esquema de la cabria de arrastre está representado enla fig. 48. El giro del motor eléctrico 1 es transmitido porintermedio de los piñones 2 y 3 al árbol principal 4 quelleva montados locos sobre cojinetes de bolas un tambor de

Fig. 46. Instalación de traillado



F ig . 47 . C ons trucc iones de las t ra i l las

J5 ■ 0 1 /

7777,

ÍZ

14 6

16 / « A * / 11 TC /

\

¿¿£ f q-C

r?7> i 1ü J

7

Fig. 48. Malacate de cuchara de arrastre

carga 5 y uno de vacío 6. En los ejes auxiliares 7 y 8 , fijados rígidamente al tambor, están montados locos los engranajes satélites 9 y 10. En el árbol principal van montado-también los piñones 11 y 12 (fijos) y los piñones de engrans

Tabla 10

Indices

Tipos de robaderas

c r(SG)

c r(SG)

c r(SG) e r a r(SGSll) Gl’M(SGM)

C apac idad , en m3 .................... 0,4 0,6 1,0 0,4 0,6Pe so , e n k g .................................. 560 800 1180 800 800Dimens iones ex ter iores ,e n i n m :

larg o ............................................ 1700 2000 2360 2000 2650an ch o ........................................... 1120 1120 1500 1120 ' 950a l t o ................................................ 670 800 900 800 h60

Hola. (/.J’ (SG) significa scráper de rastra de una sección, r ígido;Crin (SGSIi), scráper de rastra de una sección, plegable;i.TM (SGM), scráper do rastra rnultiseccional, rígido.

y 'l16i i.•:;

Fig. 49. Esquema de-trai llado conmalacate de tres tambores;

2 , cable de cabeza; 2 , cable de retorno, 3, chimenea para mineral

interior 13 y 14 (locos). Cada unode los engranajes satélites embraga a la vez tanto con el piñónmayor (13 ó 14), como con elmenor (11 ó 12).

Las superficies exteriores delos piñones 13 y 14 están abra

zadas por cintas de' freno 15 y 16 , que se aprietan por mediode las palancas 17 y 18. Estandolos frenos sueltos, el árbolprincipal hace girar los piñones 11

y 12 , cuya rotación se transmite por intermedio de losengranajes satélites 9 y 10 a los piñones 13 y 14, en tantoque los tambores 5 y 6 permanecen inmóviles.

Al ser apretada la palanca 17, la cinta de freno detieneel piñón 13, en tanto que el engranaje satélite 9 , al rodaralrededor del piñón 11, arrastra en rotación al árbol 7 y,por ende, el tambor 5. El cable de cabeza va enrollándosesobre el tambor de carga, y el cable de retorno va desenrollándose del tambor de vacío.. Al ser apretada la palanca 18 se opera el enrollado del cable de retorno sobre el tambor 6.

En las construcciones nuevas de las cabrias de arrastre,el número de engranajes satélites (para cada tambor) hasido aumentado hasta tres con el fin de incrementar el es

fuerzo tractor.En frentes de ataque anchos, el uso de las cabrias de dostambores no es conveniente, puesto que es necesario trasladar con frecuencia la polea de arrastre. Este inconvenientese elimina, utilizando cabrias de tres tambores (fig. 49),cuyos dos cables de retomo permiten dirigir el scráper acualquier sector del frente de ataque.

Las características de algunos tipos y tamaños de lascabrias de arrastre (normas estatales de la URSS, GOST15035—69) están referidas en la tabla 11.

El gobierno manual de la cabria cansa al operador de latrailla y no permite observar bien el grado de llenado de la

117



Tabla 11

Tamaños-tipós de las cabrias

3ÛJIC-2C 55 JIC-2G 1003IC-2G

Indices17JIC -2C 30JIC -2ÏÏ 55JIG-2U 100JIC-2n17JIC-2II 30JIC-3C 55 JIG-3C 1OOJIG-3C

(17LS-2S) (30L S-2S) (55LS-2S) (10OLS-2S)(17LS-2P) (30LS-2P) 155LS-2P) (100LS-2P)

(30LS-3S) (55LS-3S) (100LS-3S)

P otencia de-1 motor , en kW 17 30 55 100Diámetro del tambor, en mm 200 300 360 500Capacidad asignada del tambor, en m ............................... 60 90 100 125Diámetro del cable, en mm 14,0 16,0 20,0 25,0Esfuerzo tractor del cable,

en k g í .................................... 1600 2800 4500 8000 Ve loc ida d del cab le, enm/seg:

de tracción ........................ 1,12 1,18 1,40 1,40de r et or n o ........................ 1,50 1,60 1,90 1,90

Poso de la cabria, en kg . . 670 1400*, 2250*, 3870*,775 1550*, 2650*, 4250,

1550 2720 5000

Nota.-— JIC (LG) signif ica cabria de arrastre; 3C(3S)> de tres tambores condisposición coaxial dei motor; 211 (2P), de dos tambores con disposiciónparalela del motor.

* Para mando a distancia.

cuchara cuando la distancia recorrida por la trailla es grande.Por lo tanto, es más adecuado el comando a distancia. Enlas cabrias con mando a distancia, el esfuerzo de frenado esengendrado por una impulsión electroneumática o electro-hidráulica.

El esquema de la instalación de trailla con mando elec-troneumático a distancia se muestra en la fig. 50. La corriente eléctrica llega a la caja de arranque 1 por medio del cable 4 , y el aire comprimido, por una manguera flexible 5. Alser aportado el aire comprimido a los cilindros neumáticos 2 ,se opera el tensado de la cinta de freno. El cuadro de pulsadores 3 se enlaza (eléctricamente) con la caja de arranquepor medio de un cable de la longitud necesaria.

Los cables tractores de las cabrias son confeccionadoscon alambre de acero de 0,6 a 1,1 mm de diámetro. Eldiámetro de los cables varía entre 10 y 20 mm. Al funcionar

118

Fig. 50. Esquema^de una instalaci ón de ti*aillado'weon_ man do olee tro-neumático a distancia

Fig. 51. Esquema de la polea de traillado y uno de los modos de susujeción:.7, polea; 2, eje; 3, armadura; 4, gancho

la cabria, los cables sufren un desgaste, debiendo ser reemplazados al cabo de 250 a 320 horas de trabajo continuo.

La polea de la instalación de trailla se diseña en lafig. 51, a. El diámetro de la roldana debe ser 15 a 20 vecesmayor que el del cable, o sea, de 200 a 400 mm. El esquemade sujeción de la polea a una clavija encajada en un barreno,está representado en la fig. 51, b. Actualmente se utilizanpoleas perfeccionadas, dotadas de cojinetes de bolas.

§ 4. Transporte por cintas transportadoras

Los transportadores o cintas transportadoras son unode los medios de transporte más universales. Pueden utilizarse tanto para el acarreo de mineral por la franja de arran-



Fig. 52. Esquema del transportador de cinta de instalación fija

que, como para el transporte del mismo por las galeríasy pozos inclinados. En la industria minera se utilizan transportadores de cinta, de rastras y de bandejas.

El transportador de cinta de instalación fija está esquematizado en la fig. 52, a. El órgano portador de este transportador es una cinta o correa cauchotada 2 , que se pone enmovimiento por un tambor impulsor 1. En el extremo opuesto

del transportador va montado un tambor guiador S. Lacinta descansa en los rodillos 5 , fijados en el bastidor deltransportador. Como el movimiento se comunica a la cintapor la fuerza de fricción entre el tambor impulsor y la cinta,es necesario mantener un tensado constante de esta última,5el cual es proporcionado por un dispositivo tensor 4. Elcargue de la cinta se efectúa a través de una tolva 8 , efectuándose la descarga por la bandeja 7. El transportador descansa sobre los soportes 6.

La_ cinta está constituida por varias capas de tela dealgodón pegadas entre sí con caucho. Exteriormente, lacinta está revestida con una capa protectora de caucho.

120

La anchura de las cintas varía entre 300 y 1600 mra. Paraaumentar el rendimiento del transportador, al tramo superior (portador) de la cinta se le da una forma acanalada(fig. 52, b).

La velocidad de la cinta es de 1 a 1,5 m/s, el rendimientooscila entre 150 y 550 t/h, la longitud de transporte es de300 a 1500 m. Para los transportadores de cinta se utilizanmotores con potencias de 20 a 250 kW. A diferencia de lostransportadores fijos, los semifijos se arman con seccionesaisladas desarmables, lo que facilita su traslado de un lugara otro, cuando es necesario. Los transportadores de cintapermiten transportar el mineral cuesta arriba con un ángulode hasta 15 ó 20°.

Además, se utilizan tipos especiales de transportadoresde cinta: los de cinta de tracción por cable y por cadena.En esos transportadores, el esfuerzo tractor es transmitido,respectivamente, por dos cables o cadenas, en tanto que lacinta, sujeta a éstos, sólo cumple el papel de órgano portador. La posibilidad de transmitir por medio de cables ocadenas grandes esfuerzos de tracción, permite aliviar lacinta portadora, conservando o incrementando la longituddel transportador.

El transportador de rastras (fig. 53) constituye un canalón metálico por cuyo fondo se mueve un órgano tractory portador, que es una cadena con rastras sujetas a la misma.En su movimiento, las rastras van arrastrando el materiala transportar y lo van trasladando por el canalón. Los transportadores de rastras permiten transportar la carga bajoángulos de hasta 30°. Vienen fabricados en secciones separadas, siendo por esta razón su traslado más' fác il que el delas cintas transportadoras.

Una altura menor de estos transportadores simplifica lacarga y su facultad de curvarse en el plano horizontal vuelveposible su utilización en galerías y tajos de forma curvilínea.Debido a su elevada resistencia al movimiento (fuerzas derozamiento importantes entre el canalón por un lado, y lascadenas y rastras con material por el otro), los transportadores de rastras consumen más energía que los de cinta deigual rendimiento. De un modo general, los transportadores de rastras se utilizan en el acarreo de mineral.

Los transportadores curvilíneos de bandejas tienen elmismo principio de funcionamiento que los de cinta (fig. 54).La banda portadora de estos transportadores está confeccio-

121



Fig. 1)3. Transportador movible de rastras y cadena

Fig. 54. Transportador de banda articulada curvilíneo

nada con placas de acero sujetas a los eslabones de dos cadenas de tracción articuladas. Las cadenas llevan rodillos queruedan sobre guías. Las cadenas son impulsadas por mediode los piñones de cadena del mecanismo accionador. Al

igual que en los transportadores de cinta, la extremidad opuesta lleva un mecanismo de tensión.

Los inconvenientes de los transportadores deteste tiposon su complicada construcción, su peso elevado y un consumo importante de energía eléctrica. No obstante, lostransportadores de bandejas están mejor adaptados parael transporte de trozos voluminosos de rocas abrasivas, ysu uso puede resultar conveniente en el acarreo de mineralde hierro en galerías colectoras.

El rendirñiento de estos transportadores se determina porla fórmula;/> — 3600 Pvy , en t/h , (17)donde- F es la sección del material cargado en la cinta (o

canalón), en m2;v, la velocidad de traslación de la cinta (rastras),

en m/s;7 , peso a granel del mineral, en t/m3.

5. Extracción por pozo de mina

Si el acceso a un yacimiento ha sido p racticado por mediode un pozo vertical o inclinado, esos pozos son equipadoscon instalaciones de extracción destinadas al descenso ysubida del personal, equipos, materiales, como asimismoa la extracción del mineral y ganga.

Esas instalaciones se dividen en las de extracción por jaulas y por skips (vasijas de extracción). Las instalacionescon jaulas pueden cumplir todas las funciones de extracciónmencionadas, en tanto que las de skips sirven sólo para laextracción de mineral o de ganga.

La instalación de extracción con dos jaulas está esquematizada en la fig. 55. Consta de una máquina de extraccióncon tambores 7, instalada en un edificio 2 , dos cables deextracción 3 que enlazan las poleas guías 4, un castillete 5 con un edificio de superficie 6, y dos jaulas 7 y 8. Al girarlos tambores, una jaula 7 sube y la otra 8, baja. Para efectuarla elevación de la jaula 8 y el descenso de la jaula 7, los tambores deben girar en sentido inverso. La carga y descarga delas jaulas se efectúa en el anchurón de enganche (inferior) yen el enganche superior (enganche de la calle) de castillete.

La instalación de extracción por skips lleva, en lugarde las jaulas, vasijas de extracción o skips; además, seconstruyen dispositivos para el cargue (junto al pozo)y descarga (en el castillete).

123



Fig. 55. Esquema de una instalación de extracción con dos jaulas

En las instalaciones de extracción se utilizan máquinasde extracción especiales con motores eléctricos. El descensoy elevación de las jaulas es operado por el operador de lamáquina de extracción de acuerdo a las señales ópticas yacústicas del palanquero que se encuentra en el enganchede la calle. Las señales de descenso y elevación se dan alpalanquero por el pocero desde el anchurón de engancheinferior.

La máquina de extracción es equipada con un indicador■ de profun didad que señala al maquin ista la posición de lasvasijas de extracción en el pozo; con un tacógrafo, es decir,un indicador autorregistrador de la velocidad de movimientode aquéllas y con otros dispositivos que garantizan la seguridad de la extracción. Los tambores de las máquinas deextracción suelen ser cilindricos o cónicos. El diámetrodel tambor debe ser, cuanto menos, 80 veces mayor qneel del cable enrollado. En caso de que sea necesario bajaruna de las vasijas a un nivel intermedio y levantar la otraal enganche de la calle, uno de los tambores de extraccióndebe poder desacoplarse del árbol,

r

r 124

En las instalaciones do extracción se emplean cables deacero constituidos por cordones trenzados en hélice en tornode un alma de material orgánico o metálico. Cada cordón delcable está constituido por alambres de acero de 1,2 a 3 mm.de diámetro arrollados en varias capas sobre su alma. Loscables tienen un diámetro de 20 a 65 mm. Uno de los extremos del cable va sujeto al tambor y el otro, a la vasija deextracción, por medio de un dispositivo especial de enganche»Los cables de extracción tienen un margen de seguridad de6,5 a 9 vecéis de la resistencia nominal. El diámetro de laspoleas guías metálicas se ha adoptado igual al de los tambores.

La distancia que separa la máquina de extracción del

eje del castillete, queda determinada por el ángulo de inclinación de la cuerda <p (ver fig. 55). Siendo los valores deeste ángulo pequeños, se complica la construcción del castillete y aumentan las vibraciones de la cuerda del cable,surgiendo el peligro de roce del cable con el bastidor de lamáquina de extracción. Por lo tanto, se recomienda adoptarun ángulo no inferior a 35°. Una proximidad excesiva deleje de la máquina de extracción respecto del castillete, dalugar a una gran desviación del cable respecto del planovertical que cruza las poleas guías perpendicularmente aleje del tambor. Gomo consecuencia, el cable desgasta elreborde de la polea guía y provoca el frote entre las espirascontiguas en el tambor. La magnitud de dicha desviaciónse mide por los ángulos de desviación y a a. Ninguno deestos dos ángulos debe exceder 1°30/.

A con tinuac ión van referidos los índices general izadosde algunas máquinas de extracción:

Diámetro del tambor, en m ..........................3,5 a 6

Ancho de l tam bor , en m ..................... . 2 a 2,4Tensado estático máxim o del cable, en tf 14 a 30Peso de la máquina (sin reductor ni equipoeléctrico), en t .................................................. .....60 a 170

Las jaulas , atendiendo a su construcción, se dividen enordinarias y de vuelco automático, de uno y dos pisos. Laarmazón de la jaula está constituida por vigas en U o angulares, revestidas con chapas de acero. En el piso de la jaulavan fijados los rieles para la entrada de la vagoneta. La

jaula se suje ta al cable por medio de un oja l (guardacabo)unido a la jaula con ayuda de una varilla especial y cuatrocadenas. Las paredes laterales de la jaula llevan fijadas



zapatas de guía que se deslizan por las guiaderas. A veces, envez de las zapatas, la jaula va dotada de rodillos de guíaque aminoran el desgaste de las guiaderas y suprimen elbalanceo de la jaula. Las jaulas para el ascenso y descensode personas tienen puertas que se abren bacía el interior,

Gada jaula está dotada de paracaídas que previenen sucaída en caso de una ruptura del cable. Al detenerse la jau la en la sup erfi cie o en los enganches inferiores, la mismadescansa sobre taquetes que impiden sus desplazamientosdurante la carga y descarga.

Las dimensiones de la jaula son determinadas por lasde la vagoneta. A sí, la jaula de un piso para una vagoneta de4 mp (10 t) de capacidad, tiene un largo de 4500 mm, unancho de 1500 mm, una altura (con el dispositivo de enganche) de 7605 mm y un peso (en vacío) de 7300 kg\¡Ug El esquema de una jaula de un piso para dos -vagonetasestá representado en la fig. 56. La vagoneta cargada es introducida en la jaula bien por la gravedad, bien con ayuda dedispositivo s especiales, los empujadores. En ambos casos, unavagoneta vacía es expulsada de la jaula por una cargada.

El reemplazo de las vagonetas vacías por las cargadas seopera del modo siguiente (fig. 57). En el momento de asentarse la jaula sobre los taquetes (o vigas), la palanca 1 delos retenedores de jaula 2 viene a topar en el tope retráctil

3 y los retenedores abren el paso a la vagoneta vacía. Elempujador agarra la vagoneta cargada con la palanca 4 porla pared de canto y la empuja en la jaula. Al salir de la

jau la, la vagoneta vacía aprieta sobre la palanca 5, eliminando con ello el tope 3. Las garras del dispositivo retenedor 2 de la jaula se levantan y retienen adentro la vagonetaeargada. En el momento de la subida de la jaula, el tope 3 vuelve a resaltar.

Con frecuencia, las vagonetas son impulsadas hacia elempujador por la gravedad, y a ese efecto el tramo de víaante el empujador tiene una pendiente adecuada. Los retenedores 6 y 7 del dispositivo dosificador están diseñadosde modo tal que, al bajar los delanteros, los traseros selevantan y detienen la vagoneta cargada siguiente.

Los sítips, atendiendo al modo de su descarga, se. dividenen basculantes y con descarga por el fondo. Elskip basculante (fig. 58, a) consta de una armazón 1, caja 2 y rodillos 5. La caja está unida al bastidor por medio de un eje 3 y puedegirar alrededor de éste. En posición vertical, la caja descan-

126

Fig. 56. Esquema de una jaula ue un piso para dos vagonetas



Fig. 58. Vista general de un skip y esquema de su descarga

sa en un rodillo 4. E l centro de gravedad del skip está situado en el plano del bastidor, en tanto que el eje S está desplazado respecto de ese plano, debido a lo cual, el skip sehalla en posición estable.

El bastidor del skip se desplaza por las guiaderas y sehalla siempre en posición vertical^ La descarga del skip seopera del modo siguiente (fig. 58, b): al llegar al lugar dedescarga, los rodillos 5 del skip se desplazan entre las cur

vas de descarga 7, y al seguir el bastidor moviéndose porlas guiaderas, el skip bascula (según lo indican las líneasde trazos). Para que los rodillos salgan del engranaje conlas curvas de descarga, al ocurrir una sobreelevación delskip, el castillete lleva un rodillo 8 .con que vienen a engranar los cuernos 6 (ver fig. 58, a). Durante el movimientoulterior del skip hacia arriba, los rodillos empiezan a desplazarse por una curva adicional 9.

En la tabla 12 van referidas las características de algunosskips basculantes usados en la industria minera.

En la industria minera se van introduciendo las instalaciones de trituración de fondo. El mineral, antes de llegar

9- 0*021 129



Tabla 12

IndicesCapacidad del skip, en ras

2 3 4 5

Carga útil máxima, en t .Peso muer te, e n k g . . . .Dimensiones interiores, enmm:

a l t u r a ................................ancho de la pared delantera ....................................largo de la pared lateral

4,52375

2000

10001200

73430

2490

11001320

94260

2800

12001440

11,55370

;3000

1300,1560]

al skip después de la descarga de la vagoneta, recorre uncamino complicado a través de los mecanismos de la plantade trituración y los dispositivos de carga.

El esquema de la planta de trituración y dispositivosde carga está representado en la fig. 59. El mineral descargado de las vagonetas por un volcador rotativo 1, luego depasar por la tolva receptora 5 y alimentador de bandejas 3t es encauzado a la trituradora 4. El mineral triturado proveniente de la tolva 5 (de 136 m3 de capacidad) pasa por undispositivo dosificador I para ser cargado a los skips. Seinstala un dosificador para cada skip. El mineral derramadova a parar a un colector de mineral 7, desde donde va siendodescargado periódicamente en las vagonetas.

El esquema del dispositivo dosificador se diseña en lafig. 59, /. El mineral que sale de la tolva entra en el dosificador 6 a través de una compuerta de sector 7 accionadapor un cilindro neumático 8. Desde el dosificador, el mine

ral es aportado al skip 9, al abrirse la compuerta de corredera 10 con ayuda de un cilindro neumático 11. El mandode las compuertas es efectuado por el operador desde lacámara 12 donde está montado el cuadro de. mandos 13 La señal que avisa la llegada d el skip llega al operador automáticamente, al posarse el skip sobre el bastidor de asiento.Los momentos de carga de un skip y descarga de otro coinciden en el tiempo.

Además, se uti liza n instalaciones de extracción mullica- bles (fig. 60) en que las vasijas de extracción van suspendidasno ya en uno, sino en varios cables. El movimiento del

130

Fig. 59. Esquema de una instalación de machaqueo y dispositivosde carga



Fig. 60. Esquema de una instalación de extracción multicable:i, tambor de la máquina de extracción; z, skip; 3, cables

tambor es transmitido al cable por efecto de las fuerzas de

fricción. El diámetro de cada cable de extracción puede ser,en este caso, notablemente menor que en la extracción mono-cable. Gracias a ello, el diámetro del tambor de la máquinade extracción y el peso de ésta se reducen también, lo cualhace posible instalar la máquina de extracción directamenteen el castillete. La presencia de varios cables aumenta laseguridad de la extracción, ya que es poco probable unaruptura simultánea de aquéllos.

En la mina de hierro de Kiruna (Suecia), la instalaciónde extracción dotada de una polea de fricción para 12 cables,permite elevar una carga de hasta 60 t, siendo el diámetrode cada uno de los cables de 33 mm. La vista exterior de

132

Fig. 61. Vista general de una torre de extracción

la torre de extracción de una estación multicable, erigidaen la mina de hierro de Visokogorsk, está representada enla fig. 61. La mayor parte de las instalaciones de extracciónde mina están automatizadas. La carga y descarga de losskips y el régimen de su movimiento se regulan por aparatos especiales. La automatización de las instalaciones deextracción aumenta el rendimiento y la seguridad de laextracción, al par que elimina las condiciones agotadorasdel trabajo del maquinista.



CAPITULO IV TRAZADO Y ENTIBACIÓN DE LASGALERÍAS SUBTERRÁNEAS

Las rocas presentes en el seno de la corteza terrestre

se hallan en un estado de ten soequilibrio debido a la presión ejercida sobre cada partícula de roca por las masascircundantes. Debido a la ausencia de espacios libres enel interior del macizo, las rocas no pueden desplazarse,flexionarse ni cambiar su forma.

Al excavarse galerías en un macizo rocoso , ocurre alrededor de las mismas una redistribución de las tensiones, encuyo transcurso las rocas tienden a pasar a un estado deequilibrio nuevo y sufren tales o cuales deformaciones. Lastensiones o las fuerzas engendradas en el macizo rocoso comoconsecuencia de la excavación de la galería y responsables dela deformación de las rocas que circundan la galería, recibenel nombre de presión de la roca o presión del terreno.

El carácter y la magnitud de la presión de la roca dependen de las propiedades físico-mecánicas de las rocas, profundidad de trazado de la galería bajo la superficie, formay dimensiones de su sección, posición de la galería en elespacio y otros factores.

Bajo la acción de la presión del terreno, las rocas queintegran el techo de la galería excavada, ya sea horizontalo inclinada (fig. 62, a), primero comenzarán a combarse(fig.^62, b); a continuación, cuando la comba haya alcanzadoun límite determinado (resistencia a la flexión), en las rocassurgirán fisuras, imperceptibles primeramente, pero queirán creciendo y ramificándose cada vez más. A medida delensanchamiento de las grietas, van alterándose los enlacesentre las partículas rocosas, ocurriendo desprendimientosde trozos separados y el hundimiento del techo (fig. 62, c).Después del derrumbe de las rocas, el techo de la galeríaadquiere muchas veces una forma abovedada (fig. 622 d).

134

Fig. 62. Esquema del crecimiento gradual de la presión de la rocay del derrumbe de las rocas

La bóveda más regular se forma en rocas homogéneas, uniformemente agrietadas. Los esquistos agrietados, al desmoronarse, forman una bóveda escalonada, en tanto quelas rocas blandas no se desmoronan, sino que se comban.

Para que la galería conserve la forma y dimensionesprescritas, es necesario colocar en ella una entibación que,al soportar la presión de las rocas, frene el proceso de laflexión e impida el derrumbe de las rocas. La presión de laroca soportada por una galería alcanza su valor máximo sóloal cabo de cierto tiempo de excavada aquélla. Al principio,la presión va creciendo y se denomina presión inicial. Pasadocierto tiempo, cesa el aumento de la presión, permaneciendoesta constante y llamándose presión normal o permanente. Las dimensiones de la entibación deben corresponder a lamagnitud de la presión de la roca.

En 1908—1912, el profesor M. Protodiákonov, basándoseen una serie de estudios experimentales y teóricos, propuso

determinar la presión ejercida por las rocas sobre una galeríahorizontal, partiendo de la teoría de la bóveda natural.Según esta teoría, al ser excavada una galería horizontal,las tensiones que estaban presentes en las rocas anteriormente, sufren una redistribución, equilibrándose mutuamente según una línea abovedada. Protodiákonov indicóque la curva de una bóveda natural era una parábola (fig. 63),cuya altura (o sea, la de la bóveda) queda determinada porla fórmula

&= j , m

135



Fig. 63. Presión ejercida sobre la entibación, de acuerdo a la teoríade M. Protodiakonov

siendo b, la altura de la bóveda, en m;a, mitad de la luz líbre de la galería, en m; /, coeficiente de roca (factor de resistencia).

Permanecen desequilibradas solamente las tensiones deuna parte de las rocas integrantes de la bóveda, las que tienden a caer en la galería, ejerciendo presión sobre el entibadopor su peso. El área de la bóveda parabólica que define elvolumen de la roca que ejerce la presión sobre el entibado,puede ser determinada por la fórmula

La presión del terreno sobre un metro de longitud de lagalería queda determinada multiplicando dicha área porla unidad y el peso volumétrico de las rocas, o sea,

P = Síy = ^ a b y ^ - ^ a j y . (20)

De este modo, la presión ejercida sobre 1 m de longitudde la galería será

n 4 . a2^ = 3-Y— , t /m. (21)

La bóveda natural descansa con su sillar de arranque sobre el macizo del lado de los costados de la galería. Si lasrocas laterales son poco firmes, ocurre el corrimiento de losprismas de roca m, que ejercen una presión lateral sobre elentibado. A la vez, la media luz libre de la bóveda natural

136

excederá la de la ga lería en el ancho de los prismas de ruptura. La fig. 64 presenta el diagrama de cálculo de la presiónde la roca sobre una galería horizontal.

Guando el suelo de la galería está integrado por arcillasy ciertos esquistos arcillosos, ocurre la extrusión de éstosen el interior de la galería. Este fenómeno recibe el nombrede hinchamiento de las rocas y aumenta en presencia de lahumedad. Para prevenir la deformación de la galería excavada en rocas de esta clase, se impone la entibación de lagalería por todo su perímetro.

Hasta hoy no existe aún un método fundamentado teóricamente para determinar la presión del terreno sobre laentibación de los pozos verticales. Protodiakonov había pro

puesto determinar la presión sobre las paredes del pozo enbase al peso de las rocas afectadas por el corrimiento en tornoal mismo bajo el ángulo del talud natural, con la formaciónde un embudo (cono invertido). La componente horizontaldel peso de las rocas abarcadas por el embudo de corrimiento(fig. 65) se adopta como la fuerza que ejerce presión sobreel pozo y es determinada, para rocas homogéneas, por la

P ~ y f f A , en tf/m2,

donde y es el peso volumétrico de las rocas, en t/ms; H, la profundidad del pozo de mina, en m; A , el coeficiente de empuje horizontal, que depende

de la naturaleza de las rocas.Los valores medios del coeficiente A para distintas rocas

han sido calculados por el prof. P. Tsimbarevich y representan: para las rocas muy duras, 0,0012; para las duras,0,004; para las medianamente duras, 0,017; para las flojas,

0,164; para las blandas, 0,387; para las sueltas, 0,526 y paralas arenas-movedizas, 0,757.La práctica ha demostrado que el cálculo de la presión

de la roca para los pozos verticales según la fórmula deProtodiákonov, es sólo aproximado, especialmente al tratarse de rocas resistentes, para las cuales se utilizan algunosmétodos más precisos.

En las galerías inclinadas, la fuerza del empuje verticaldel terreno (fig. 66) se descompone en dos componentes: una,

N, normal al eje longitudinal de la galería, y la otra, T ,paralela al mismo eje. La fuerza N actúa directamente sobrela entibación y determina la resistencia de ésta, en tanto



Fig. 64. Esquema de cálculo de la presión de la roca sobre una galeríahorizontal:2 , bóveda de descarga

Fig. 65. Esquema para la determinación de la presión de la roca en unagalería vertical, de acuerdo a la teoría de M. Protodiákonov

que la fuerza T tiende a desplazar la entibación pendienteabajo y volcarla.Los valores numéricos de las fuerzas N y T se determinan

por las fórmulas

jy = p eos os; (23)T ~ P sen a ; (24)

siendo a el ángulo de inclinación de la galería en grados.La magnitud de la presión vertical en una galería incli

nada es determinada por el mismo método que para unagalería horizontal. En calidad de presión asignada sobre laentibación de una galería inclinada bajo un ángulo de hasta

138

Fig. 66. Esquema para la determinación de la presión de la roca enuna galería inclinada

80°, se adopta la componente de la presión de la roca N,

y el entibado se coloca generalmente en un plano normalal eje de la galería. Para las galerías cuya inclinación essuperior a 80°, el cálculo se hace com o si fueran excavacionesverticales.

Las tensiones mecánicas en las rocas que circundan lasgalerías aumentan con la profundidad de éstas. A profundidades mayores de 300 600 m, ocurren a veces desprendimientos instantáneos de roca, «reventones» de roca y hundimientos repentinos. El reventón de roca es un desprendimiento instantáneo de roca de las paredes de la galeríay su proyección a varios metros, acompañada de un fuerteruido y golpe de aire. Los desprendimientos instantáneos(«golpes de techo») son sacudidas súbitas y muy violentasde las rocas, originadas por la redistribución de las tensiones; provocan el derrumbe de rocas sobre zonas explotadashace tiempo ya, o sobre niveles en explotación.

Las dislocaciones y desplazamientos en masa de lasrocas representan un peligro en las labores subterráneas.

Las dislocaciones, la subsidencia y el hundimiento de lasrocas, debidos al influjo de las galerías excavadas en ellas,son objeto, en las empresas mineras, de observaciones acargo de los agrimensores de mina, que las van realizandodurante muchos años, a fin de establecer determinadas leyesregulares.

La magnitud de la presión de la rocaen las galerías sedetermina por medio de distintos aparatos (dinamómetros,geófonos, etc.). Los resultados de las investigaciones setoman en cuenta al ser elegidos los métodos de control dela presión de la roca, las formas de sección de las galerías,el tipo de entibación y sus dimensiones.



§ 2. Materiales para entibación de mina

Para la entibación de las labores mineras se utiliza madera, metal, hormigón armado, piedras naturales y artificiales. En calidad de conglomerantes, se emplea cementode distintas clases.

La madero, es el material de entibación más accesibley barato, dotado de alta resistencia mecánica al par de unpeso reducido, elasticidad y buena maquinabilidad. Losdefectos mayores de la madera son su escaso plazo de serví-ció debido a la putrefacción, y su combustibilidad.

Para el entibado de mina se emplea la madera de pino, abeto, alerce y pino albar, tanto en rollos como aserrado.

El material en rollos comprende los estemples (ademes)de 0,5 a 4,5 m de largo y de 11 a 39 cm de diámetro; rollizoso troncos de árbol de 4 a 9 m de largo y 12 cm y más de diámetro; rollos sin labrar o madera en rollos de 3 a 9 m delargo y 8 a 11 cm de espesor en su extremo superior; varasque son maderos redondos de 3 a 7 cm de espesor.

Las clases de material aserrado son: mediacañas(fig. 67, a) o medios rollos sin labrar; vigas (fig. 67, b)to sea, madera aserrada cuyo espesor es mayor que su mediaanchura (se obtienen a partir de rollizos al aserrarlos porlos cuatro o por dos costados); tablas (fig.' 67, c, d) de 10a 80 mm de espesor, y costeros o partes laterales extremasdel tronco aserrado en vigas o tablas (fig. 67, e). El largode un costero es de 0,9 a 2,7 m y su espesor en el extremomas delgado es de 20 a 30 mm.

Fig. 67. Madera aserrada empleada para la entibación de las caleríasde mina °

140

La madera de entibó debe ser sáaa? seca (de tala invernal)y responder a los requisitos de las respectivas normas GOST.

En los pozos de extracción con corriente de aire fresco,la entibación de pino dura 15 a 20 años y el de alerce, bas:tante más tiempo todavía. En las galerías en que circula unaire viciado, el entibado de pino dura de 3 meses a 5 años.

Se protege el entibado contra la putrefacción impregnándolo con soluciones especiales de sustancias químicas (antisépticos) que contribuyen a aumentar el plazo de servicio dela madera. Én calidad de antisépticos se emplean solucionesdébiles (3 a 1% ) de fluoruro de sodio o cloruro de cinc. Elplazo de servicio de la madera impregnada con antisépticosaumenta 2 a 3 veces.

El metal es uno de los materiales de entibación más per-fectos, dotado de alta resistencia mecánica y resistencia alfuego, y que soporta bien los esfuerzos de la tracción.

Para la fortificac ión de las labores subterráneas, se utilizan los aceros al carbono Ct . 3 y Gt . 5 en forma de distintos perfiles laminados; vigas en doble T y en U, vigas enmedia caña, carriles, acero angular y redondo para armaduras, etc. Para las uniones de los elementos de entibaciónse utilizan asimismo piezas de sujeción metálicas: pernos*clavos, espigones, tornillos, etc.

Los defectos del metal en tanto material de entibación,son su corrosibilidad bajo la acción de la humedad, gases yaguas de mina acidas, y su costo alto. La protección del metal contra la corrosión en las condiciones mineras se llevaa efecto aplicando en la superficie del metal pinturas anticorrosivas, barnices (barniz «Kuzbás», betún marca IV),esmaltes, como asimismo mortero de cemento y arena.

El hormigón es un material artificial de construcción,obtenido al fraguarse la mezcla constituida por una sustancia aglutinante, agua y áridos (arena? cascajo) en proporciones determinadas. En calidad de aglutinante se empleacemento, que es un polvo gris muy fino, obtenido a consecuencia de una trituración fina de una mezcla formada pormateria prima mineral de caliza* arcilla y una serie deaditivos (escoria granulada de alto horno, yeso, etc.), previamente calcinada hasta la sinterización.

La mezcla espesa de cemento y agua se llama pasta de cemento. La interacción química del cemento con el aguada lugar a su fraguado dentro de un lapso de tiempo entre30 min y 12 h, y que ocurre en proceso de endurecimiento.

141



La resistencia mecánica del cemento está indicada en sureferencia (marca), donde se especifica la resistencia a lacompresión (kgf/cm2) de un cubo de 7 cm de lado y confeccionado 28 días antes de la prueba, con una mezcla constituida por una parte de cemento, tres de arena y una pequeñacantidad de agua. Para preparar hormigón se emplea cemento de las marcas 300, 400, 500 y 600.

La arena elegida para preparar hormigón debe tener unagranulosidad de 0,15 a 5 mm y estar exenta de impurezasorgánicas. La contaminación de la arena con arcilla o tierrano debe exceder un 2% en volumen. El cascajo o la gravadeben poseer una granulosidad de 5 a 60 mm. El agua debeser pura, exenta de partículas cenagosas, ácidos, sales nocivas, restos grasos y vegetales. El agua de mina no se suele

utilizar generalmente para la preparación del hormigón.La composición del hormigón se designa en la práctica

con la relación 1 : A : G, lo cual significa que a una parteponderal (o en volumen) de cemento le corresponden A partes en peso (o en volumen) de arena y G partes ponderales(o en volumen) de cascajo o grava. Para la fortificación demina se utilizan las más de las veces hormigones cuya composición es 1 : 2 ; 3; 1 : 3 : 5 ; 1 : 4 : 6 .

La relación del peso del agua al del cemento, empleadospara preparar la mezcla de hormigón, se denomina relaciónaguacemento. Cuanto más elevada es esta relación, tantomenor es la resistencia mecánica del hormigón. Si, al preparar hormigón, se agrega agua en una proporción de 6 a6,5% del peso de los componentes secos, se obtiene hormigónduro; si la proporción es de 6,5 a 8 %, hormigón plástico;si es de 8 a 10% y más, hormigón colado. La resistenciamecánica más elevada le corresponde al hormigón duro.La resistencia mecánica del hormigón queda determinada

por la resistencia a la compresión de un cubito de hormigónde 20 cm de lado al cabo de 28 días de preparado, y corresponde a la marca del hormigón. Para la entibación de lasgalerías de mina se emplean los hormigones duros de marcas110, 200, 300, 400, 500 y 600.

El hormigón tiene elevada resistencia frente a las solicitaciones de compresión, buena longevidad, es resistenteal fuégo y a la acción del agua y aire, y su costo es relativamente reducido.

Los defectos del hormigón estriban en su peso volumétrico considerable, fragilidad frente a los golpes, escasa resis

142

tencia a los esfuerzos de tracción y de flexión (8 a 10 vecesmenor que la resistencia a compresión), laboriosidad delproceso de entibación con hormigón. La densidad del hormigón aumenta mediante la com pactación del mortero, que escolocado con ayuda de dispositivos especiales, los vibradores.

El hormigón armado es un hormigón ' reforzado conarmaduras de metal. En el hormigón armado son aprovechadas ventajosamente las propiedades de ambos materiales; el hormigón soporta bien ios esfuerzos de compresióny protege el acero contra la oxidación, y el acero tiene elevada resistencia a los esfuerzos de tracción. Las entibaciones de formas complicadas se construyen generalmente conhormigón armado»

Las piedras naturales se usan poco en las fortificacionesde las labores subterráneas, siendo empleadas en la construcción de fundaciones para entibados de piedras artificiales,hormigón y hormigón armado.

Las piedras artificiales vienen a ser un material de entibación en bloques separados, confeccionados en fábricas;son las «betonitas» (piedras artificiales de hormigón) y losladrillos comunes. Las betonitas de 20 a 35 kg de peso sonde formas rectangulares o cuneiformes y se fabrican conhormigón corriente. Las betonitas rectangulares se utilizanpara la erección de paredes rectas en las galerías horizontales e inclinadas, y las cuneiformes, para las entibacionescurvilíneas.

El empleo de las betonitas facilita y acelera el procesode la entibación, en comparación con el hormigón monolítico. A diferencia del entibado de hormigón monolítico,el entibado de betonitas es capaz de soportar la presiónde roca inmediatamente después de haber sido construido.

3. Construcciones de la entibación de mina

El proceso de la fortificación de las galerías subterráneasse llama entibación de mina. Se distingue la entibaciónpermanente y la provisional. Se llama permanente la entibación que ha de durar tanto tiempo como la galería misma.La entibación provisional.se emplea para el sostenimientodel tajo de avance hasta tanto sea erigida de entibaciónpermanente.

Las construcciones de la entibación dependen del tipo,misión, forma y dimensiones de la sección de la galería,

143



Fig. 68. Cuadros de entibación

la magnitud de 1-a presión de roca y el material empleadopara la entibación.

Entibación de las galerías horizontales e Inclinadas. Laclase principal de la entibación de madera para las galeríashorizontales es un marco o cuadro de forma trapezoidalque puede ser completo o incompleto. Un marco incompleto(lig. 68, a) consta de una cumbrera o sombrero 1 y dosmontantes 2; un marco completo (fig. 68, b) lleva unacumbrera 1, dos montantes 2 y un durmiente 3.

Los cuadros de entibación completos se colocan cuandoexiste una presión del terreno que actúa desde el piso y cuando las rocas que integran el piso son débiles, con el fin deaprevenir el hundimiento de los montantes o su desplazamiento hacia el interior de la galería. Guando la presión¡lateral no actúa, los marcos de entibación tienen a vecesuna forma rectangular. El ángulo de inclinación de losmontantes en un cuadro trapezoidal es de 75 a 80°.

Al ser excavadas las galerías en vetas metal íferas o capasdelgadas de gran buzamiento, y siendo firmes las rocas delas paredes, a menudo se erigen entibaciones en que faltanuno o ambos montantes. Los marcos de entibación se construyen con madera en rollo s de 15 a 30 cm de espesor y se

j emplean en galerías cuy o plazo de servic io es lim itado (2I a 5 años), en rocas de dureza media y con una presión de la; roca normal.

i!j Los marcos de entibación se colocan adosados o espaciados (fig. 69). La entibación adosada se emplea en rocas inestables (desmoronables) y en presencia de una presión dela roca considerable. La entibación con marcos espaciadosse emplea en rocas de dureza mediana, en galerías cuyo plazo de servicio es corto. La distancia entre los marcos de una

;i entibación espaciada es de 0?5 a 1,2 m. En este caso, para

,144

0,5-í,l

—J AFig. 69. Esquemas de colocación de los cuadros de entibación:a, adosados; b, espaciados

prevenir desprendimientos de roca, el techo y las paredesde la galería se encofran con costeros, tablas o rollizos. Loshuecos entre el techo o las paredes de la galería y la entibación (encofrado) se rellenan con pequeños trozos de rocallamados at ibado, para obtener una distribución más uniforme del empuje del terreno sobre la entibación. Los marcosde entibación se colocan en sentido estrictamente perpendicular al plano del techo y al eje longitudinal de la galería.El marco colocado se asegura en los lugares de ensambladode los montantes con la cumbrera, con cuñas clavadas entrela entibación y las rocas del techo y de la pared de la galería.

Los montantes de un cuadro incompleto se colocan enmuescas especiales practicadas en el suelo, de 10 a 20 cmde profundidad (que depende de la dureza de las rocas). Lasmuescas cumplen la misión de impedir que las puntas inferiores de los montantes sean desalojadas hacia adentro dela galería. En las curvas de las galerías, los marcos se colocansegún los radios de la curvatura.

En los marcos de entibación, los montantes son ensamblados con la cumbrera por juntas a media madera o por

10—01021 145



wm

Fig. 70. Ensambladura de los elementos de un cuadro de entibación

ranuras (fig. 70). El ensamblado más difundido es el demedia madera. En un marco de entibación rectangular seemplean ensamblados de media madera con una entalladurarecta, cuyas dimensiones proporcionen una superficie deapoyo máxima en la ensambladura frente a la acción delempuje por parte del techo (fig. 70, a) o empuje lateral(fig. 70, b). En un marco de entibación trapezoidal, lasmás de las veces, se practica la ensambladura de mediamadera, que asegura la resistencia de la entibación tanto ala presión de roca desde arriba como al empuje lateral(fig. 70, c). Las ensambladuras deben estar bien ajustadasa fin de proporcionar a la entibación la mayor resistenciay estabilidad posibles.

En la ensambladura por ranura o garganta, la punta dela cumbrera no se empotra, sino que se practica en la caraextrema del montante una garganta, cuyo radio sea algomayor que el de la sección transversal de la cumbrera(fig. 70, d). Las ensambladuras de garganta se emplean confrecuencia en las entibaciones provisorias. Los montantesson ensamblados con los durmientes, las más de las veces,a media madera.

El diámetro de la cumbrera en un marco de entibaciónde madera puede calcularse según la fórmula

10 PiCL» i w om’ <25>

donde P 1 es la presión del terreno sobre la cumbrera, en

a3 la mitad de la anchura de la galería excavada,en cm;tensión admisible de flexión transversal parala madera (para el pino, [af.trJ = 60 kgf/cm2),en kgf/cm2.

146

5

El diámetro del montante generalmente se adopta igualal de la cumbrera. Si el entibado es adosado, el valor de P 1se determina, dividiendo el valor de la presión de la rocasobre 1 metro de longitud dé la galería, por el número decuadros colocados en esa longitud. Si la entibación es con

cuadros espaciados, P x se determina para la longitud de lagalería entre los ejes de las cumbreras.Para la fortificación de las galerías permanentes y pre

paratorias horizontales e inclinadas, se emplea la entibaciónmetálica en forma de arcos (portadas) o anillos de fortificación, como también la entibación por pernos colgantes o deanclaje. La ent ibación de arcos o cercos consta de arcosseparados de con strucción rígida o articulados . Para confec=cionar el entibado en forma de arco se emplean vigas endoble T, en U o bien perfiles de acero especiales.

La entibación compresible de arcos (fig. 71) consta dedos montantes 1 curvados en su parte superior, y un seg-

10* 147



Construcciones de los pernos colgantes em pleados en la cuencade Knvoi Rog:

M ;° ? ! ta<^4Si rd eUS ^ t o Pa" sl'S,i: 110l,aa; 2’ pemo; *• cateza' * ca t o

mentó superior 2 cuyas puntas van unidas a los montantespor medio de abrazaderas 3 con placas 4 y tuercas. La compresibilidad de la entibación se obtiene por efecto de lapenetración mutua de los elementos del arco. Los arcosse colocan espaciados y se enlazan entre sí arriba y a loscostados por medio de tres largueros—tirantes metálicos 5.Las paredes y el techo en los tramos de la galería comprendidos entre los arcos, son revestidos con costillaje (encofrado) de madera o de hormigón. La compresibilidad de laentibación se regula por el grado de apriete de las abrazaderas. Una vez que la presión de roca haya alcanzado su valor

permanente, las tuercas de las abrazaderas se aprietan afondo y los arcos trabajan como entibación rígida. Lasdimensiones iniciales de la entibación compresible instaladadeben aumentarse en la magnitud de su compresibilidad.La entibación o sostenimiento por arcos o portadas compresibles tiene amplio uso en las minas de las cuencas deKrivoi Rog, Nikopol-Márgantsevi, etc.

La entibación de anillos se emplea en las labores preparatorias^ realizadas en las condiciones de una presión de roca

, hidrostática o confinante.El sostenimiento por pernos colgantes se emplea para

la fortificación de las galerías y tajos de arranque en rocas

Fig. 73. Perno colgante y cupla:a, perno en el barreno: 1, placa de apoyo; 2 , arandela; 3, tuerca; b, cupla paraacusamiento del perno en el barreno por medio de una perforadora telescópica-I, perno; 2, cupla; 3, barra de perforación

débiles y semiduras, com o también en rocas estratificadasy fisuradas. Se trata siempre de orientar los pernos perpendicularmente a la estratificación. Los pernos de 0,7 a 3 mde largo son confeccionados las más de las veces con aceroredondo de 19 a 25 mm de diámetro. Para fortificar el ma

cizo rocoso que circunda la galería, se perforan barrenos enel techo, los costados y, a veces, por todo el perímetro. Enesos barrenos se colocan y se fijan los pernos, de modo aapretar las rocas, previniendo en grado considerable eldesarrollo de la presión del terreno.

Atend iendo al tipo del ancla o tuerca retenedora delperno en la roca, se d istinguen los pernos de anclaje coneuña y con tuerca de expansión (fig. 72).

Un perno colgante con cuña consta del perno propiamente dicho, que tiene una ranura longitudinal en su extremidad superior y rosca en la inferior; una cuña que se introduce £n la ranura longitudinal; una tuerca que se enrosca

149



en la parte fileteada inferior del perno, y una arandela(fig. 73). La hendidura longitudinal del perno tiene un anchode 3 a 5 mm y un largo de 100 a 200 mm. La anchura de lacuña bien es igual al diámetro del perno, bien es 2 a 3 mmmenor que el mismo. El espesor de la cuña en su parte inferior es de 1,5 a 2 cm y su altura, 150 mm. El perno con lacuña insertada se introduce en el barreno hasta el fondo y seacuña allí por m edio de golpes aplicados con una barrenadoratelescópica a través de una barra de sondeo provista de unacupla especial. Terminado el acuñamiento. se coloca en elperno arandela y se aprieta tuerca con esfuerzo de 3 a 5 tf.

Los pernos, colgantes con cuña son fáciles de co nfeccionar, pero resultan difíciles de recuperar desde los agujeroscon el fin de ser usados nuevamente. Los pernos con tuerca

de expansión son anclados en el barreno por medio de uneasquillo de expansión. Los pernos de anclaje con cuñase emplean las más de las veces en rocas de dureza 6 y mayor,en tanto que los pernos de expansión se usan en rocas dedureza inferior a 6. En las galerías excavadas, en rocasfisuradas de dureza no inferior a 8, se emplean cumbreraso puentes metálicos o de madera y entablado del' techoo tendido de una red metálica (fig. 74).

Comparada con otras clases de entibación, la de pernosde anclaje es más económica, permite reducir la sección delas galerías y aumentar la velocidad de avance. La colocación de los pernos de anclaje se mecaniza con ayuda de loscarros de perforadoras autopropulsados que perforan losbarrenos, hincan los pernos y aprietan las tuercas.

Además de los pernos colgantes metálicos , se empleanbarras de hormigón armado. Las barras de hormigón armadose obtienen rellenand o con hormigón de fraguado rápido(sin áridos gruesos) las perforaciones en que previamente se

han alojado varillas de acero. Las barras de anclaje son derealización más fácil y son resistentes a la corrosión. Su costoes menor o igual al de los pernos colgantes con cuñas.

La fortificación de hormigón tiene generalmente unaforma abovedada (fig. 75). La parte superior de la bóvedase llama llave, llamándose sillares de arranque las superficiesde apoyo de la bóveda. El espesor de las paredes es de 18a 50 cm.

En la práctica, por lo general se utilizan bóvedas anulares y bóvedas en asa de cesto. Las bóvedas anulares conuna flecha k ~ a, se denominan corridas o semicirculares;

150



Fig. 75. Entibación de hormigón con bóveda en asa de cesto-i , bóv ed a ; 2, paredes; 3, fundamento

las que tienen una flecha h menor que a, se llaman bóvedasrebajadas.

Cuando las rocas son firmes y las galerías tienen unaanchura -considerable, se practica la bóveda en asa de cestode tres centros (sus partes son circunscritas a partir de trescentros distintos); cuando las rocas son desmoronables, seutiliza la bóveda semicircular. Los cimientos se profundizanen el piso de la galería a una distancia de 25 a 30 cm, y dellado de la cuneta de desagüe, a 5 0 -7 0 cm. La anchura de lacimentación para las rocas firmes se adopta igual al espesorde las paredes, siendo aumentada esa anchura en 15—25 cmen caso de rocas desmoronables. En presencia de una presión lateral, se adopta una forma curvilínea para las paredesde fortificación, y cuando la presión actúa desde el pisose practica la bóveda invertida. J

Al construir una entibación de hormigón, para atribuir lela forma necesaria y proporcionar un sostén provisional al

hormigon hasta su fraguado, se colocan en la galería formasespeciales., llamadas encofrado. El mortero de hormigón esinyectado detrás del encofrado por las bombas de hormigón.La fortificación de hormigón se emplea para el entibado de

Iaf g° P lazo de servicio y con una presión de¿I ? estabilizada. El consumo de hormigón constituye cercade l,o del volumen teorico de la mampostería.

Para proteger las paredes de las galerías excavadas enrocas firmes contra la meteorización, como ^también, pararellenar las_ grietas en la fortifica ción deQh ormigón f seutiliza horm igón lgnzgtfc g torcreta do, compuesto¡de¡cementos.

áridos de arena y gravilla de una granulometría máxima de5 mm, y agua (10 a 12% del peso de la mezcla). El hormigóntorcretado, aplicado sobre la superficie de las paredes ybóveda por me dio de aíre comp rimid o, en capas de 5 a30 mm, se adhiere sólidamente a las rocas y se fragua.

Desde 1959, la entibación de hormigón torcretado haadquirido amplio uso. En calidad de áridos para el hormigón lanzado se utiliza escoria granulada sin moler, cascajo,arena con granulosidad de hasta 15 mm. La composiciónde mortero torcretado es 1 : 2; 1 : 3; 1 : 3,5. Para acelerarel fraguado se agrega vidrio soluble, y para aumentar laresistencia a las solicitaciones sísmicas, se le agrega fibrade caprón de 0,02 a 0,3 mm de espesor o lana de vidrio arazón de 5 a 6 % del peso del cemento.

El mortero torcretado se prepara en mezcladoras-cargadoras especiales desde las cuales es aplicado por aíre comprimido a través de una tobera, bajo un ángulo de 90°, sobre lasuperficie a fortificar. El espesor de la capa inicial es de20 a 30 mm, y de la capa final, hasta 300 a 400 mm. Eltiempo de fraguado es de 3 a 5 minutos. Antes de procederal torcretado, la superficie de la galería se debe sanear (limpiar) prolijamente de modo a eliminar las rocas descolgadasy lavar con agua para proporcionar una mejor adherencia delmortero.

La fortificación de morterootorcretado tiene una resistencia mecánica superior a la del hormigón mon olítico dela misma composición; permite mecanizar el trabajo deentibado, aumenta la productividad de trabajo y reduce elcosto de la entibación. Esta clase de entibación se usa muchoen combinación con la de los pernos de anclaje.

La construcción del entibado de hormigón puede sermecanizada por medio de distintos dispositivos colocadores

de entibado. En galerías inclinadas con un ángulo de pendiente de hasta 30 a 45°, se utilizan las mismas construccionesde entibado que en galerías horizontales. Los cuadros secolocan perpendicularmente al piso de la galería y al ejelong itud inal de esta. Si las rocas del techo muestran unatendencia al deslizamiento, los cuadros se colocan con unainclinación de 5o según el alza. Si el entibado no es adosadose colocan entre los cuadros junto al techo, y a veces también en el suelo, largueros, ubicados contra las ensambladuras de los cuadros. Las galerías cuyo ángulo de pendientees mayor de 45 ? se entiban como los pozos de mina.



Entibación de pozos verticales. Para la entibaciónde pozos de mina se utiliza madera, metal, hormigón, hormigón armado y piedras artificiales de hormigón o bstonitas.

La entibación de madera se utiliza para los pozos desección rectangular en rocas de dureza mediana y más duras,cuando el plazo de servicio del pozo no pasa de 10 a 15 años.Se distinguen la entibación de cuadros adosados y la entibación suspendida.

La entibación de cuadros adosados (encastillado)(fig. 76) está constituida por cuadros rectangulares colocados directamente uno sobre otro. Cada consta de cuatroelementos: dos rollizos (vigas, medias cañas) largos y doscortos, ensamblados generalmente a media madera. Loselementos de la entibación son preparados en la superficie.

Los modos de ensamblado de las paredes de los cuadros semuestran en la fig. 77.El entibado de cuadros se construye de abajo arriba, en

tramos de una altura máxima de 10 a 12 m. La erección delentibado se inicia, coloca ndo el cuadro portador o de asiento,que se diferencia de los cuadros corrientes en que sus ladoscortos llevan dientes que se introducen en las muescas practicadas previamente en costados largos del pozo.

En rocas firmes, se excavan muescas de empotrar hor izontales y en rocas menos estables y agrietadas, muescasverticales. El cuadro de asiento se coloca en posición estrictamente horizontal, y sus espigas se empotran sólidamente conmanipostería o con hormigón. Sobre el cuadro portador secolocan los cuadros de entibación corrientes, comprobandosu posición vertical con ayuda de plomadas. Los cuadroscorrientes se calan prolijamente. Los cuadros de asientosoportan parte del peso de los cuadros de entibación corrientes que descansan sobre ellos, siendo la otra parte anulada

por las fuerzas de fricción y adherencia de la entibacióna las rocas de las paredes del pozo.En los pozos rectangulares, los elementos de la armazón

son los puntales, los travesaños, las guías, los compartimentos de escaleras (fig. 78).

Los puntales son vigas de 150 X 150 a 200 x 200 mm desección, de 6 a 8 m de longitud fijadas verticalmente a lolargo del lado mayor de los cuadros. Los puntales se fijana los cuadros por medio de tornillos o escarpias lanceoladas.

Los travesaños son riostras horizontales, cuyos extremosdebidamente preparados se insertan en las muescas practi-

154

Fig. 76. Entibación de cuadros de madera o encastillado:a, vista general; b, c, colocación de los cuadros portadores

Fig. 77. Ensambladuras del encastillado:a, b, a media madera derecha; c, a media madera en escarpe; d, charpado bilateral

'A2

& E

Fig. 78. Elementos del armado del pozo entibado con cuadros adosados:I, puntales; 2, travesaños; 3, gulas



cadas en los puntales; su misión es asegurar las guías de lasvasijas de extracción. La distancia vertical entre los trave-saños es de 1,5 a 2 m.

Las guías son elementos de la armazón fijados a los travesarlos en forma ininterrumpida a lo largo del pozo y sirven para guiar las vasijas de extracción en su movimiento.En una entibación de cuadros, las guías están constituidaspor vigas de madera de dimensiones aproximadamente iguales a las de los puntales. Las guías van unidas a los travesarlos por medio de pernos de cabeza perdida, siendo ensambladas entre sí a media madera, a diente derecho o inclinado.

La entibación de cuadros adosados se utiliza tambiénpara fortificar las galerías ascendentes y las calicatas.

En la fig, 79 está representada una entibación suspendidade cuadros. Los cuadros son confeccionados con vigas desección rectangular o cuadrada y distantes entre sí de 0,8a 1,5 m. Cada cuadro está suspendido al inmediatamentesuperior por medio de suspensiones metálicas 1 fabricadascon acero de 20 a 30 mm de diámetro. Las suspensiones seinsertan a través de agujeros taladrados en las vigas de loscostados largos del euadro y se sujetan por medio de arandelas y tuercas; entre los cuadros, en los ángulos y a lo largodel costado mayor se colocan los puntales 2. Los cuadros soncaladosjr las paredes del pozo son revestidas con tablas. Lostravesanos 3 van adosados directamente a las vigas largas.La altura de un tramo de entiba ción es de 20 a 25 m. Elentibado se erige de arriba abajo. El cuadro de asiento secoloca después de excavado el pozo y fijado todo el tramo.El entibado suspendido se utiliza en los pozos verticalesexcavados en rocas duras.

^Los pozos de mina de sección redonda llevan una entiba

ción de hormigón, hormigón armado o metálica. La entibación de hormigón presenta un cilindro monolítico continuocon anillos o rodetes de asiento colocados generalmente cada30 a 60 m; la entibación de hormigón se suele usar tambiénsin los anillos de asiento.

Al excavarse el pozo a la profundidad de un tramo, selo consolida^ con una entibación provisional constituida poranillos metálicos compuestos de varios elementos, que sonsuspendidos de arriba abajo a medida del avance del tajo.Los anillos de entibación metalica (fig. 80) son confeccionados con vigas en U JYs 16 a 20. La distancia entre losanillos de entibación provisional suele s@r de i a 1,5 m,

156

iS í fWAíWH ItJ j _JfíLs- ¡_j |_j-5500-

Fig= 790 Entibación de cuadros suspendida

Para la suspensión de los anillos se u tilizan ganchos de aceroredondo de 25 a 32 mm de diám etro. Para dar mayor rigidez,entre los anillos se colocan puntales-riostras de tubos metálicos. El espacio entre los anillos y las paredes está revestidocon tablas.

A l quedar term inado un tramo del pozo, se coloca unanillo de asiento, practicando con ese fin en las rocas másfirmes de las paredes, una roza circular que se rellena conhormigón ai construirse la entibación. Las formas de losanillos de asiento se muestran en la fig. 81. El ancho delanillo de asiento se adopta de 0,5 a 1 m, la altura de 1 a

157



Fig. 80. Entibación provisional de un pozo vertical: j , vig a en ü ; 2, gancho; 3, codal metálico; 4, pasador; s, costillaje de tablones

Fig. 81. Formas de los cuadros portadores:a, bicónica, para rocas flojas; 6, monocónica, para rocas duras

Fig. 82. Elementos de entubado CTK (STK) de hormigón armado,diseñado por el Instituto Central de Diseños para Minas

1,5 m,. y el ángulo de conicidad^ de 25 a 35o» La distanciaentre los anillos de asiento depende de la estabilidad delas rocas. Los anillos de asiento se colocan generalmentedesde una plataforma de profundización suspendida. Alrealizarse el hormigonado, se empotran en si anillo deasiento ganchos para la suspensión del primer anillo de laentibación provisional del próximo tramo (inferior) de entibación . Po r sobre el anillo de asiento se erige la fortif icación de. hormigón, eliminándose gradualmente los anillosde entibación provisional. Si existe el peligro de undesmoronamiento del terreno, la entibación provisional nose retira, sino que se deja en el interior del hormigón«

Cuando las rocas son firmes, en lugar de la entibación

provisional se utiliza la entibación por pernos de anclaje,con revestimiento de las paredes por una red metálica. Elespesor de la entibación de hormigón es de 30 a 50 cm. Enlos lugares donde serán coloc ados los travesaños se empotranen el entibado tacos de madera que, al ser extraídos posteriormente, dejan muescas listas para empotrar los travesaños. Para el entibado de hormigón, los travesaños son generalmente metálicos, realizados con vigas en U o dobleT J\f« 20 ó 30, y las guías se hacen con carriles P-38.

La fortificación armada de hormigón armado se ejecutalas más de las veces con entubados (fig. 82), que son segmentos de hormigó n armado, con que se arman los anillos orodetes de la fortificación, formando estos últimos a suvez, un cilindro continuo de hormigón armado.

Los segmentos 1 están franjeados por su perímetro pordos costillas circulares 2 y dos o tres costillas radiales S. Lascostillas llevan agujeros para pernos 4 que sirven para elempalme de los segmentos y los anillos de entubado conti

guos entre sí. La altura de los entubados es de 1040 mm, elespesor de la costilla es de 250 a 350 mm. El peso de lossegmentos de entubado es de 600 a 1500 kg. Cada segmentotiene un orificio para la inyección de mortero de cementodetrás del entubado. Los entubados se colocan en sentidovertical de arriba abajo, a medida de la profundizacióndel pozo, o más raramente, de abajo arriba.

A l erigirse el entubado de arriba abajo, los segmentosde entubado se suspenden con cables de acero de modo aempalmarlos con el entubado colocado anteriormente, conayuda de malacates de giro lento (fig. 83). Los cables sonintroducidos a través de los agujeros extremos para pernos

159



Fig. 83. Armado de la entibación conentubado de hormigón armado

del segmento ya suspendido al entubado, y del segmento en vías de sersuspendido. Una "ves suspendido ala pared por medio de cables, elsegmento se sujeta con los pernosmedianos, seguidamente se eliminael cable y se fijan los pernos extremos.

Las juntas entre los entubadosse calafatean con estopa y morterode cemento. Después de habersesuspendido varios anillos, se calafatean las juntas entre el anilloinferior y las paredes del pozo y

se inyecta mortero de cemento de fraguado rápido a través de los orificios en los segmentos.

El uso de entubados de hormigón armado resulta converniente allí donde es dificultosa la erección de fortificaciones de hormigón, como asimismo durante la profundizaron de pozos con métodos especiales en rocas desmo-ronables. .

Al excavarse pozos en terrenos flo jos y acuíferos, seutiliza la fortificación metálica con entubado de fundicióno de acero, que se erige de un modo análogo a la fortificación con entubado de hormigón armado. La fortificacióncon betonitas se usa en las mismas condiciones que la dehormigón, pero sin necesidad de armar el encofrado.

§ 4. Laboreo de galerías horizontales

Forma y dimensiones de la sección de las galerías horizontales. Las galerías horizontales tienen las más de lasveces una sección de forma trapezoidal y abovedada. Lasección de las galerías horizontales se determina con arregloa su destino, tamaño de los vehículos de transporte (vagonetas, locomotoras eléctricas, etc.), la cantidad de vías, modode traslación de la gente, caudal del aire circulante, etc.,(los gálibos del material rodante utilizado se indican en el

160

Fig. 84. Galería horizontal de forma trapezoidal con entibación demadera

cap. III). El espacio entre el entibado y el material móvilse adopta en conformidad con las Reglas de Seguridad.

La anchura libre de una galería B de forma trapezoidalde vía doble se determina con arreglo al borde superior mássaliente del material móvil (fig. 84):

B = 2a -j- b -{- c -\-7ij (26)

donde a es la anchura máxima del material móvil;b , el espacio entre el material móvil y el entibado

(según las Reglas de Seguridad, no debe ser inferior a 0,25 m para un entibado de madera, metá licoy de cuadros de hormigón armado, y 0,2 m del entibado continuo de hormigón y hormigón armado);

c, el intervalo entre dos trenes que corren en sentidoopuesto (las Reglas de Seguridad lo especifican de

0,2 m como mínimo);n, la anchura del pasillo para el personal, al nivel delmaterial ferroviario.

n — rí -J- (1,8 — A) ctg a , (27)

donde rí es el espacio para la circulación libre del personala un nivel de 1,8’m encima de la cabeza del carril(según las Reglas de Seguridad, no debe serinferior a 0,70 m, pero teniendo en cuenta laubicación de las cañerías canalizadas en lasgalerías, se adopta generalmente de i m);

h, la altura del material móvil, en m;

11—01021 161



el ángulo de inclinación de los montantes deíentib ado con relación al piso de la galería (80°)5;en grados.

En las curvas* el pasillo pa rajñ rcu lació n del personal*como también el intervaloêntre los ejes de las vías* aumentaen función del radio de curvatura y de la base rígida delma-terial móvil. Para las galerías conûn radio de curvatura de10 a 15 m%se adopta un ensá nch ele 200 a 300 im . En losanchtirones desenganche* en los paraderos del tren para elpersonal* los pasillos libres no deben ser inferiores a 0*70 mpor ambos lados.

La altura de la galería se^determina partiendo^de lasdimensiones del material rodante* altura de la superestructura de la vía (320 a 350 mm) y altura de suspensión del hilode contacto.

El hilo de contacto debe estar suspendido ajmaâlturano inferior a 1,8 m por sobre la cabeza del carril en las galerías principales; 2 m en las plataformas,, como también enlas intersecciones de las galerías, en los pasillos de circulación de la gente; 2,2 m en el anchurón de enganche».

La distancia entre el hilo de contacto y la cumbrera delentibado no debe ser inferior a 0*2 m.

Altura por sobre la cabeza de l carril hasta la cumbrera:

^ = l t8 -f- 0*2 (28)

Altura de la galería desde el balasto de la vía hasta lacumbrera:

h% — hx 0*14

Altura de la galería desde el piso hasta el techo:

hs = h0 + (30)

siendo hQ la altura de la superestructura de la vía;dx el espesor del entibado;5, el espesor del costillaje (50 mm).

Anchura lib re o neta de la galería jun to a la cumbrera:

Bx — B — 2 (hx — h) ctg ot. (31)

Anchura libre de la galería por el balasto:

= Bx 2h%ctg a. (32).

162

La sección de la galería en roca desnuda (sección sinrevestimiento) se determina,,, teniendo en cuenta el espesordel entibado y el costillaje:

Q ___ .gg--}--jj4 wroca—-----g----- 3? (34)

donde B s es la anchura de la galería junto al techo;

B 3 — B 1 - j-2 (d ~j- 5) ; (35) B í%la anchura de la galería en la base:

Br, = B s -f ¿h 3 ctg a» (36>La sección excavada de la galería (sección en roca des

nuda) se determina teniendo en cuenta el exceso de la rocaexcavada,, entre los límites de 3 a 5%* o sea,

¿'esc = (1,03 — 1,05)/ro ca . (37)

En una galena abovedada, la altura de la pared verticaldesde la cabeza del carril hasta el sillar de arranque, parauna locomotora de trole en galerías de una vía* es de 1800 mm*y en galerías de doble vía, de 1600 mm.

Para una bóveda en asa de cesto la altura es

í, B (38)

La sección de la galería con bóveda en asa de cesto (verfig. 75) es

S ~ B ( h 2 -f 0*La sección de la galería en roca desnuda es

— Bi (h3 -f- 0*26 Bx)3r (40)

siendo B± la anchura^de la galería en roca (anchura de trazado);

B í — B 2d*

Las dimensiones netas de la galería (gálibo libre) soncomprobadas atendiendo a su capacidad para dar paso a lacantidad de aire necesaria para su ventilación, con una velo-



cidad v de su movimiento admitida por las Beglas de Seg'uridad según la fórmula

donde Q es el caudal de aire* en mVs;S 9 sección libre de la galería, en m2;vTl velocidad real del aire, en m/s.

Los métodos para calcular el caudal de aire necesarioestán referidos en el cap. VL

Métodos de laboreo de galerías jhorisonfcaies. Según lafirmeza y aguanosidad de las rocas atravesadas, se distinguenmétodos corrientes y métodos especiales para el laboreo de

galerías. Los métodos comunes se utilizan cuando es escasala avenida del aguaay las rocas son firmes y plásticas, permitiendo dejar al descubierto sin peligro alguno el frente deataque y las paredes de la galería. Los métodos especialesse utilizan en rocas desraoronables (arenas y terrenos movedizos), como también en rocas sólidas con gran aflujo deagua. En esas condiciones, las galerías son excavadas conprevio taponado de las rocas bajo la presión del aire comprimido, con empleo de tipos de entibado especiales, etc.

En rocas sólidas, el laboreo de las galerías se realizapor el método de barrenos y explosivos; en rocas blandas seutilizan las rozadoras cargadoras o máquinas combinadas deexcavación y los martillos picadores. Según la sección de lasgalerías* el avance se realiza a sección plena o por gradas.

El avance a sección plena se utiliza al excavarse galerías de secciones no superiores a 12 ó 15 m2 en rocas homogéneas; el avance por gradas o tajo escalonado se practica enrocas heterogéneas o en galerías de gran sección (socavones,

túneles, cámaras, etc.).Operaciones del ciclo de avance. En el laboreo de galerías, las operaciones de avance se dividen en principales yauxiliares. Las labores principales son las que se realizanen el frente de ataque de la galería y están relacionadas directamente con la extracción de la ganga o del mineral, comotambién con la entibación. Las labores auxiliares tienen porobjeto asegurar los distintos servicios relacionados con lasoperaciones principales.

A l abrirse galerías en rocas duras, las operaciones principales comportan la perforación de los barrenos, su cargay voladura, la ventilación del frente de ataque, la limpieza

164

o saneado del frente y otras medidas de seguridad, la cargade la roca abatida y la erección de la entibación permanente.

Las tareas propias de las operaciones auxiliares comportan el empalme de los caños de aire comprimido, de ventilación y de conducción de agua, la colocación de la vía férrea,-ia excavación de las cunetas de desagüe, etc.

Las operaciones de laboreo principales que se repitenen la misma secuencia en un intervalo de tiempo determinado, reciben el nombre de ciclof llamándose cíclica la organización de4los trabajos.

El tiempo en que se realiza un ciclo se llama duración del ciclo. La duración de un ciclo de avance se adopta de modoque sea un valor múltiplo a un tumo o un día. El ciclo se

caracteriza por determinado avance del tajo. Cuantos másciclos se realicen en un mes, tanto mayor será la velocidadde laboreo de la galería. La representación gráfica de lasucesión y del tiempo de realización de las operaciones deavance se llama ciclograma.

Las operaciones auxiliares suelen realizarse paralelamente a las principales y no entran en cuenta de la duracióndel ciclo, siendo sólo coordinadas con éste. Los ciclogramasson elaborados con miras a alcanzar la velocidad máximade laboreo. Cuanto mayor es esa velocidad, tanto menor essu costo y más oportuna la preparación de las reservas demineral para su explotación.

Conjunto de barrenos y su profundidad. La velo cidadde laboreo de las galerías depende de una elección correctadel número y profundidad de los barrenos y esquema de sudistribución en el frente de ataque.

Los métodos para el cálculo del número de barrenos y lacantidad de carga explosiva están referidos en el cap. II. En

la práctica soviética, la profundidad de los barrenos alcanzaun promedio de 2,5 a 3 m.J

La profundidad de los barrenos se halla supeditada a laduración planificada del ciclo, o sea,

^ c= -íb4~ e*v. a~ríl ~r ¿ents h, (43)

donde Tc es la duración del ciclo (1; 4,5; 2; 3; 6; 12h);tiempo de barrenado del conjunto de barrenos;

*civ.a.» tiempo requerido para la carga, voladura y aeración (0,25 a 1 h);

¿i5 tiempo requerido para la limpieza del tajo;ieüt, tiempo necesario para la entibación.

165



El tiempo necesario para realizar esas operaciones dependedel volumen de los trabajos y rendimiento del equipo deexcavación utilizado, de acuerdo a los cuales la duracióndel ciclo puede expresarse por la fórmula

T _ ..m r * | i H / / />Í C " + Pentnentr ’ ( 4 4 >

donde N es el número total de barrenos en el frente deataque;

l, la profundidad del barreno, en m;Vi,, la velocidad de barrenado por una barrenadora,

en m/h;S, el área deí frente de ataque, en m2;

r¡, el coeficiente de utilización del barreno (c. u. b.); Pj, la norma para evacuar roca abatida con unacargadora (en el macizo), en m3/h;

-Pent? ©1 rendimiento de un entibador, en cuadros deentibado en una hora;

r, la distancia entre los cuadros de entibación, enm;

Wb, nh- ne,' el número de barrenadores, máquinas cargadoraspara limpiar el tajo y entibadores respectivamente*

Luego de efectuar las transformaciones necesarias, obtenemos la fórmula siguiente para determinar la profundidadde los barrenos:

— ■ m <45> P\ñ\ Pen-ti?íeatí'

Cuando se utiliza la entibación por pernos colgantes, el

último sumando del denominador en la fórmula para laprofundidad del barreno tendrá este aspecto:

<46>

siendo Pent el rendimiento de un entibador en pernos de an=olaje por una hora;

n, número de pernos por fila;r, distan cia entre las filas del entibado con pernos

de anclaje, en m.Para reducir el tiempo de*barrenado durante el laboreo

rápido de las galerías, muchas veces se aumenta el número

166

de barrenadoras que funcionan a la vez. Las velocidades delaboreo más elevadas en la práctica soviética se han alcanzado con un funcionamiento simultáneo de 5 a 8 barrenadoras. El área del frente de ataque por barrenadora era de1,9 a 1,12 m2. Al excavarse galerías cuya sección es mayorde 9 m2, a veces la limpieza del tajo y el barrenado se efectúan en parte simultáneamente.

El uso de carros con barrenadoras de columna proporciona,en comparación con las barrenadoras de mano, una reduccióndel gasto'" de trab ajo en* el barrenado y en rocas de durezamayor de 14 ó 15, reduce el tiempo de barrenado del frente.El hecho de que un laborero maneje dos o más barrenadoraspermite reducir el número de laboreros«

Carga de la roca abatida. Después de la voladura delfrente de ataque se procede a la eliminación de las rocasdescolgadas por medio de barretas o martillos picadores,y seguidamente, a la carga. La carga de la roca o mineralvolado es una de las tareas más laboriosas en el laboreo delas galerías.

Para mecanizar la evacuación de la roca se utilizan distintas máquinas cargadoras u otros dispositivos de carga, encombinación con diversos dispositivos para el cambio devagonetas. Las máquinas cargadoras utilizadas en el laboreode galerías se dividen, atendiendo al principio de su acción,en las de acción periódica: palas mecánicas tipo IIÍIH-3(PPN-3), IIIXH-2M (PPN-2M), 911M-2 (EPM-2), cargadorasde cuchara y transportador tipo (PPM-4m), y lasde acción continua XIHB-1 (PNB-1), ÍÍHE~3k (PNB-3k);atendiendo a la clase de energía consumida, en neumáticasy eléctricas; atendiendo a la estructura del tren de rodaje,en cargadoras sobre ruedas y sobre orugas.

Entre las máquinas cargadoras, la que más uso tiene esla IÜIH-3 (PPN-3) (fig. 85). Constare un bogie 1 para víaférrea,- una plataforma de trabajo 2 montada sobre^unaplaca giratoria sobre ap oyo esférico, una colisa 3 con cuchara

4t un equipo de fuerza constituido por dos motores neumáticos (de traslación y de levantamiento) y palancas de mando5 y 6. La plataforma de trabajo gira en un ángulo de 30° enambos sentidos respecto del eje longitudinal.

El levantamiento de la cuchara se efectúa poT medio deuna5,cadena que se°enrolla en un tambor. Cuando la cargadoratrabaja en el tajo (fig. 86), se la ubica aproximadamente a1,5 m de la roca volada a cargar; la cuchara 1 es bajada hasta

167



Fig. 85. Máquina cargadora IIIIH-3 (PPN-3)

su posición inferior extrema, seguidamente se hace avanzarla cargadora 2 con la velocidad necesaria para que la cucharamuerda en la roca (posición I ). Para un llenado más completode la cuchara, ésta se «sacude», mediante embragues y desembragues^ periódicos del motor de levantamiento de la cuchara. Una vez cargada5la cuchara se eleva de modo a descargarla roca en la vagoneta 3 (posición II ) ubicada^ detrás de lacargadora. La cuchara vuelve a la posición inicial por efectode los muelles de retorno y de su propio peso. Á continuación,el ciclo de carga se repite. La cargadora IIIIH-3 (PPN-3)

puede cargar roca en vagonetas de 5 a 10 toneladas y sobretransportadores desplazables o fijos, con la altura del bordeno superior a 1550 mm.

La cargadora 3IIM-2 (EPM-2) es similar a la cargadoraniIH-3 (PPN-3) en cuanto al principio de funcionamiento,pero en vez del mando neumático lleva uno eléctrico porbotones.

La cargadora ü HB-Sk (PNB-3k) (fig. 87) consta de untren de rodaje (de orugas)-Ty jin^mecanism o cargador (patasrecogedoras y transportador de 'rastras)* transportador detransbordo giratorio, equipo eléctrico, pupitre desmando ysistema hidráulico para operar la variación del ángulo de

168

Fig. 86. Esquema del funcionamiento de una cargadora en el tajo

inclinación del brazo transportador y el ángulo de giro deéste con respecto al eje longitudinal de la máquina. La rocaes recogida por las patas y transferida al transportador receptor y de éste, a la cinta transportadora de descarga. Laaltura mínima de descarga es de 1200 mm, la máxima, de2400 mm.

Las características técnicas de algunas cargadoras mecánicas están detalladas en la tabla 13.

El rendimiento de una cargadora depende del tiempo necesario para el cambio de vagonetas en el tajo, la capacidadde las vagonetas y de la cuchara, como también del tamañode los trozos (granulosidad) de la roca.

Para efectuar el cambio de las vagonetas cargadas porlas vacías, se utilizan desvíos muertos para una vagoneta,placas de maniobras amovibles, transportadores de transbordo móviles, etc. El esquema del cambio de las vagonetaspor medio de un desvío muerto está representado en la

figo 88.De la cola del convoy se desengancha una vagoneta vacíay se traslada al desvío muerto con ayuda de un malacate dearrastre. Seguidamente se engancha la vagoneta cargada ala locomotora, y ésta retrocede arrastrando la vagonetacargada más allá del desvío. Desde el desvío se hace venirla vagoneta vacía de modo a colocarla a la cabeza del convoy.La maniobra com pleta se repite para cada vagoneta. Una vezcargada la última vagoneta# la locomotora arrastra el convoy cargado hasta el punto de descarga o hasta un aparta-deroV'para^cambiar^el convoy. El eambio de una vagonetalleva 3—4 minutos.



F i g . 8 7 . M á q u i n a

c a r g a d o r a

I I H B - 3 k

( P N B - 3

Ì 0

Tabla Î3

Tipo de máquina

IndicesSe

K 8

coi? 3 £3 3 I I

K8-

sS"foco«05

Características de laconstrucción . . . . . . Sin transbordador Con trans Con trans

Capacidad de la cuchara, en m3 ........................

sobre

0,32

ruedas

0,5 0,2

bordadorsobre ruedas

0,25

bordacsobre

ororugas

Dimensiones exterioresde la máquina en posición de servicio, en mm:

largo . . . . . . . . 2500 3120 2370 7435 6500 8500ancho ............................ 1320. 1785 1460 1700 1100 2000alto (con la cucharalevantada) . . . . . . 2350 2800 2070 2150 1100 1800

Frente de carga, en m 2,6 3,2 2,2 4 — —Número de cucharadaspor ra in ............................ 4. 4 4 4—5 44 44Número de motores . . 3 3 2 2 3 4Potencia total de losm ot or es, e n k W . . . . 31 38 21 18,5 18 88Peso, en t . . . . . . . 5 6, 5 4,42 8,6 4,7 24Rendimiento de la máquina (técnico) en tiempo de servicio neto, enm3/h ................................ 48 75 40 45 87 180Tamaño del trozo admitido, en mm . . . . . . Hasta Hasta 100 a Hasta 100 a Hasta

400 600 150 400 150 600Para la excavación de

galerías con seccionesmayores de m2 (2,4 x 8,7 7 7 3 10 X 2,5)

Las placas de maniobras amovibles (fig. 89) son confeccionadas con planchas de acero de 8 a 10 mm de espesor. Laplaca lleva soldados rieles de 11 kg/m de peso, que formanun cambiavía simétrico. Las placas de maniobras se colocan junto al frente de arranque de modo a recubrir los cuatrocarriles de la vía permanente o provisional, proporcionandoasí^un cambio cómodo de las vagonetas.

171



Fig. 88 .f Esquema^del ca mbiojáe vagonetas con utilización^de un^desvío muerto:

l , 8 , vagonetas; I a I I I , posiciones de las vagonetas

Fig. 89. Placa de maniobras postiza (a) y esquema del camb io devagonetas por su intermedio (5)

i

A - A

Fig. 90. Disposición de los equipos en el tajo durante la carga en untransbordador seccional?i, cargadora IIHB-3k (PNB-3k); 2, sección de carga; 3, sección intermedia; 4Ssección de descarga; 5» transbordador vibratorio; 6, vagoneta

Las placas de maniobras se trasladan a medida del avancedel tajo, con ayuda de la cargadora mecánica, lo cual permitereducir notablemente el tiempo de cambio de las vagonetas.Las placas de maniobras se utilizan para vagonetas cuya capacidad de carga no excede 2 toneladas. E l rendimiento máximode carga se ha obtenido al utilizar transportadores de transbordo.

La fig. 90 muestra la disposición del equipo en el tajodurante la carga sobre un transbordador seccional. El largode una sección del transportador es de 9 a 10 m, el ancho, de1000 a 1100 m. La cinta tiene 800 mm de ancho y se muevecon una velocidad de 1,2 m/s. El rendimiento del transportador es de 3,5 m8/min. La roca acarreada por el transportador es cargada por intermedio de un alimentador vibratorioen vagones de gran capacidad de carga de un convoy estacionado sobre una vía paralela.

En la fig. 91 está esquematizada la disposición del equipo en el tajo. Un transbordador de cinta autopropulsadoÍIIII-4 (PSh-4) permite efectuar la carga continua de ochovagonetas BP-4 (VG-4). El transportador va montado sobreel bastidor de unas plataformas especiales sobre ruedas. Lasplataformas llevan colocados los carriles que empalman c o d

la vía férrea de la galería mediante una rampa inclinada por

173



Fig. 91. Esquema de disposición de ios equipos en el tajo:i , cargadora con patas recogedoras IIHB-Sk (PNB-3k); 2, transbordador de minanffl-4 (PSh-4); 3, vagonetas B.F-4 (VG-4); 4, locomotora eléctrica 14KP (14KR)

la cual las vagonetas son arrastradas dentro del transborda-dor por el cable del malacate de arrastre ubicado a la cabezadel transbordador. La cabeza del transbordador está realizada en base a la locom otora eléctrica de mina 10KP (10KR),cuya armazón lleva fijado el dispositivo tensor de la cintatransbordadora. Las vagonetas son cargadas más allá de larampa inclinada, sobre las vías de la galería. Los. vagonesson retirados del transbordador por una locomotora eléctrica14KP (14KR).

Al ser cargados en los transbordadores, la capacidad delconvoy suele adoptarse igual al volumen de la roca abatidaen el tajo durante un ciclo. El inconveniente de los transbordadores reside en la dificultad de su uso al excavar galerías curvilíneas.

En las minas soviéticas han sido realizados los ensayosde transporte de la roca por un tren de vagones-tolvas, constituido por secciones (vagonetas) articuladas entre sí,desprovistas de las paredes de tope. Las cajas de las seccio-nes forman una tolva donde se carga la roca. La capacidadde la tolva se adopta igual al volumen de la roca arrancadapor la voladura, de modo que se prescinde del cambio devagonetas durante el proceso de carga, funcionando la cargadora en forma continua. El desplazamiento de la roca alo largo de la tolva y su descarga son realizados por unacuchara de arrastre o un transportador montado en el fondode las secciones-vagonetas.

A l evacuar la roc a por medio de una cargadora mecánicade cuchara, el tiempo de carga de una vagoneta será:

(47)

Q = la capacidad real de la vagoneta* en m r;C?Y, la capacidad teór ica de la vagoneta* ea

m8;el coeficiente de llenado de la* vagoneta(se adopta de 0,9 a 0,98),

q = qck Zy la capacidad real de la cuchara_de lacargadora, en m3;

qc , la capacidad teórica de la cuchara, en m3;¿ a, el coeficiente de llenado de la cuchara (se

adopta de 0,5 a 0,7);tlt la duración de un ciclo de dragado y de

descarga (se toma de las^característicastécnicas de la máquina);

é2, el tiempo de cambio de una vagonetacargada por una vacía (está determinadopor el tipo del dispositivo de maniobras).

El tiempo necesario para la carga del convoy será:

Tcav= tfrz + t2n -f í3, min 3 (48)

siendo n el número de las vagonetas disponibles simultáneamente para la carga en el convoy:

¿3, duración de las maniobras necesarias para elcambio del convoy cargado por uno vacío, enmin.

El númerojde los convoyes cargados por la máquina car-gadora en una hora será:

;VC = 6o_ (49) Lca r

siendo i], el coeficiente de utilización de la cargadora en

una hora del tiempo total (0,75 a 0,80).El rendimiento de la cargadora está determinado porla fórmula

P ^ N cQn, m3/h. (50)

Efectuando las sustituciones y transformaciones correspondientes obtendremos la fórmula siguiente del rendimientode la cargadora:

r]60{?

. + h 4 - + h - 4 -m3/h, (51)

175



Bl^rendimiento de la cargadora mecánica al cargar rocaen un convoy será

P = - ^ ° í y , m3/h. (52)~Q

El rendinaiento de la carga con un aporte continuo deroca al transportador será

? = * - , m*/h. (53)

El rendimiento de las cargadoras mecánicas, al ser calculado por las fórmulas que se acaban de referir, se obtieneen metros cúbicos de roca esponjosa. Para asegurar la continuidad de la carga, se colocan en el tajo carriles postizosretráctiles y vías provisionales. Al avanzar el frente deataque en la extensión de un carril normal, los carrilesprovisionales se retiran y se sustituyen por un. tramo devía permanente. Los trabajos de tendido de la vía férrea serealizan muchas veces simultáneamente con el barrenadode los agujeros de voladura. El empalme de las cañerías seefectúa cuando no se necesita el aporte de aire comprimidoo de agua al tajo. La entibación permanente se erige inmediatamente tras el avance o con cierto retraso.

Organización de los trabajos en el laboreo de las galeríashorizontales. La velocidad de laboreo de las galerías horizontales depende de la organización del trabajo, la mecanización de las labores y calificación de los laboreros. Lascuadrillas de laboreros están integradas por los obrerosmás experimentados, capaces de realizar todo el conjuntode los trabajos de^laboreo. Una cuadrilla compleja estáencabezada por el jefe de cuadrilla. La cuadrilla se componede grupos^de relevo encabezados por sus jefes respectivos.El número de obreros en una cuadrilla se determina partiendo del volumen de los trabajos relacionados con el ciclode laboreo y las normas de trabajo. A cada cuadrilla se leasignan galerías determinadas. Los trabajos se realizande acuerdo a los gráficos de cadencia cíclica del trabajo.La remuneración del trabajo de los laboreros y los auxiliares (dinamiteros, mecánicos, maquinistas de locomotoras,etc.) es a destajo con primas, según el cumplimiento de lasnormas de trabajo.

176

Operaciones g'.'í

I t u rno U turno C e s a -

c i ó n

Sf turno '•j

^ Oj 7 2 3 5 6 7 8 9 10 111213¡415 16 1718 13 202122 23 2*preparación para carq ar (a

roca 10 fl 1Carga de La roca m u

]Preparación par a barr enar 10 L

Barrenado 150

Cebado y co ladu ra 30 LAeración 20

Colo cación de vía férr ea -

Fig. 92. Gráfico de organización^de^los^trabajosjpara el trazado deuna galería en rocas duras

Una velocidad normal para el laboreo de galerías horizontales en rocas duras es de 150 a 200 m/mes. La fig. 92presenta un gráfico de organización de los trabajos durantela excavación de unajgalería en rocas duras.

En estos últimos años, en muchas empresas mineras, laintroducción de la técnica moderna nacional ha promovidoun aumento notable de la velocidad en el laboreo de lasgalerías horizontales.

Ejemplo. En 1964, por primera vez en la práctica minera, loslaboreros de la mina de Mirgalimsay han realizado en 31 días laborablesun avance de 1192,4 m de galería en un solo tajo en rocas de dureza10—-14; en 1965, la velocida d de laboreo en 31 días llegó a 1237,6 mde galería, lo cual constituye un record mundial.

La totalidad de los trabajos fue realizada por una cuadrilla detrabajo comunista encabezada por N. S. Kulesh. La cuadrilla estabaintegrada por 84 hombres repartidos en 4 grupos. Cada grupo comportaba diez laboreros, cinco obreros auxiliares, unj^dinamitero, tresmecánicos y dos obreros de transporte. Los trabajos se realizaban en

4 turnos, con una semana de cinco días.El ciclo de avance era realizado en 65 minutos. El tiempo de lasoperaciones del ciclo (en min) se indica a continuación:

Preparación para el barrenado . . . 2Barrenado ......................... .....................30Carga de_¿ los Tba rre no s ..........................7

Vo lad ura y a e r a c i ó n ..............................10Evacuación de la masa rocosa . . . 16

La galería tiene una sección de 10 m2. El número de barrenospor tajo era de 32 a 35, su profundidad, de 2,2 m. La masa rocosa eraevacuada por una cargadora mecánica modernizada de acción continuaJ3HB-3 (PNB-3) hasta una cinta transportadora que los cargabaen vagonetas BC-2,5 (VS-2,5). Simultáneamente con la carga se colo-

12-01021 177



caban en el tajo las canalizaciones permanentes para aire comprimidoy agua, valiéndose de piezas de empalme rápido y un dispositivoeonmutador especial. El avance medio del tajo por ciclo llegó a í,8 m,sumando 39,92 m por día. El rendimiento de trabajo de un laboreroalcanzó a 9,98 m3/hombre-turno.

Semejante ritmo de laboreo pudo ser alcanzado merced a unaorganización precisa y una mecanización completa de los trabajos conutilización de un equipo de laboreo soviético, a la par del trabajoabnegado y gran maestría de los laboreros.

La experiencia de los laboreros de la mina Mirgalimsay estásiendo aprovechada por laboreros de otras minas.

En el trazado de galerías en carbón, roca, estratos de salespotásicas de dureza no superior a 5, se utilizan rozadoras cargadoras universales que rozan, recogen y cargan masa rocosa.

§ 5. Excavación de galerías ascendentes ©contrástelosLas galerías ascendentes o contracielos se subdividen

en las de ventilación, de circulación, de relleno, chimeneasde mineral^ chimeneas para materiales y equipos, contracielos de perforación y ramales. Generalmente, los contracielos sirven simultáneamente para comunicar con el tajode arranque, acarrear materiales al mismo, ventilarlo, etc.

Según sea su destino, los contracielos tienen, las másde las veces, dos o tres compartimentos. Los contracielos sedividen en compartimentos durante su excavación y entibación, utilizándose uno de los compartimentos para eldescenso del mineral o roca arrancada en el tajo, y el otro,para la comunicación eon el tajo. El material y la construcción del entibado son elegidos con arreglo a la firmeza de lasrocas atravesadas y la misión asignada al contracielo. Enrocas y minerales duros, los contracielos de ventilación yde circulación son fortificados generalmente con una entibación apuntalada, y en rocas blandas y semiduras, conuna entibación de cuadros adosados.

La forma y dimensiones de la sección de un contracieloestán supeditadas a su cometido, al número de compartimentos y material de la entibación. La forma más difundida esla rectangular. Las áreas de las secciones de los contracielossin entibación oscilan entre 2,5 y 8 m2. Las secciones másdifundidas son de 1,6 x 2,4; 2,3 X 2,6; í,8 X 3,4; 1,8 X X 3,6 m.

En cada mina se elaboran las secciones y dimensionestipo de los contracielos, las que mejor respondan a las condiciones concretas de los trabajos. Con respecto a la galería

178

desde k cual se inicia la excavación de un coniracielo, éstese sitúa a un cosiado, o sea, que se excava inicialmente unnicho en un hastial. La profundidad del nicho es de 2 a 2 5 mcorrespondiendo_su anchura a la dimensión del lado largodel contracielo. Las más de las veces, los nichos son excavados al nivel del piso de la galería, a fin de proporcionar lascondiciones mas favorables y seguras para pasar del compar-wmento de escaleras del contracielo a la galería horizontal,sobre fcodq. cuando hay un tráfico intenso en ésta,,

En rocas de dureza mediana y mayor, la excavación deun contracielo se efectúa por explosivos, con ataque porbarrenos o percor aciones profundas. En rocas de "durezamenor que la mediana, los contracielos son excavados con

maquinas perforadoras de conexión de galerías. En terrenosflojos, inestables, se emplean métodos de laboreo especiales_ b a b o s e o a e coatracielos con ataque por barrenos y enfci-b acio n apunt al ad a. £ 1 ciclo de avance comporta las tareassiguientes: inspección y eliminación de las rocas descolgadasen el irente, entibación, instalación de las plataformas detrabajo y de profundización o andamios colgantes, perforación, desmontaje de la plataforma de trabajo, voladura delos barrenos y aeración del tajo.

El laboreo de un contracielo se inicia procediendo a suataque desde el nicho. El taladrado de los barrenos seeíectua desde plataformas especiales colocadas sobre coda-u una vez efectuado el ataque del contracielo hasta una

altura de b a 8 m, éste se divide en los compartimentos necesarios mediante su entibación. El esquema del laboreo deun congracíelo y su división en dos compartimentos semuestra en la fig, 93._ En el compartimento de circulación del contracielo se

instalan las plataformas de madera y las escaleras entreestas. Un lado de la plata forma se coloca sobre un codal alque se clava el entablado del contracielo, y el otro ladosobre un codal junto a la pared del contracielo. A veces sécoloca un codal intermedio. Antes de llegar hasta el frentede axaque, el entabicado del compartimento de circulaciónse interrumpe y se construye una plataforma inclinadacleilectora, cuya misión es encauzar la roca o mineral abatido ai compartimento de evacuación del mineral y a lavez recubrir totalmente el compartimento de circulación.

n f ^ GCtora se confecciona con madera enrollos de 10 a 15 cm de diámetro y se sujeta por medio de

12* 179



B-B A-A

Fig. 93. Esquema de excavación de un contracielo con división delmismo en dos compartimentos:i , platafonnaldeltrabajo; 2, ganchos metálicos; 3, taladroscalera de suspensión de cable de acero; 5, pla taforma de protección , <5,platídeflectora; 7, entabicado del contracielo; 8, compartimento de mineral, 9, corapartimento de circulación; 1 0 , cañerías; 11, rejilla metálica

Fig. 94. Ganchos metálicos para la sujeción de los codales:a, para menas duras; b, para menas agrietadas; 1, codal; 2, cuña; 3, gancho metá-l ico; 4, barreno

clavijas o grapas a dos o tres codales. El ángulo de inclinación de la plataforma deflectora es de 25 a 35°. Para poderdisponer a los obreros y el equipo a una distancia de 1,8 a2 m del frente de ataque se instala sobre travesaños provisionales una plataforma de trabajo, desde la cual se limpiael tajo, se perforan y cargan los barrenos.

A 1,5 m debajo de la plataforma de trab ajo se coloc a unaplataforma de protección. El compartimento de evacuaciónde mineral se cierra con una rejilla metálica amovible,mientras haya gente en el frente de ataque.

Para colocar las plataformas de trabajo y de proteccióncon mayor rapidez, se utilizan ganchos metálicos. Los ganchos son confeccionados con acero redondo de 30 a 36 mmde diámetro y alojados en barrenos perforados con antelación. Sobre un gancho metálico insertado en un barreno,se coloca un codal y se lo cala clavando una cuña de maderaentre codal y pared (fig. 94). El diámetro de los codales seadopta generalmente de 14 a 18 cm. La plataforma se haceentablando los codales.

Una vez perforados los barrenos, se guardan las herramientas y las mangueras bajo la plataforma deflectora enel compartimento de circulación, se cargan los barrenos, se



retiran las tablas de las plataformas, se cierra el portilloen el compartimento de circulación, y se lia-ce? estallar losbarrenos.

La ventilación se efectúa con ventiladores de aeraciónlocal.

Después de la voladura, el acceso al frente de ataque seefectúa por medio de una escalera de 10 a 15 m de largo, confeccionada con cable metálico de ÍO a 12 mni de diámetro,con escalones de acero redondo. La escalera se suspende enuno de los ganchos de la plataforma de trabajo, a veces endos ganchos, uno de los cuales es de seguridad. Esta escalerano se retira durante la voladura de los barrenos.

&1 ciclo siguiente se inicia despejando la plataformadeflectora de los restos de mineral o roca e instalando las

plataformas. La plataforma que sirvió en el turno anteriorcomo plataforma de trabajo, se restablece y se utiliza comoplataforma de protección. Los ganchos para la plataformade trabajo nueva bien son los de la plataforma de protecciónanterior, retirados de sus barrenos, bien se colocan unos nuevos. Al cabo de cada 3 ó 4 ciclos se empalma el entabicadodel contracielo, se traslada la plataforma deflectora máscerca del frente de ataque y se equipa el compartimento deescaleras (de circulación).

Una vez excavado el contracielo hasta una altura de 8 a10 m, se evacúa la roca con la cargadora o cuchara de arrastre, seguidamente se instala un buzón en el contracielo.

Para el laboreo de contracielos, la profundidad de losbarrenos es de 1,5 a 2,5 m. El número dt barrenos er el frentede ataque se determina de modo análogo al de una galeríahorizontal. Los barrenos se disponen según los esquemasde corte prismático lineal o corte de cuña. La voladura delos barrenos se efectúa por el método eléctrico o electroígneo.

La excavación de los contracielos se realiza generalmentepor una cuadrilla compleja (dos hombres en cada grupo derelevo), debiendo los laboreros dominar eí oficio de barrenador y entibador. El tiempo de barrenado se reduce en tantoque la^ velocida d de avance aumenta al ser barrenado elfrente de ataque con dos perforadoras telescópicas manejadaspor un solo laborero. Para ocupar al segundo laborero, lacuadrilla tiene a su cargo la excavación de dos o tres contracielos situados a proximidad el uno del otro. Una vez instaladas las plataformas en un tajo, el laborero efectúa eí barrenado del frente con dos perforadoras, al tiempo que el

182

Operaciones a'-S I turno vi G E turno §45a»*?** ÍZ7turno

C e s a -

c i ó n / urno •**<t 1 23 5 S 78 0 10 11 1213 15 16 !? 18¡9 2fij21 2Í\23 1 2 3 Q 5 0 78

Entibación 180 1iPreparación para harre- 20 L

Barrenado . 120 - -Cebado , voladura ,

aeración no ?n X

=¡I.- _ \

Armado del compar timento de circulación 360

Fig. 95. Gráfico de organización de los trabajos ai excavarse im contracielo con entibación apuntalada

otro laborero trabaja en el tajo de reserva. Durante cadaturno se realiza un ciclo completo en el tajo principal yparte de un c iclo en el ta jo de reser vi .

Esta organización de trabajo se practica enjjnuchasminas soviéticas.

El gráfico de organización de los trabajos durante ellaboreo de un contracielo ñon entibación apuntalada estárepresentado en la fig . 95 Jj

El laboreo de un contracielo con un frente de ataque ai>canza, en un mes, 40—85 m, y con dos tajos, 80—130 m.

Los inconvenientes del laboreo de los contracíelos porel método de barrenos cortos son: el peligro existente durantela eliminación de las rocas descolgantes en el tajo despuésde la voladura por falta de abrigo seguro; laboriosidad delasítareas de entibación, construcción de las plataformas detrabajo y deflectoras, colocación de las escaleras; deteriorosde la entibación d ebidos a la voladura y necesidad de reparar

la; gastos de tiempo considerables para la traslación delpersonal por el contracielo y el acarreo de materiales y herramientas al tajo; dificultades para ventilar el tajo. Estosinconvenientes pueden obviarse, si se efectúa el laboreo delos contracíelos, utilizando equipos especiales de excavaciónde galerías,?

Él! equipo combinad o de laboreo KXIB-1 (KPV-1)(fig. 96, a), elaborado por el institu to de investigacióncientífica de diseño de la maquinaria minera de Sverdlovsk,tiene amplio uso para la mecanización en conjunto del laboreo de contracielos sin entibación, con secciones mayores de

183



1-B

Fig. 96. Equipo de laboreo KIIB-i (KPV-1) y esquema de disposicióndel mismo durante el trabajo:1, equipo KIIB -l (KP V-1) en posición de trabajo; 2, eguipo KIIB-1 (KPV-1) en elnicho; 3, monocarril; 4, malacate; 5, bajada de mineral

3 m2, bajo ángulos de 60 a 90°, en rocas firmes en toda laaltura del piso.

La plataforma de trabajo tiene una cabina y es desplaza-ble sobre monocarril con ayuda de un mecanismo con engranaje de linterna. El monocarril consta de secciones de 1,5 mde largo que se fijan al pendiente por medio de pernos deanclaje con tuerca de expansión. La sección de monocarrillleva incorporados tres caños, utilizándose dos de ellos parael suministro de aire comprimido y agua para la barrenadora,y el tercero, en calidad de dispositivo acústico para intercomunicaciones. Las dos secciones inferiores del monocarrilestán articuladas entre sí para poder guardar la plataformaen el nicho durante la voladura.

La plataforma de laboreo está equipada con un atrapador automático, freno y otros dispositivos de seguridad.Hasta una altura de 6 a 8 m, el contracielo es excavado

por el método corriente.Para poder montar el equipo, a una altura de 2 a 4 m

sobre la boca del contracielo se excava un nicho especial de4 m de largo y 3 m de ancho y alto. La comunicación con elnicho se efectúa por un pasillo de circulación desde la galería de transporte o el nivel de traillado.

Se excava el contracielo hasta 2 ó 3 m por sobre el techodel nicho, seguidamente se fija por medio de pernos deanclaje al pendiente una sección reforzada de monocarril,a la que se suspende la sección articulada y la parte giratoriadel monocarril junto con la plataforma. Se montan las canalizaciones de distribución de aire y de agua, el malacatepara trasladar la plataforma al nicho y las cabrias de mangueras. Al subir sobre la plataforma hasta el frente de ataque, los laboreros proceden al barrenado y cebado de los

barrenos. Para el tiempo de la voladura, la plataforma sebaja y se guarda en el nicho. Después de la voladura de losbarrenos, se pone en acción el atomizador o nebulizadorteledirigido montado en la cabeza del monocarril, paraacelerar el proceso de ventilación y supresión de polvo.

Cada ciclo siguiente comporta las tareas siguientes: retiro de la plataforma del nicho, levantamiento de la plataforma hasta el frente de ataque, inspección del frente y eli-minación denlas rocas descolgadas en el techo (saneado deltecho), barrenado de los agujeros para pernos de : anclajey colocación de la sección de monocarril, acodalamiento dela plataforma en posición de trabajo en el tajo, barrenado”del

185



frente con dos perforadoras, retiro de las herramientas, subidadel dinamitero al tajo, carga de los barrenos y montaje de lalínea de tiro, descenso de la plataforma y su alojamiento enel nicho, voladura de los barrenos y ventilación.

La masa rocosa abatida que se halla debajo del contra-cielo es evacuada por una cuchara de arrastre o cargadoramecánica, simultáneamente con el barrenado.

Las dimensiones máximas de la plataforma son: largo,4650 mm; ancho, 130.0 mm; distancia entre plataformas,1840 mm. La potencia del mando neumático de la plataforma es de 13 C.V., la capacidad de carga, 500 kgf; la velocidad de traslación sobre el monocarril, 15 m/min; el pesode la plataforma es de 897 kg.

Ejemplo 1, En 1967, en el laboreo del contracielo con utilizacióndel equipo KIÍB-1 (KPV-í), fue alcanzada una velocidad elevada en laMina Occidental del Combinado polimetálico de Achisay. En 27 díasde trabajo, una cuadrilla, trabajando en rocas de dureza 12 a 14,excavó 257 m de contracielos con una sección de 5,2 m2, largo 75 m,ángulo de pendiente 70°. Los trabajos se efectuaban en cuatro turnos,por grupos de dos laboreros. Gomo jefe de grupo, se designaba al laborero que poseía el certific ado de dinamitero. Los barrenos eran taladrados con una barrenadora IIT-29 (PT-29), el número de barrenos portajo era de 18 a 20, los explosivos empleados eran la detonita y laamonita N° 6. La voladura se efectuaba por electroignición.

Los laboreros tenían asegurado un frente de trabajo sin fritera opciones y eran exim idos de los trabajos de montaje del equipo. Duranteel laboreo de un contracielo una.cuadrilla de cuatro hombres procedíaal montaje de la plataforma en nuevo lugar de trabajo.

El esquema de di spos ición de l equip o está diseñado en la fig. 96, &„El gráfico-ciclograma del laboreo rápido se da en la fig. 97.

La velocidad de laboreo del contracielo ha aumentado 7 veces.

Fig. 97. Gráfico-ciclograma para ekírazado de contracielos verticalescon ayuda del equipo KIIB-4 (KPV-1)

Operaciones Tiempo i n s um i do, en min

Horas 1 2 3 * 5 6 7 .

Pr epar ac ión a subi da de l equi po KPV-I IB 5sToma de las medida s de segur ida d en e¿ taj o 25 hColocación de. ana sección de l m rn ma rr íl ¡¿8 hPreparación par a b arr ena r 8 uBarrenado 68 \ss Hetiro de Las, herrami entas , descenso en busca del explosivo y subida ae este kaCebado, descenso, vola dur a í.5 Aeración 30 a

Total 237

186

Fig. 98. Esquema de d ispos ición de los agujerosde mina y estructura de la carga exp losiva parala excavación del contracielo:1, tapón; 2, explosivo; 3, atacado; 4, red eléctrica de tiro

Laboreo de eoníraelelos con ataque porbarrenos profundos. Este método de laboreoexime a la gente de la presencia en el tajo,siendo todos los trabajos de barrenado, cebado y voladura de los barrenos profundos efectuados desde las galerías adyacentes al contracielo.

Para el laboreo de un contracielo con

este método , se perforan desde la galeríasuperior, en toda la longitud del contra-cielo, va rios agujeros (5 a 7) de 100 a 140 mmde diámetro. La distancia entre las perforaciones es de 0,5 a 0,9 m. La fig . 98 presentael plan de tiro y la estructura de la cargaexplosiva.

El contracielo se va formando como resultado de voladuras sucesivas de las cargas explosivas colocadas en la parte inferior de las perforaciones, en un largode 2 a 6 m. Antes del cebado, la parte inferior de lasperforaciones se aísla por medio de tapones cónicos demadera, bajados a la perforación con un cordel o alambre.Las cargas de explosivo son voladas por medio de una mechadetonante o por el método eléctrico.

En 1951, en la mina de Visokogorsk fue realizada porprimera vez la e xcavación de contracielos con ataques sucesivos por barrenos profundos. Actualmente, este método se

practica ampliamente en muchas minas para el laboreo decontracielos de ventilación, de chimeneas de mineral yotros, que no requieren entibación. Este método proporcionala máxima seguridad de trabajo, aumenta la velocidad deavance y reduce su costo. En las minas de la AnomalíaMagnética de Kursk, el tiempo para abrir contracielos de45 m de largo se ha reducido dos veces, y el costo de la excavación de 1 m de contracielo, en un 17%. Sin embargo, losresultados más positivos se obtienen cuando las^perforacio-nes poseen una ligera curvatura.

En los yacimientos carboníferos, como también en los desal gema y de sales potásicas y, a guisa de experiencia, en

A -A

B -B 15'

°¡ JOj —’

187



Fig. 99. Esquema de trazado de na eontracíelo con un equipo perforador J3FP-1 (PGR-1)

algunos yacimie ntos metalíferos (de minerales tiernos), ellaboreo de los contracielos es efectuado con máquinas perforadoras especiales, con sección redonda. El diámetro de loscontracielos perforados es de 0,5 a 2 metros.

A l perforar contracielos con equipos de perforación ,primeramente se taladra un hoyo inicial en toda la longituddel contracielo. Terminada ^perforación, el hoyo se^ensan-cha con el equipo perforador hasta la sección requerida. Encalidad de herramientas de perforación se utilizan cincelesy trépanos de rodillos.

En los combinados de sales potásicas de Berezovsk y de

Solikamsk, los contracielos cuyo ángulo de pendiente esmayor de 75°, el diámetro de 1,7 a 2,0 m y la profundidadde hasta 100 m, son perforados en sal potásica o en sal gemacon un equipo perforador nrP-1 (PGR-1), diseñado por elInstituto de Diseños de Maquinaria Minera de Perm(fig. 99). A proximidad de la boca de un hoyo inicial previamente perforado con un diámetro de 390 mm, se colocaun malacate 1 cuyo cable lleva suspendido el tren perforador 2. El órgano de ataque de la máquina es cónico y accionado a partir del reductor de los motores y está provisto depeines-portacuchillas que llevan cuchillas intercambiablesarmadas con insertos de aleación dura.

188

La máquina, por efecto de su propio peso, va bajando amedida del corte de la roca por el órgano de ataque, ensanchando el hoyo inicial hasta un diámetro de 1700 óa200G mm. A med idad e lap roíundiz aeión de las máquinas, se va fijandoal cable de acero el cable eléctrico 3 por medio de fijadores.

El guiado de la máquina según el eje del futuro contracielo, como también la retención de su armazón contra larotación durante la perforación, son asegurados por undispositivo centrador de 385 mm de diámetro, provisto deun anillo separador superior. La potencia de los motoreseléctricos es de 80 kW. La velocidad de corte máxima, de2,5 m/s, el peso de la máquina, 5 t. La velocidad máxima deavance, siendo el diámetro del coladero de mineral de

1700 mm, es de 28 m/turno; la velocidad media, de 8 a17 m/turno. La excavación de 1 m de coladero dejmineralcuesta 3 a 4 veces menos que con el método de ataque porbarrenos de voladura.

§ 6. Laboreo y prof undizacion de pozos de minaverticales

Forma y dimensiones de la sección transversal de lospozos de mina. Las formas más típicas para las secciones delos pozos son la redonda y la rectangular (fig. 100). La sección de un pozo se determina con arreglo a las condicionesde instalación de las vasijas de extracción y otros equiposy del compartimento de escaleras, observando siempre losintervalos entre las vasijas y la entibación, prescritos porlas Reglas de Seguridad. Las dimensiones de la sección delpozo son comprobadas atendiendo a la posibilidad de suministrar el caudal de aire necesario para la aeración de las

labores subterráneas. Los pozos de sección redonda suelentener diámetros de 5; 5,5; 6; 6,5; 7; 7,5; 8; 8,5 m (diámetroneto o libre).

Período preparatorio. Antes de iniciarse los trabajo^de excavación del pozo, se llevan a cabo trabajos preparatorios en la superficie. A proximidad de la boca del pozo proyectado se perfora un hoyo de control a fin de comprobar laspropiedades físico-mecánicas y la acuosidad de las rocas.En base a los datos obtenido s por el sondeo, se elige el métodode laboreo y de entibación del pozo en sus distintos tramos.

En una zona inmediata al pozo se construyen los edificios para vivienda y para servicios públicos.



Fig. 100. Formas tipo de la sección transversal de los pozos de mina:o, redonda; b, rectangular

onn'U m f destinada a la edificación industrial (unos¿00 x 500 m) se despeja de las construcciones inútiles várboles. Cerca de la boca del pozo se prepara una explanadahorizontal para disponer en ella las construcciones necesarias para la excavación y las vías de acceso. Hasta la explanada se tienden las líneas provisionales de transporte deenergía, comunicaciones y suministro de agua. Á continuación se elige un lugar para las escombreras y la direccióndel desagüe de la mina*

Se construyen los depósitos para el almacenamiento dedistintos materiales y equipos, los talleres mecánicos elcombinado administrativo y de servicios públicos, etc. Lostrabajos incluidos en el período preparatorio se realizan deacuerdo al gráfico establecido por el proyecto y duran 6 a8 meses»

La excíSvaelÓE de la boca del pozo (bocamina! se iniciacolocando un cuadro-patrón provisional. Para los pozos deforma rectangular, el cuadro se hace con vigas de maderasólidas, en forma de rectángulo. Al excavarse bocaminas-deforma redonda, el cuadro-patrón se hace generalmente deforma octogonal, con vigas de madera, o metálicas. Sobre elcuadro-patrón se coloca, según su diámetro, una viga en Uy se taladra en su centro un agujero para dar paso a la plomada central. Las dimensiones interiores del cuadro-patróncorresponden a la sección adoptada para el pozo. El cuadro-patrón sirve para controlar y mantener la sección del pozo

190

de mina durante la excavación de su boca y para suspenderlos elementos del entibado provisional.

La excavación de la boca del pozo se lleva a caboutilizando un equipo móvil provisional o bien con la ayudadel equipo principal destinado a la perforación ¡:deipozo.

El esquema de apertura de una boca de pozo con utilización de un equipo móvil se muestra en la fig. Í0Í .

La roca es arrancada con martillos picadores o por barrenos de voladura; las cargadoras neumáticas KC-3 van cargando la roca abatida en vasijas de 0,3 a 0,6 m8 de capacrdad, que son elevadas a la superficie por una grúa automó-vil.JEn la superficie, las vasijas son descargadas en una tolva, desde donde la roca es transportada hasta la escombrerapor camiones volcadores,,

A me did a que se extrae la roca, la boca del pozo se vafortificando con anillos de entibación provisional confeccio-nados con vigas en U «Nü 18—21, revistiéndose las paredescon tablas o red metálica. El agua es evacuada por unabomba de agotamiento»

Después, de atravesar los depósitos sedimentarios, labocamina se profundiza 2 a 3 m más abajo; en las rocas originarias se construye el cuadro de asiento y se erige la fortificación de abajo arriba. En calidad de material para elentibado de la bocamina, se usa generalmente hormigónmonolítico u hormigón armado. El hormigón se descarga dela mezcladora de hormigón a la tolva de recepción, de dondese hace bajar por los caños hasta el encofrado. En el procesode construcción del entibado, se dejan vanos para la salidade emergencia y los conductos de ventilación. Una vezexcavada y fortificada la bocamina, se la recubre a nivel dela superficie del suelo con un cuadro portador principal queprotege a los obreros que están trabajando en el pozo contrala caída accidental de algún objeto.

Los trabajos de profundización de la bocamina con utilización del equipo excavador principal, se realizan del modosiguiente. Simultáneamente con el montaje-del castillete deperforación, se excava en el lugar del futuro pozo un fosode 3 a 4 m de profundidad, fortificándolo con un entibadode hormigón armado monolítico. Seguidamente se montael cuadro portador y se procede a la profundización ulteriordel pozo, con extracción de la roca abatida por una máquinade extracción provisional. Las operaciones de arranque de la

191



Fig. 101. Esquema de excavación de una boca de pozo con utilizaciónde equipos móviles:a, corte; b, plano; 1, tolva de descarga; 2, grúa -excava dora 8-255 (E-255); 3, marco-patrón; 4, vasija; 5, distribuidor de aire comprimido; 6, compresores móviles; 7, subestación eléctrica mó vil; 8, mezcladora de hormigón móvil; 9, bombaHnn-i(NPP-i)

roca y entibación permanente se realizan del mismo modoque en el primer caso»

La construcción y las dimensiones del cuadro portadorse determinan con arreglo a las dimensiones y la disposicióndel equipo de profundizaclón en el pozo. El cuadro de excavación suele confeccionarse con vigas en doble T, las que sefijan a la fortificación de hormigón en la bocamina pormedio de pernos de anclaje o grapas.

Encima de las vigas metálicas se colocan maderos, arribade los cuales se clavan tablones alineados de 50 a 75 mm deespesor, bien adosados, de modo a formar una tarima que recubra totalmente el área del pozo. Para dejar pasar losequipos de excavación, en el cuadro se practican ventanas,que se cierran con tapas de dos batientes articulados, llamados postigos. Los postigos tienen muesca para dejar paso alos cables; se abren y se cierran por mando mecánico.

Equipos de excavación de pozos. Para la excavación delos pozos se utilizan equipos corrientes y conjuntos especiales. El equipo comente consta de un castillete de perforación, dispositivos de extracción, malacates, bombas, ventiladores, andamios colgantes y vasijas de extracción.

El castillete de perforación es una torre con máquinade extracción o sin ésta, colocada sobre la boca del pozo demina para efectuar las operaciones de extracción de roca,ascenso y descenso de la gente, materiales y herramientas, c omo también para la suspensión en el pozo de todo el equipode profundización.

Los castilletes de perforación generalmente son metálicoso, menos frecuentemente, de madera.

En la fig. 102 está representado un castillete desamablede tubos metálicos unidos con ayuda de pernos, bridas, y colla-reside acero. El castillete de perforación está equipado conuna plataforma inferior de enganche o de recepción, unaplataforma superior de descarga y una plataforma de coronade torre. La plataforma inferior de recepción coincide conel nivel del cuadro portador. En la plataforma inferior secolocan los carriles para el acarreo de cargas hasta y desdeel pozo ; desde esta plataforma se efectúa el descenso y ascenso de la gente, máquinas, materiales o herramientas, comotambién el empalme de los caños de ventilación, de desagüe y de la tubería de aire comprimido.

En el interior del castillete, a una altura de 5 a 7 m sobrela plataforma inferior, se coloca la plataforma de recepción

13— 0102Í 193



«I canalone s de descarga; 4, escaleras ._____________ _

io Aavr To-fi de la roca extraída del pozo ensuperior, para la descarga a descargada envasijas. La ^ ca acarreada pox las vascas es ^ ^un canalón m etálico m cbn ad o que ^ ^puerta de sector. _.a pía ^ ios que coinciden conpostigos para dar paso a pira vaci ón. Elfun ciona -los postigos del cuadro prmcip íeriore s¿ ebe coordinarsemiento de los postigossup 1 ria^ar la vasija elevada porcon toda exactitud. ^ o r e s - , se-el pozo, primeramente ^ abren J , arriba de laguidamente, una vez que ^ iS r? or es se cierran, seplataforma inferior, los p g b arriba del nivel

f X T = g a J ú nio r y los postigos se

* fe: txsejtacsxa* - «—

las máquinas de extracción y los malacates de perforación.El equipo de profundización está suspendido en el pozo concables de acero que abrazan las poleas del castillete y seenrollan en ios tambores de las máquinas de extracción yde los malacates. Las maquinas de extracción sirven parala extracción de la roca, subida y bajada de la gente, mate-,ríales y equipos. En calidad de vasijas de extracción se utilizan baldes o vasijas acubados que pasan bien por las aberturas del cuadro fundamental y otros equipos de proftwdilación dispuestos en el pozo.

La vasija de extracción (fig. 103, a) consta de una carcasa metálica soldada y un asa articulada conectada a lamisma. Para poder volcar la vasija ai descargar la roca,su fondo lleva soldados dos anillos. Las vasijas tienen una

capacidad de 0,75 a 6,5 m8.La vasija se suspende en el cable de extracción con ayudade un dispo sitivo de enganche constituido por un gancho 1con su cierre 2, y un eslabón giratorio S (fig. 103, b). Elgancho del dispositivo de enganche tiene una boca profundapara el asa de la vasija. El pestillo de seguridad bloquea enforma segura el asa de la vasija en la boca del gancho, impidiendo el desenganche espontáneo de la vasija. SI eslabóngiratorio suprime la rotación del gancho y de la vasija cuando se usan cables retorcidos corrientes.

Para prevenir el penduleo de la vasija durante su extracción, en el pozo se tienden cables guías que van fijados alcuadro tirante (fig. 104) o a la plataforma de protección(fig. 105). Por los cables guías se desplaza junto con lavasija, un marco guiador con casquete protector que va centrando la vasija e impide su penduleo. Desde el tajo hastael cuadro tirante o la plataforma de protección, la vasija esizada sin guías con una velocidad máxima de 1 m/s»

El cuadro tirante es confeccionado con vigas en U o endoble T con pasadores desplazables. Los pasadores desplazabas se introducen en las muescas practicadas ¡en lasparedes del pozo y se fijan al cuadro por medio de abrazaderas y pernos. Los largueros del cuadro llevan fijadascon escuadras viguetas transversales, por cuyos orificiospasan los cables guias para ser fijados abajo por medio deplacas.

El cuadro tirante se sitúa a una distancia de 10 a 30 mdel tajo del pozo. Los vanos del cuadro tirante para el pasode las vasijas están alineados con los del cuadro principa]

13* 195



Fig. 103. Vasija y dispositivo de enganche

Fig. 104. Cuadro tirante:1 , larguero; 2 , pasadores retráctiles;^,?, travesaño

Fig. 105. Plataforma de protección: ], pasadores retráctiles; 3, embocaduras: 3, postigos

Fig. 106. Esquemas de la extracción:i, 2, 3, vasijas; 4, cuadro tirante; 5, cuadro de guiado

de excavación y los de la plataforma de descarga superiordel castillete.

Al usarse el método paralelo de excavación del pozo, el

cuadro tirante sirve también de plataforma protectora paralos obreros que están trabajando en el tajo. En este caso, elcuadro tirante va dotado de un entarimado (ver fig. 105).Para dar paso a las vasijas, la plataforma protectora llevaembocaduras con ensanches especiales; además, la plataforma tiene vanos para las bombas, orificios para los cañosde ventilación y de aire comprimido, un agujero para laplomada central y postigos para la escalera de salvamento.

Para la excavación de los pozos, la extracción puede serde un cable o de dos cables. En el primer caso se utiliza unamáquina de extracción de un tambor, y en el segundo, de dostambores. En caso de extracción monocable (fig. 106, a)

197



están trabajando las dos vasijas: mientras una se halla enmovimiento oídescargándose, la otra está cargándose en eltajo. Guando la extracción es de'dos cables (fig. 106. 6),las vasijas que funcionan son tres: dos en movim iento y una,cargándose en el tajo. El rendimiento de la extracción condos cables es de 20 a 50% superior al de la monocahle.

Métodos y esquemas de excavación del poso. De acuerdoa las propiedades de las rocas atravesadas y la afluencia deagua, la excavación de los pozos se efectúa con el métodocorriente o con métodos especiales.

Se llama corriente el método de excavación del pozo conextracción directa de la roca del tajo y entibación permanente de los tramos excavados, conjuntamente con un desagüepor bombas suspendidas. Este método se utiliza en terrenosfirmes, sin aflujo importante de agua.

Los métodos especiales se utilizan en condiciones mineras penibles: terrenos inconsistentes y muy acuíferos, comoasimismo en rocas firmes, pero con gran aflujo d e agua,cuya evacuación del tajo por ios medios usuales de|desagüeresulta imposible.

Con el método corriente, el pozo se excava desde la superficie hasta una profundidad de 3 ó 4 pisos; a medida^ delbeneficio de los pisos, el pozo se profundiza hasta los nivelessubyacentes.

La excavación de un pozo comporta tres tipos principales de trabajo: extracción de la roca, construcción del entibado permanente y armado del pozo.

De acuerdo a la secuencia de los trabajos de arranquey al modo de entibac ión, se utilizan los esquemas principalesde excavación de los pozos siguientes: en serie, paraleloy mixto.

Con el esquema de excavación en serle, el pozo se divideen tramos o secciones cuya altura depende de la clase defortificación (fig. 107, a). En cada sección (empezando porla superior) se efectúa primero la e xtracción de la roca , seguidamente se erige, de abajo arriba, la fortificación permanente en toda la altura del tramo. Una vez terminada lafortificació n del tramo, se inicia la extracción fde la rocaen el tramo siguiente, y así de seguida.

Con el esquema! paraie'o (fig. 107, 6), los trabajos deextracción de la roca y fortificación permanente se efectúanal mismo tiempo y en dos tramos contiguos. En el tramoinferior, separado del superior por una plataforma proteeto-

Fig. 107. Esquemas de excavación del pozo

ra sólida, se realizan los trabajos de extracción de la rocay de fortificación provisional. En el tramo superior y desde3.a plataforma de pro fun diz ad o» suspendida, se construyede abajo arriba la fortificación permanente.

Con el esquema mixto (fig. 107, c), en uno de los tramos,la fortificación permanente (suspendida, de hormigónarmado en segmentos prefabricados o de hormigón monolítico) se construye tras la extracción de la roca.

El esquema de excavación del pozo en serie es más sencillo, pero no brinda una velocidad de avance elevada. Lavelocidad de avance con el esquema paralelo es 30 a 35%superior a la del esquema en serie, y 20 a 25% superior ala del mixto. Para la excavación de pozos profundos (másde 200 ó 250 m) se utiliza más a menudo el esquema paralelo de los trabajos.

Los pozos de secc ión redonda son generalmente, armados

sólo después de su excavación, siendo fortificados con entibación permanente en toda la extensión. Si se erige en elpozo un entibad o de madera suspendido, el armado delpozo se realiza] simultáneamente con la entibación permanente; en caso de una entibación de cuadros o encastillado,los puntales divisorios y los travesaños se colocan al erigirseel entibado en tanto que el montaje de las guías y el armadode los compartimentos de escaleras son efectuados una vezterminada la fortificación del pozo entero.

Excavación de los pozos con el método corrleníe. En lascondiciones normales, los pozos se excavan por medio de

190



barrenos de voladura, realizándose las mismas operacionesdel ciclo de avance que durante el laboreo de galerías horizontales en terrenos semiduros y duros. Las particularidades del caso residen en que la excavación se efectúa de arribaabajo en una galería vertical. Por lo tanto varían las condiciones en que se han de realizar las operaciones de barrenado, carga y transporte de roca, como también las dedesagüe y entibación.

Durante la excavación de los pozos, los barrenos se taladran con martillos perforadores y con trenes de per foración .El número de perforadoras por tajo se determina, partiendode la sección del pozo, que se refiere a una perforadora(1,5 a 3 m2), o del volumen de los trabajos de barrenado y

la duración del ciclo destinado al barrenado. El número debarrenos en un tajo se calcula del mismo modo que en unagalería horizontal. En la práctica se adopta un promedio de1,5 a 2 barrenos por 1 m2 de área del tajo. La profundidadde los barrenos por lo general es de 1,5 a 2,5 m.

Los tipos de cortes (rozas) y los esquemas de disposiciónde los barrenos (plan de tiro) en los pozos de forma rectangular son casi análogos a los de las galerías horizontales.

En los pozos de forma redonda, los barrenos están dispuestos enf'círculos concéntricos circunscritos a partir delcentro del pozo con diferentes radios. La distancia entrelos círculos de disposición de los barrenos es de 0,6 a 1,1 m.Siendo normal el diámetro del barreno, la cantidad de barrenos ubicados en los círculos tiene! las siguientes relaciones:1 : 2 : 3 : 4, etc. Generalmente, los barrenos son taladradosdespués de la remoción completa de la masa rocosa abatiday del trazado denlos barrenos en el tajo . El trazado de losbarrenos se efectúa con ayuda de la plomada central y unaplantilla llamada radio móvil.

En las excavaciones rápidas se utiliza para el barrenadoel tren de perforación BYKC-Im (BUKS-lm) con cuatrobarrenadoras. El mando de la instalación es automático.

El aire comprimido es aportado al tajo por caños deacero suspendidos en el pozo con dos cables de 20 a 25 mmde diámetro, con ayuda de malacates de giro lento con unacapacidad de carga de 10 a 15 t. La extremidad de la conducción de aíre lleva montado un distribuidor de aire a cuyoracor se empalma una manguera de goma que suministraaire a las barrenadoras. Antes del cebado de los barrenos, lasmangueras son desconectadas y levantadas a una altura

2ÜÜ

prudente. El equipo de perforación también es izado haciaarriba.

Después de retirarse del tajo del pozo todos los laboreros ajenos a los trabajos con explosivos, se procede a bajarlos explosivos y cartuchos cebos. Los barrenos son cebadospor los dinamiteros y también por los laboreros que poseenla Libreta única de dinamitero. En calidad de explosivos seemplean las amonitas, la dinaftalita granulada y la dinamita. L os tiros son efectuados desde la superficie por métodoeléctrico. :Los barrenos de franqueo son volados por mediode electrodetonadores de acción instantánea, en tanto quelos barrenos auxiliares y los de destrozo lo son por mediode detonadores eléctricos de efecto retardado.

La aeración del tajo se realiza con ayuda de ventiladoresque impelen aire fresco por los caños (fig. 108). Los cañosele ventilación están suspendidos en el pozo con cables demalacates de giro lento.

Una vez aerado el tajo, el técnico de turno y el jefe decuadrilla inspeccionan el pozo y el equipo de avance, bajando lentamente en la vasija de extracción. Los trozos de rocaproyectados por la explosión son evacuados de la entibaciónprovisional y de los equipos, reparándose la entibación deteriorada. Simultáneamente se pone en acción la bomba deagotamiento.

La carga de la roca es la operación más laboriosa de entrelas labores de excavación de pozos, ocupando de 50 a 75%del tiempo que dura un ciclo de avance. Actualmente, ha sidototalmente mecanizada en las minas soviéticas. Para la cargade la roca se utilizan generalmente cargadores con cucharónde quijadas ligeros TII-2 (GP-2), KC-3 (KS~3) y otros, dehasta 1000 kg de peso y conjuntos especiales de hasta 44 t de

peso. Los cargadores neumáticos ligeros con cucharones dequijadas son similares en cuanto al diseño.El cargador neumático KC-3 (KS-3) se suspende en el,

cable del malacate neumático con mando a distancia, ubicadosobre la plataforma de protección. Este malacate opera laelevación del cargador a una altura prudente antes de lastareas de voladura, y la bajada del mismo al tajo para eltrabajo. El malacate es gobernado desde el tajo del pozo.

El ciclo de trabajo del cargador comporta las operacionessiguientes: agarre de roca por el cucharón de quijadas, iza-miento del cucharón por el elevador neumático hasta ía altura de la vasija, descarga de la roca en la vasija. La conduc-

201



Fig. 108. Esquema de ventilación del pozo:i, tubos de ventilación; 2, cable; 3, malacates; 4, abrazadera; 5, ventilador; 6',válvula de compuerta; 7, conducto de derivación; 8, castillete

ción del cargador por el tajo se efectúa con ayuda de imdispositivo de guiado , por dos o tres laboreros. El área de]tajo que corresponde a un cargador, es de 11 a 20 m2. Cuandotrabajan en el tajo dos cargadores neumáticos, la roca secarga en una o en dos vasijas.

Las características técnicas de los cargadores neumáticosde uso más difundido están referidas en la tabla 14.

Al usar los cargadores neumáticos FII-2 (GP-2) y KG-3(KS-3) , deben aprovecharse las vasijas con la capacidad nosuperior a los 3 m3, pues, siendo su capacidad mayor, reduceel rendimiento de los cargadores debido a la dificultad de las

202

Tabla 14-

!ndices

Tipo de cargador neumátic'.i

rn-2 (GP-2) KC-c¡ (KS-3)

Capacidad del cucharón de garras, en d i3 0,15 0,22Peso del cargador neumátic o, en kg . . Altura del carga dor neum ático con elevador neumático, en mm:

650 847

6690 6910

Diámetro del cucharón de garras, en mm:4240 4410

1230 1670960 í-324

Presión de aire compr imido, en at . . . 5—7 5—7Consumo de aire comprimido, en ms/minDuración (práctica) del ciclo de cucha

2,5 3,25

rada, en s ..................................'.................. 40 40Coeficiente de llenado del cucharón . . 1,28 1.6Rend imien to, en m3/ h ................................ 14 15

maniobras. El rendimiento de los cargadores neumáticos,teniend o en cuenta los gastos del tiempo empleado en eldescenso y preparación para el trabajo, suspensión de losanillos del entibado provisional y operaciones finales, soreduce en 20 a 25%. Los inconvenientes de estos cargadoresresiden en que ocupan gran número de obreros, con la disminución consiguiente del área de trabajo y el aumento delpeligro de traumatismos; una capacidad insuficiente deicucharón de quijadas y su rendimiento escaso, sobre todoal cargarse areniscas y rocas duras.

En estos últimos años han sido construidos muchos equi

pos nuevos: cucharones de quijadas pesados de 0,65 a i ,25 m3de capacidad, con conducciónj macanizada y gobierno desde3a plataforma de profundización; conjuntos de excavación2KC-1m (2KS“lm), KC2y/40 (KS2u/40), que permiten realizar una excavación rápida de los pozos según el esquemaparalelo, etc. Una particularidad característica de la mayoría de los conjuntos de excavación es la presencia de unescudo metálico de envoltura, unido a la plataforma detrabajo. El escudo cumple la misión de entibado provisional.

En la fig. 109 está representado el conjunto de equipoKC-1m (KS-lm). Consta de una plataforma de tensado 1 de

203



Fig. 109. Equipo excavador complejo KC-1m (KS-lm)

dos pisos rígidamente unidaa la envoltura metálica 2, unencofrado de hojas 3 , un anilloportador 4 con balcón para losobreros que efectúan el hormigonado, un cargador con cucharón de quijadas de 0,65 m3de capacidad, vasijas autodes-cargadoras de 3 m8 de capacidad y otros equipos. En el

piso superior de la plataformatensora van montados los gatos para el arriostramientode la envoltura de escudo,están dispuestos aparatos deseñalización y de alumbrado;en el p iso inferior se halla elsistema neumático para la alimentación de las barrenadorasy del cargador con aire comprimido. Los pisos inferior ysuperior están enlazados entresí por los enchufes de los tubos.

La cuchara de quijadas sedesplaza radialmente entre elcentro del pozo y sus paredes,y también circularmente respecto del eje del pozo, siendo

manejada por el maquinistadesde la cabina dispuesta bajola plataforma inferior.

La envoltura de escudo,de 21,35 m de altura, protegea los laboreros que están trabajando en el tajo, contra losdesprendimientos de roca.

El pozo se fortifi ca de arribaabajo con h ormigón de fraguado rápido aportado por doscolumnas de tubos.

204

Ejemplo. En los años 1963-64, con ayuda del conjunto de equino.KC-í m / 6,2 (KS-im /6,2) fueron establecidos los récords mundialesde velocidad en la excavación de pozos verticales: 290,5 m/mes,en la mina N° 29, y 390,1 m/mes en la mina «Proletárskaya-Profunda»(cuenca del Donets).

Sobre la base de los conjuntos de equipos KC~1m / 6,2 y KC-2y(KS-im/6,2 y KS-2u) ha sido construido un nuevo conjunto de equipo£1111-1 (DPP-l), valiéndose del cual la cuadrilla de avance deP. Kondratiuk excavó durante el mes de mayo de 1969, 401,3 m depozo, estableciendo un nuevo récord mundial.

Una cuadrilla de laboreros integrada por 75 hombres excavóel pozo de-ia mina No 17—17 bis (cuenca del Donets), con un diámetrolibre de 5,5 m, en esquistos y areniscas. La cuadrilla se componíade 6 grupos, un jefe de cuadrilla y dos mecánicos que atendían elequipo de excavación. Cuatro grupos de 9 hombres trabajaban 6 horasen la extracción de roca y la construcción del entibado de hormigón,repartiéndose del modo siguiente: un obrero en la carga de la roca,cinco en la entibación, dos en la plataforma. Dos grupos de 18 personascada uno trabajaban «sobre demanda»: perforaban y cebaban losbarrenos, realizaban las tareas de desescombro y limpieza del tajoy empalmaban las columnas de tubos. Los barrenos de 5 m de profundidad y 55 mm de diámetro, eran perforados con barrenadoras nP-24ji(PR-241). Los barrenos eran cebados con cartuchos de amonita pararocas duras No i de 45 mm de diámetro, con atacado de escoria granulada. La voladura de los barrenos era escalonada, con un retardo deun milisegundo en cuatro secciones.

Las rocas abatidas eran evacuadas durante 3 a 3,5 horas por uncucharón de quijadas KC-1m-1,25 (KS-lm-1,25) en vasijas autodescar-gadoras de 4,5 m3 de capacida d. Las vasijas eran izadas a la superficiepor dos máquinas de extracción de un cable, sin reenganche de lasvasijas. Los trabajos se realizaban de acuerdo a un gráfico de cadenciadeslizante y un esquema paralelo, o sea, realizándose simultáneamentela evacuación de la roca y la entibación. El hormigón era bajado pordos columnas de tubos de 150 mm de diámetro, con uniones de desempalme rápido; el aire comprimido era suministrado por tubos aligerados de polietileno de 150 mm de diámetro.

La velocidad media de profundización llegó a 13,37 m/día. Elrendimiento de un laborero era de 4,95 m3/turno, cifra que supera2,8 veces el rendimiento de un laborero en la mina «Buffelsfontain»

(RSA), donde en 1962 se excavó en un mes un pozo de 381,33 m.

Los índices récord obtenidos no constituyen un límite,sino que irán perfeccionándose merced a la utilización de equipos para taladrado múltiple de los barrenos, mecanizacióndel cebado de los barrenos, eliminación previa de las avenidasde agua, etc.

Los conjuntos de equipos KC2y/40 y 2KCy/40 (KS2u/40y 2KSu/40) han sido diseñados sobre la base del conjuntoKG-Im (KS-lm). Son utilizados para la excavación de pozoscon diámetros de 5,5 a 9 m y profundidad de 300 a 700 m,con o sin envoltura-escudo, con fortificación de hormigón

205



monolítico o entubados de hormigón armado. El rendimientotécnico de la carga de rocas disgregadas, con nn cucharón dequijadas del equipo K G-2y/40 (K S-2 u/4 0); es de 100a 130 m3/h. Para la excavación de pozos de más de 700 mde profundidad se utilizan los equipos KC-8, KC-9, KC-6(KS-8, ItS-9, KS-6), etc.

Cuando hay una afluencia de agua de hasta 3 a 8 m3/h,el agua es bombeada desde el tajo del pozo por medio de bombas de suspensión neumáticas a las vasijas de extraccióny evacuada a la superficie junto con la roca. Para el agotamiento de grandes cantidades de agua se utilizan bombascentrífugas eléctricas suspendidas, especialmente diseñadaspara la 'excavación de los pozos. Durante el desagüe, labomba se halla suspendida a una altura de 5 a 6 m sobre eltajo. Antes de efectuar la voladura de los barrenos, lasbombas son izadas hasta una altura suficiente para suseguridad (de 25 a 30 m).

El frente de ataque del pozo es iluminado por arañas conbombillas de incandescencia, suspendidas encima del tajocon ayuda de tornos de mano colocados en la plataforma deprotección. Antes del tiro de los barrenos, las arañas sonizadas hasta una distancia segura.

Los obreros bajan al fondo y suben a la superficie en.vasijas. En caso de avería en la extracción o falta de energíaeléctrica, para subir a los obreros del tajo a la superficie,se utilizan escaleras metálicas de salvamento suspendidas enel cable de los malacates especiales dotados de una fuentede alimentación independiente.

El orden de erección del entibado permanente está determinado por la clase de entibación adoptada, y el modo deexcavación del pozo (ver cap. IV, § 3). .

Los trabajos de excavación del pozo son realizados segúngráficos de cadencia del trabajo elaborados de antemano. Laduración de un ciclo se adopta de 24, 12 ó 6 horas. En laCig. 110 se reproduce un gráfico de organización de lostrabajos en la excavación de un pozo, con dos ciclos diarios(esquema paralelo de excavación del pozo).

La excavación de los pozos es realizada por cuadrillascomplejas de laboreros, cuya composición se determina,partiendo del volumen de los trabajos de excava ción, normasde producción y duración del ciclo.

En la Unión Soviética se están realizando grandes trabajos con miras de no sólo aumentar la velocidad de excava-

206

■ i r — ! i “ a s a

S: r

Cvi

c * jí 1

j J 1“ i £

P

á

O ,

8 js

li j ......

Pi \

<3i ú

t-V

1 1 t

1 f ! .......

§1 í

¡5 J - 91 \ \i i L

<NI r I Bi F ü

o

Cr>-=o -t-v-

i r i1

-ti <5 i

1a í E Sí - R

opp m i n ;

.c- 1 ¡ 1 1 i i -a-

-edo ap upiODJTijj c§8

3

i 1 1 <0 CNj OO ¡

O p e r a c i o n e s

| ó u b i d a

l ¡

b a j a d a

d e L o s

o b r e r o s

J V o l a d u r a

d e l o s b

a r r e n o s

y a e r a c i ó n

j

i o m a

d e m e d i d a s

d e

s e g u r i d a d

e n e l

p o z o y b a j a d a d e l e q u i p o

\ C a r g a

d e

¿ a

r o c a

j

B a j a d a

y s u s p e n s

i ó n

d e L o s a n i l l o s

d e l a

e n t i b a c i ó n

p r o v i s i o n a l

j

\ L o s t u t a j e

P e l a s

p a r e d e s

d e l p o z o )

B a r r e n a d o

¡

%

§

I

S

S I

S í

1

't

¡ S u b i d a

y

n a j a d a d e l o s

o b r e r o s

¡

¿ J e s r n o m a j e

r e t i r o

d e i o s a n i l l o s

d e

¿ a e n t i b a c i ó n

p r o v i s i o n a l

\ E n t i b a c i o n

p e r m a n e n t e

|

S a b i d a

q c e n t r a d o

d e

p l a t a -

f o r m a

' m ó v i l

F i g . 1 1 0 . G r á f i c o d o l a j o r g

a n i z a c i ó n

d e l o s t r a b a j o s

p a r a l a e x c a v a c i ó n d

e l p o z o

c o n

d o s c i c l o s

p o :



Este método (le profundización se practica muy raras«e-es a cansa de sos inconvenientes sustanciales: elevadasinvasiones, dificultades de agrimensura, extracción com-

^L a^ ro fou dí za ció ii de los.pozos en,sen tul o ascendente esfactible si el piso nuevo ha sido destapado ya por algunaotra labor- como ser un pozo de ventilación o de profundizan t e . La profundizaron en sentido ascendente es sim.ta ala Aca va ción de un contracielo de grandes dimensiones. La pro-r í n d i r S de los pozos se efectúa, por lo genera de arriba abajo y con ayuda del conjunto de equipo «Uglubka 1»(«Proíundización-1»); la velocidad de profundizacion de lospozos en sentido descendente es de 10 a 25m/mes, y en sentí-

do ascendente, 8 a 12 m/mes^ . „ f sExcavación tie posos cois métodos especiales. C n ^ ®floios acuíferos y desmoronabas, ia excavación de los pozosi practica con previa congelación delCeras firmes (con una afluencia de agua mayor de 10-30 m h),ioq uozos son excavados con taponado de las rocas. _

Excavación de pozos con taponado de las rocas. Se denomina■ t a o o n " l relleno artificial de los poros, oquedades y gne-

t a l e n las rocas que circundan el pozo, inyectando en e lasdistintos conglomerantes bajo una presión elevada / a ravfo da hoyos especiales. Pasado cié,:to ^ P « > ^ înyección , los conglomerantes se fragt . 3

imPS" s e ea el conglomerante aplicado, se distiûen^tresmodalidades de taponamiento: cementación, arcillado y

tu m m ac ión â ^ taponado de ias r0cas está representado

611 El taponado se efectúa desde la superficie , si las rocasacuíferas yacen a poca profundidad y tienen consideiable potencia y desde el tajo del pozo , cuando las mismas se hal an„ ™anTprofundidad o cuando existen varias capas acmfeiasde*poca potencia que alternan con capas potentes de rocas

ÍmPSi?Haponado es efectuado desde la superficie, los,lljaîos se inician, perforando agujeros con perfora^ oras rot^ V KÁ-2M-300, KAM-500, 3M<P (ZIF) y conEl diámetro de Jas perforaciones es deforaciones; se disponen en torno del- ^ o t sobre un^ cirferencia cuyo diámetro excede en 2 a 4 m ei diámetro ae

210

up-iooaicud 3p .w ¡}¿opnsvdf 'oposnd%

% ri

Ai,

ppssot j z oposodl

opDSvdj_ op vsvd g -oposod £

14 * 211

F i g .

1 1 2 .

E s q u e m a

d e l t a p o n a m i e n t o

d e

i a s

r o c a s :

a ,

d e s d e

l a

s u p e r f i c i e , p o r

t r a m o s

d e s c e r n i e n t e s ; b ,

d e s d e

l a

s u p e r f i c i e , p o r

v r a m o s

a s c e n d e n t e s ; o , d e s d e

e i

t a j o

p o z .



A I#/ i \

7 ; x

-m

Fig. 113. Cojín de taponado plano

Fig. 114. Cojín de taponado esférico

pozo en roca desnuda. La distancia entre las perforacioneses de 2 a 3 m. Las bocas de los hoyos se preparan para lainyección de la solución y se procede al taponamiento porsecciones separadas en sentido descendente o ascendente.

Guando el taponamiento se efectúa en sentido descendente, los trabajos de perforación y suministro de la solucióntaponadora se alternan.-Luego de perforarse un hoyo hastauna profundidad de 8 a 15 m, se suspende la perforacióny se procede a la inyección de la solución de taponamientoen el hoyo. Una vez fraguada la solución, se vuelve a perforar el hoyo, profundizándolo otros 8 a 15 m y taponandoel tramo perforado. Ambas operaciones se alternan hastaque el hoyo quede perforado y taponado en toda su profundidad.

Para el taponado en sentido ascendente, los hoyos seperforan directamente hasta la profundidad proyectada y setaponan por tramos de abajo arriba. La solución taponadora

se inyecta bajo una presión de 7 a 50 atmósferas, hasta lasaturación total de las rocas con la solución.La solución es aportada generalmente por las mismas bom

bas que se utilizan para el lavado de los hoyos durante laperforación. El taponamiento de las rocas desde el tajo seefectúa por zonas de 12 a 20 m de altura, en sentido descendente.

Antes de empezar la perforación de los hoyos, en el tajodel pozo se colocan cojines de taponado de hormigón paraprevenir el escape de la solución al tajo durante la inyección(figs. 113, 114). En calidad de cojín se deja ave ces una capade roca taponada anteriormente. En el cojín se montan caños

212

guías de un largo no inferior a 1,5 ó 2 ni, a través de loscuales se efectúa la perforación.

Las bocas de los hoyos se disponen sobre una circunferencia cuyo diám etro es inferior en 1 a 1,5 m al del pozo enroca desnuda. La distancia entre hoyos de 40 a 52 xnm dediámetro es de 1 a 1,6 m. Los tajos de las perforaciones sedisponen sobre un cír culo cuyo diámetro excede 1,5 a í, 7 niel del pozo excavado. La cementación de las rocas se practica, al excavar pozos en rocas firmes de grietas microscópicas,con un aflujo de agua mayor de 10 m3/h. La clase de cementoemple-ado no debe ser inferior a 300. Para el taponado derocas con grandes grietas y oquedades, y a fin de economizarel cemento de costo elevado, se emplean soluciones arcillosas o cemento-arcillosas. Al excavar pozos en rocas agrietadas, con intensa circulación de agua en las grietas, se practica la bituminación de las rocas mediante la inyección debetún fundido en hoyos. Después del taponado de las rocas,la excavación del pozo se lleva a cabo con el método corriente, colocando la entibación permanente en tramos de 3a 5 m, al aplicarse la bituminación , y de 10 a 20 m, alaplicarse la cementación y arcillado.

La excavación de los pozos con previa congelación de las rocas consiste en lo siguiente. En las rocas acuíferas que circundan el futuro pozo, se perforan hoyos hasta una profundidad que excede en 5 a 10 m la del pozo. En estos hoyos seintroducen las columnas congeladoras confeccionadas contubos metálicos cerrados por abajo, de 100 a 175 mm de diámetro. En cada columna se alojan dos tubos de 25 a 50 mmde diámetro, abiertos por abajo: uno de admisión y el otrode abducción.

En las columnas congeladoras se inyecta a presión porlos tubos de admisión, una solución de cloruro de calcio(CaCl2) enfriada hasta una temperatura de —25 a —35° C,o de c loruro de magnesio (MgCl.2) que, al recorrer la columnahacia el tub o abductor, entrega el frío a las rocas circundantes. Como resultado, el agua presente en las grietas y poros en torno de cada hoyo, se congela, formándose cilindrosde hielo y roca que paulatinamente van confundiéndosey formando un cilindro continuo alrededor del pozo. El pozopasa precisamente por el interior de ese cilindro.

Las perforaciones se disponen de modo que el cilindro dehielo y roca se halle más allá del círculo que forma el pozodurante la excavación. La distancia entre los hoyos sobre

213



ese círculo ss adopta de 1,0 a 1,1 m en rocas duras y de 0,8a 0,9 m en rocas flojas.

La salmuera fría es elaborada en una estación congelado-ra e impelida a las columnas de congelación por una bomba.El proceso de congelación es controlado por la temperaturade ía salmuera, tanto la aportada al boyo, como la evacuada de éste, y también midiendo las temperaturas en^hoyosespeciales de control perforados dentro de la sección delpozo y fuera de ella.

El tiempo necesario para la formación del cilindro deMolo y roca es de 30 a 40 días.

La alimentación de los hoyos de congelación con solucioncongeladora continua hasta terminar la excavación y lafortificación del pozo.

Al excavarse un pozo, la roca es arrancada con ayuda demart illos picadores o mediante barrenos y explosivos.^ Seadoptan barrenos cortos, con cargas reducidas de explosivo.

En calidad de entibación permanente se emplean generalmente el hormigón y la entibación metálica (entubamiento).

Terminada la excavación del pozo y su fortificación, seprocede a la descongelación del cilindro de hielo y roca,inyectando en las columnas congeladores salmuera calentadahasta una temperatura que excede en 25 a _30° G la temperatura natural de las rocas por descongelar. Una vez retiradaslas columnas congeladoras, los hoyos se rellenan con unasolución arcillosa o areno-arcillosa para prevenir el desmoronamiento de las rocas.

La velocida d media de avance por el método de congelaciónde las rocas es aproximadamente dé 30 m/mes; la mayorvelocidad ha sido alcanzada en la excavación del pozo JMs 8de la mina «Dorogobuzhskaia», totalizando 81 m/mes.

Excavación de pozos verticales por perforación. La excavación de pozos más eficaz es la que se hace por medio de instalaciones de" perforación especiales, que permiten mecanizar todas las operaciones de avance y prescindir totalmente de los obreros en el tajo. El gobierno de todos losmecanismos se efectúa desde la superficie. La perforaciónde los pozos se efectúa, arrancando la roca en toda la superficie del tajo (perforación rotativa o rotary) o medíanteun tajo circular, con extracción de núcleos o testigos deroca (perforación con corona sacatestigos).

La perforación rotary de los pozos se realiza con ayudade una instalación Y3TM~6,2 (UZTM-6,2). Esta instalación

214

se utiliza para la perforación de pozos de mina de 6,2 ro dediámetro y hasta 400 m de profundidad.

Pertenecen asimismo a las instalaciones deterioracióncon coronas sacatestigosl'los modelos yKB-3,6 y YKB-5(UKB-3,6 y UKB-5). ~

La perforación con tajo continuo de los pozos de mina sopractica las más de las veces en terrenos acuíferos blandose inestables, de dureza no superior a 4, y más raramente enrocas frágiles, propensas al desmoronamiento.

La instalación ¥3TM~6,2 (UZTM-6,2) ha sido concebidapara la perforación de pozos en dos o tres etapas: en la primera se perfora un pozo guía con un diámetro de 1200 mm hastaalcanzar la profundidad total del pozo de mina, y en la segunda se ensancha el pozo guía hasta el diámetro proyectadode 6200 mm. En rocas más duras se ha previsto una etapaintermedia, en que el pozo guía se ensancha hasta un diámetro de 3600 mm„

La instalación de perforación V3TM-6,2 (UZTM-6,2)(fig. 145) comporta el castillete 1, el pedestal 2, el tren deperforación (malacate de perforación 3, columna perforadora 4 y herramienta de perforación 5), dispositivos para la subida y bajada y el equipo para el manejo del lodo de perforación. La instalación se monta sobre la boca del pozo previamente excavada y provista de una entibación permanente.

El castillete de perforación se destina para la bajadadel equipo perforador junto con la columna perforadora y laherramienta de ataque. El castillete tiene dos grúas giratorias de consola 6 para armar y desarmar la columna perforadora, como también para armar las secciones de la entibación permanente del pozo.

La herramienta de ataque consiste en un trépano del tipoa rodillos para la perforación del pozo guía, y dos trépanosensanchadores 5 para el ensanche del pozo guía hasta losdiámetros de 3,6 y 6,2 m. La traslación de los ensanchadoresse efectúa sobre los carros 7.

La instalación de perforación es atendida por una cuadri-lia integrada por un maquinista, su auxiliar y tres obrerosperforadores.

Durante la perforación, el pozo se rellena completamentecon una soluc ión arcillosa cuyo peso espec ífico es de 1,2 a1,25. En el tajo, al mezclarse con los detritos de perforación,la solución lodosa forma una pulpa, que es bombeada hasta



Fig. 115. Instalación de perforación y3TM-6,2 (UZTM-6,2)

xin reposadero en la superficie. La solución arcillosa cumpleasimismo el papel de entibado provisional, ya que, alejercer presión interiormente sobre las paredes del pozo, lasprotege contra el derrumbe.

Una vez terminada la perforación del pozo y subida a lasuperficie la columna perforadora, se procede a fortificar elpozo con una entibación permanente impermeable, empleando los segmentos de entubado, anillos metálicos u hormigónarmado. Para el armado de la entibación, se colocaba proximidad del pozo nn fondo metálico o de hormigón armadosobre una plataforma especial. Sobre.el fondo se arman cuatro o cinco anillos de entibación. A continuación, el tramode entibación se superpone al pozo, se suspende, y una vez

retirada la plataforma, se baja en el pozo relleno con solución arcillosa. La bajada de la entibación en el pozo se efectúa a medida del empalme de sus paredes con cada secciónde cuatro anillos. Después de la inmersión de la entibaciónhasta la profundidad total del pozo se procede al taponamien“

_del espacio circular entre las paredes del pozo y elcilindro de entibación permanente.

En la región de Lvo v-Vo lín, la velocidad media de perforación con el equipo Y3TM -6,2 (UZTM -6,2) llegó a34,2, m/mes. La fábrica Uralmash ha construido equiposy3TM-7,5 (UZTM-7,5) para perforar pozos de 7,5 m dediámetro y de hasta 550 m de profundidad, y y3TM-8,75(UZTM-8,75) para perforar pozos de 8,75 m de diámetroy 800 m de profundidad.

Si la perforación del pozo es con^extraccíón de testigos,el ataque de la roca se efectúa sobre el anillo exterior, dejándose en la parte central del tajo un núcleo de roca, el cual,luego de ser recortado es elevado junto con el trépano a la

superficie.Para perforar pozos de 5 m de’Miámetro y de hasta 700 mde profundidad en^rocas en^dureza 12, ha sido creado c]equipo perforador YKB-5y (UKB~5u).

§ 7. Recorte del anchurón de enganche y excavaciónde las cámaras

Se llaman recorte del anchurón de enganche las laboresmineras realizadas para el empalme del pozo de mina con elanchurón de enganche. Si el pozo tiene una sección rectangular, la anchura del anchurón de enganche en el empalme



¿-i. 7~w>

Fig. 116. Kecorte del anchurón de enganche en rocas firmes al entibarse el pozo con hormigón

deberá ser igual al laclo más largo del pozo, y si el pozo tieneuna forma redonda, igual a su diámetro. La altura máximadel empalme la determina la condición de poder descargarcómodamente materiales de dimensiones largas (carriles,vigas, tubos, madera, et c.); en caso de una bóveda de hormigón, la altura es de 4,5 a 6 m. Esta altura va disminuyendo paulatinamente en una distancia de 6 a 12 m, hastallegar a las dimensiones normales de una galería horizontal.

Los anchurones de enganche son fortificados, sobre untramo no inferior a 10 m del lugar de la conexión con el pozo,con una entibación a prueba de fuego, por razones de seguridad contra el incendio. La conexión del pozo con el anchu-

rón de enganche puede ser unilateral o bilateral. El modode recorte del anchurón de enganche se elige de acuerdo a ladureza y la firmeza de las rocas, a la forma de la seccióndel pozo y alfmaterial de entibación.

En rocas firmes, al armarse la entibación del pozo, sedejan sin entibar las rocas en el tramo del empalme del pozocon el anchurón. El foso colector del pozo se tapa con unaplataforma. En la parte no fortific ada del pozo se perforanbarrenos cortos y se hace volar la roca con cebos reducidos.De acuerdo a la altura de la conexión, el tajo se divide endos o tres gradas o escalones (fig. 116, a) y se ejecuta una

218

V:":.

3-B

Fig. 147. Crucero del anchurón de enganche en rocas poco firmes:i a 5, orden de la extracción sucesiva y de la colocación del entibado

entibación provisional. Los escalones superiores están adelantados en 1 a 1,5 m respecto de los inferiores. Después deavanzar 12 a 15 m, el frente de ataque se detiene y se coloca,la entibación permanente en dirección al pozo (fig. 116, b). A continu ación se practica un recorte similar en el ladoopuesto (fig. 116, c), j

En terreno fallado o inconsistente, el recorte del anchurón de enganche se efectúa por tajos independientes. Con esefin se excavan a lo largo de toda la conexión dos galeríaslaterales de 1,5 a 1,8 m de ancho y 2 m de altura (fig. 117).El lado exterior de cada galería se fortifica con un entibadopermanente de hormigón, en tanto que el techo y el ladointerior son entibados en forma provisional. Después deexcavar la primera capa, se excava la segunda, se prolonganlas paredes laterales de la fortificación de hormigón y seguidamente se procede al saneado y hormigonado deí techo.

El pilar de roca que ha quedado en el centro de la exca

vación es eliminado una vez ejecutada la fortificación portodo el contorno y fraguado el hormigón.

Las cámaras del anchurón de enganche de hasta 15 ma desección son excavadas del mismo modo que las galerías horizontales; si la secc ión es mayor, se practica un . tajo m últiple, dividido en dos o tres gradas horizontales o los tajosindependientes. Las cámaras y las tolvas dosificadorassuelen excavarse al principio como contracielos, que, a continuación, son ensanchados en sentido descendente, hastaadquirir las dimensiones proyectadas para la sección delas cámaras.



inclinado, la altura del nivel se mide en el plano del estrato (altura inclinada del nivel).

En la práctica minera, 'la altura de uu nivel se adopta de30 a 75 u 80 m y mis. A medida que aumenta Ja altura delnivel-, se reducen los gastos relacionados con las labores doacceso o preparatorias, el trazado y equipamiento de iosanchurones de enganche, reduciéndose también, como regia,las pérdidas de mineral por disminuir el volumen especificode los pilares de protección de galerías y pilares de corona.Sin embargo, el aumento de la altura del piso vuelve máscomplicadas las labores de preparación y de extracción de laroca abatida (por ser más complicado el suministro de losmateriales y equipos, excavación y reparaciones de loscontracielos, traslación del personal).

De un modo general, el arranque del mineral se llevaa cabo simultáneamente en un solo nivel. El orden- de laboreode los niveles puede ser descendente, o sea, partiendo delnivel superior hacia los inferiores, y ascendente, o sea, yendodel piso inferior hacia los superiores. En la enorme mayoríade los casos se practica el orden descendente para el laboreo de los pisos, puesto que el mismo permite iniciar másrápidamente las labores de arranque con inversiones menores.

En rumbo, el nivel se divide en secciones de laboreoo bloques. En altura, la dimensión del bloque coincide coiila altura del piso; en rumbo, el bloque está limitado por loscontracielos o los planos verticales convencionales.

Con respecto al rumbo, se distinguen las explotacioneso laboreos en avance y en retirada. En la explotación en avance, el laboreo de los bloques se efectúa, partiendo del pozo deextracción en dirección a los límites del campo minero; en laexplotación en retirada, el arranque progresa desde los confines del campo minero hacia el pozo de extracción. Es posible asimismo una explotación combinada, cuando los bloquesson despilados en sentidos encontrados. Con algunos métodosde explotación es posible un laboreo simultáneo de los bloques en toda la longitud del campo minero. La elección delsentido del arranque (en avance o en retirada) depende demuchos factores (ver p. 4 del cap. V).

Para un piso particular, el destape, la preparación y ellaboreo se realizan consecutivamente, pero, dentro c!e uncampo minero, estas etapas de la explotación suelen efectuarse paralelamente.

Las reservas de mineral en un yacimiento se subdividengeneralmente en comprobadas, preparadas y listas para ellaboreo.

Las reservas comprobadas son las que han sido socavadasmediante una cortavcta o un socavón; las reservas preparadas son las que contiene un p iso, una vez excavadas lasgalerías del nivel u horizonte de fondo y los contracielosque dividen el piso en bloques.

Una vez excavadas en el bloque todas las galerías di'acceso y de?’recorte (de subdivisión) imprescindibles para iniciar el laboreo, las reservas se consideran lisias para laexplotación.

Para un trabajo ininterrumpido de la mina es necesarioque los trabajos de destape estén adelantados con respectoa los de la preparación, y ésta se adelante a la laborjde extracción. La magnitud de las reservas preparadas y las listaspara la explotación se establece en función, de la orientacióngeológica de los cuerpos mineralizados y debe asegurar elfuncionamiento de la mina durante un tiempo determinado:atendiendo a las reservas preparadas, de 8 a 36 meses, y a Jasreservas listas para la extracción, de 3 a 12 meses.

En adelante, disponiendo de las reservas preparadas y listas para la extracción, es necesario organizar los trabajos demodo que se mantenga la magnitud de esas reservas. Paraello es necesario que el tiempo de destape del piso inferiorsea igual al tiempo de preparación del piso inmediatamentesuperior, debiendo el tiempo de preparación corresponder altiempo de extracción. Pero en realidad, el piso puede serlaborado más rápidamente (por aumento del rendimiento,o por ser las reservas de mineral menores que las estimadas).La preparación, en cambio, puede dilatarse por aumentarla afluencia de agua, por ser mayor la dureza de las rocasu otras causas imprevistas. Por lo tanto, durante la planificación, es necesario adoptar el tiempo de preparación delpiso íp menor que el tiempo de extracción text y el tiempode acceso tac menor que el tiempo de preparación.

La relación 4xt-/¿p se llama coeficiente de adelanto de la preparación respecto de la labor de extracción, y la relación

coeficiente de adelanto del acceso respecto de la preparación.

El valor de estos coeficientes se adopta de 1,1 a 1,5 ó2 y depende del grado de exploración del yacimiento y laconstancia de sus elementos de yacimiento.



el carácter de las rocas encajantes. Á veces convíeníe máscorrer con un aumento de pérdida dei mineral, antes queadmitir la agregación de ganga lo que empeora netamentela calidad de la mena y complica su tratamiento ulterior.

4. Aseguramiento de la capacidad de produ cción asignadaa la mina.

Esta condición se cumple eligiendo un método de explo tación de alto rendimiento, organizando correctamente el trabajo y obteniendo una elevada productividad de trabajo delos mineros. En cuanto a la capacidad de producción anualde la mina, esta cuestión se resuelve antes de empezarla construcción de la mina, durante el período de elaboración delproyecto»

Uno de los métodos más difundidos para determinar lacapacidad de pro ducción anual de la mina con arreglo a lasposibilidades del yacim iento, consiste en lo siguiente. En basea la experiencia en la explotación de yacimientos particulares, se determina el descenso anual medio del horizonte deexplotación por la vertical, para toda el área mineralizadaV (m). Esta magnitud depende de la potencia del cuerpo mineralizado, dimensiones del campo minero, método de explotación adoptado, número de niveles explotados simultáneamente y algunos otros factores más. En la práctica, suvalor oscila entre 10 y 60 m. Adoptando los valores correspondientes del coeficiente de extracción kext y coeficiente deempobrecimiento i?, la capacidad de producción anual de lamina se determina por la fórmula

A = t/afio, (58)

donde S es el área mineralizada de los yacimientos, en m2;7 , peso volumétrico del mineral, en t/m3.

El tiempo de existencia de la mina, T , puede determinarse, conociendo la capacidad de producción de la mina y susreservas explotables P , por la fórmula

t = a P( í - R ) * a5 os- (59)

En la fórmula (59), la expresión indica la cantidad1 — K de toneladas de masa mineral extraída a lo largo de todo elperíodo de explotación de la mina. Es de señalar que la capacidad de producción anual o el tiempo de existencia de la

226

mina inciden en el precio de costo de la extracción, El aumento de la capacidad de producción de la mina (reducción, deltiempo de su existencia) conduce, por una parte, al aumentode las inversiones (para excavar el pozo de mina,, construirlos edificios de superficie, etc.), y por ía otraf aminora losgastos de explotación (para el desagüe de mina, ventilación,etc.). De esta suerte, es posible establecer el rendimientoóptim o para cada ¿'■ acimiento en que la suma de las invers iones y de los gastos de explotación será la mínima. Este rendimiento se llama económicamente rentable, obteniéndosepara cada tonelada de mineral el precio de costo mínimo,siendo iguales los demás factores.

En el proceso de explotación del yacimiento va mejoran

do la organización del trabajo, se introducen máquinas y mecanismos de rendimiento más elevado, se perfeccionan losmétodos de explotació n, aumenta la capacidad de producciónanual de la mina. Por lo tanto, al elaborar el proyecto deuna mina, es necesario tener eventualmente en cuenta o bienlas reservas de productividad dei trabajo, o bien la posibilidad de reconstrucción de la mina (mayor rendimiento de laextracción y del transporte).

§ 3. Métodos de destape de los yacimientos

El destape de los yacimientos se realiza mediante la excavación de galerías de acceso principales y auxiliares.

lias galerías íde acceso príncípales¿(pozos y socavones),se abren directamente desde la superficie; las auxiliares com-prenden Ja s corta vetas y las galerías, calicatas y pozos deventilación, posos ciegos y otras excavaciones que sirvenpara el destape de sectores particulares del cuerpo minerali

zado, la ventilación, etc.De acuerdo a la clase de las galerías principales, los modos de acceso se dividen en destape por socavón, por pozo'demina (vertical e inclinado) y combinado. En la eleccióndel modo de destape y disposición de las labores de accesoprincipales, influye en gran medida, aparte del relieve delterreno, elementos de yacimiento geológico y otros factores,el desplazamiento de las rocas encajantes a consecuencia dela extracción del mineral»

Las rocas que circundan el macizo mineral arriba y porlos costados, una ves extraído el mineral, empiezan a desmoronarse en las oquedades formadas. Este hundimiento

15* 227



Fig. 121. Destape por pozo vertical: 2, pozo de mina; 2, cortaveía; s, galería; 4, límite de la zona cíe dislocación; 5, poso'auxil iar; 6, pilar de seguridad

Al practicarse el destape por pozo de mina vertical (fig. 121),éste se sitúa fuera de l^ o n a de desplazamiento, en el yacente o en el pendiente del y acim iento . A partir del pozo seexcavan en cada nivel cortavetas, y desde éstos, galerías enmineral o estériles hasta los pozos auxiliares situados en losflancos del yacimiento, también fuera de la zona de desplazamiento de las rocas.

Sí el pozo se excava en las rocas del yacente del yacimiento (fig. 121, a), la longitud total de las cortavetas esmenor que cuando el pozo se excava en el pendiente (fig. 121,b). Además, el destape del primer nivel requiere menos tiempo y gastos, pudiéndose iniciar la extracción del mineral también antes. Por tal motivo, el destape por pozo verticaldel lado del pendiente se practica sólo cuando es imposibledisponer el pozo en el yacente (relieve desfavorable delterreno, terrenos acuíferos o inconsistentes).

La disposición lateral del pozo de extracción no ha obtenido amplia difusión, ya que el aumento del volumen de lostransportes subterráneos en 1,5 a 1,8 vez que esa ubicaciónorigina, no queda compensadoJpor los gastos de destapemenores (se requiere un solo pozo auxiliar).

Si el ángulo de buzamiento del cuerpo mineralizado es

230

a

Fig. 122. Destape por poso inclinado:1, pozo de mina; 2, coríaveta; s. galería; 4, límite de la zona de dislocación

pequeño, se practica el destape por un pozo vertical que

atraviesa el yacimiento (fig-. 121, e). Hay veces en que estamodalidad es la única posible (poca pendiente del cuerpomineralizado y dimensiones horizontales considerables delyacimiento). Las pérdidas de mineral en eí pilar de seguridadque es necesario dejar en este caso, constituye una desventa

ja sustancial de este modo de destape. Las reservas relativasde mineral en el pilar aumentan, al reducirse las dimensiones del yacimiento en rumbo, al reducirse la firmeza de lasrocas encajantes y aumentar la profundidad del yacimiento.

En caso de destape por pozo inclinado, éste se ejecuta bienen las rocas del yacente, bien directamente en el criadero(fig. 122). En el primer caso (fig. 122, a), partiendo del pozohasta el criadero, se trazan cortavetas de poca longitud (de40 a 60 m), y de éstos, galerías en mineral o estériles. Si eldestape se practica directamente en el criadero, las galeríasse abren directamente desde el pozo de mina (fig. 122, b). Una longitud menor de los cortavetas de acceso o la ausencia total de éstos, es la ventaja principal de este método en

comparación con el destape por pozo vertical. Cuanto menores el ángulo de buzamiento del cuerpo mineralizado (de 10a 35°), tanto más conveniente es la abertura de los pozosinclinados para el destape. La excavación de los pozos inclinados en combinación con el acarreo por transportadorespuede resultar rentable económicamente aún en caso de unfuerte buzamiento de los cuerpos mineralizados. Ultimamente, la zona de difusión de los pozos inclinados para eldestape! va siendo ampliada continuamente . El acceso porpozos inclinados se practica, por ejemplo, en la mina Artem(cuenca de Krivoi Rog). Este método de acceso se empleaasimismo en las minas de bauxita de Severouralsk y en

231



algunas otras minas soviéticas. El destape por pozo inclinadoexcavado en el yacimiento permite prescindir de las cortave-tas, reduciéndose así el tiempo requerido para el destape.

Además, el costo de la excavación del pozo es menor por elhecho de extraerse mineral durante la excavación. Sinembargo, la necesidad de dejar el pilar de seguridad limitael campo de aplicación de este método a cuerpos mineralizadosde potencia muy reducida al par de una profundidad relativamente pequeña del yacimiento.

El destape por socavón se practica en regiones montañosas, donde el mismo puede disponerse más abajo que elcriadero o parte de éste.

El acceso por socavón presenta una serie de ventajas

frente al acceso por pozos verticales e inclinados:1) transporte del mineral más cómodo y más barato por

el socavón, posibilidad de prescindir de los transbordes delmineral y de los dispositivos destinados a ese fin (cámaras dedosificadores, tolvas, cámaras de volcadores, etc.); posibilidad de utilizar transporte automóvil subterráneo;

2) costo de excavación de i m de socavón más reducidoen comparación con el pozo; desagüe más sencillo (ausenciade instalaciones de desagüe);

3) costo de las instalaciones de superficie junto a labocamina más reducido, por prescindirse del castillete, edificio de superficie y máquina de extracción.

Debido a las ventajas enumeradas, resulta más económica la apertura de socavones de varios kilómetros de largo(hasta de 4 a 8 km). Con respecto al cuerpo mineralizado,el socavón puede ser orientado en dirección o a través del mismo. En el primer caso, el socavón es excavado ya sea totalmente en mineral (si el criadero aflora a la superficie),

ya sea en mineral y en ganga. A veces el socavón es excavadoparalelamente al cuerpo mineralizado, abriéndose cortave-tas entre el socav ón y el macizo mineral. Al destaparse varios niveles, a veces se excavan socavones en cada nivel. Eneste caso, el mineral de los pisos superiores es bajado hastael socavón inferior por chimeneas maestras de mineral.

En caso de ser considerable la longitud de los socavones,su laboreo en cada nivel acarrea grandes inversiones, de ahíque se excava sólo el socavón inferior, efectuándose el destape de los pisos superiores por medio de un contracielo maestro (fig. 123). Este contracielo tiene compartimentos de evacuación del mineral, de ventilación y circulación, como tam-

Fig. 123. Destape por socavón con contracielo maestro:

i , socavón; 2 , contracielo maestro; 3, cortaveta; 4, galería; 5, calicata de ventilación

•i

bién compartimentos para la subida de materiales y equipos. Guando la capacidad de producción es elevada o son.numerosos los niveles, se abren varios contracielos {2 z 4),de los que unos se destinan sólo para la evacuación demineral y otros, para el descenso y ascenso de gente ymateriales.

Métodos de destape combinados. Cuando la profundidad delyacimiento es considerable o son inconstantes los elementosposícionales en las partes superior o inferior del mismo, unsolo método de acceso no proporciona el rendimiento, ni laeconomía necesarios. Por esta razón se utilizan métodos diferentes para el destape de las partes superior e inferior delyacimiento.

Los métodos de acceso combinados se muestran en lafig. 124.

Un criadero situado a gran profundidad puede ser destapado por un pozo vertical 1 desde la superficie y pozos ciegos verticales 2 en la profundidad (destape escalonado); estamodalidad se ilustra en la fig. 124, a. La profundidad máxima de cada pozo puede llegar a 1000 ó 1500 m y estásupeditada a las posibilidades del equipo de extracción. Eldestape escalonado proporciona un aumento del rendimientode la extracción y una reducción de la longitud de las corta-vetas de nivel. El inconveniente de este método reside en lanecesidad de instalar en condiciones subterráneas, dispositivos adicionales para la extracció n y el transbordo de mineralde un. pozo a otro»

233



El acceso por socavón, en combinación con un pozo ciegovertical está representado en la fig. 124, b. En este caso sedestapa mediante un socavón la parte superior de criadero,destapándose la inferior mediante un pozo. Si las condicionesson propicias (yacimiento poco inclinado), se puede abrirdesde el socavón un pozo inclinado (señalado con trazos).

Orden de destape de los niveles y elección del punto inicial de la galería de acceso. Generalmente, el pozo de mina seexcava directamente hasta la profundidad de varios niveles(hasta 400—600 m), y aún a la profundidad total del cuerpomineralizado. El destape consecutivo de cada nivel es conveniente sólo en caso de una velocidad de excavación reducidao un amplio plazo de explotación de un nivel.

La conexión del pozo con el criadero se practica por lo

común en cada piso, de modo a proporcionar las condicionesmás favorables para el transporte de mineral, circulació n delpersonal y aeración de las galerías. Pero a veces, las galeríasde acceso entre el pozo y el criadero se abren a través devarios pisos, es decir, que se practica el destape por gruposde cortavetas.

Para enlazar los pisos entre si, a proximidad del cuerpomineralizado (o en el mineral) se abren galerías verticaleso inclinadas. El acceso por cortavetas agrupadas permitereducir las inversiones y, al fin de cuentas, reducir elprecio de costo de 1 1 de mineral. El máx imo efecto económico resultante del método de cortavetas agrupadas, se obtiene

234

Fig. 425. Destape de un yacimiento de fuerte buzamiento por gruposde cortavetas

en caso de reservas reducidas de mineral en un piso, sobretodo, si el pozo se halla a gran distancia del yacimientoy el piso tiene una altura insignificante.

El destape de un yacimiento de fuerte buzamiento porgrupos de cortavetas se ilustra en la fig. 125. La cortaveta 1 permite atender tres pisos. El mineral del primer y segundopisos es bajado por el contracielo (chimenea de mineral) 3 enlazado por cortavetas cortas con las galerías de transporte 4 .Hasta el pendiente se excavan en mineral recortes 5. Guandoel cuerpo mineralizado tiene un gran buzamiento y el mineral es bajado en un piso, este contracielo se excava confrecuencia en el mineral mismo.

La cortaveta 2 permite el acceso a cuatro pisos, uno delos cuales se halla más abajo que esta cortaveta. Desde los

niveles superiores, el acceso a los cuales es asegurado poresta cortaveta, el mineral es evacuado por el contracielovertical 6 que también comunica con las galerías de nivelespor medio de cortavetas cortas. Desde el nivel inferior,cuyas reservas han sido exploradas más tarde, el minerales elevado por el pozo ciego 7„

Los coladeros o chimeneas .de mineral de longitu d reducida (de 30 a 40 m) pueden ser equipados con compartimentos de ventilación y de escaleras, como también con uncompartimento para subir y bajar materiales. Cuando elmineral ha de recorrer una distancia mayor, resulta másconveniente excavar contracielos especiales para materiales

235



y para circulación y dotarlos de una pequeña instalaciónde extracción. El costo de extracción del mineral por pozosciegos es considerablemente mayor que su bajada por coladeros, de ahí que sean de menos uso.

Los coladeros de mineral llegan a tener en ocasionesuna longitud de 300 a 400 m y más. Con semejante longitudde chimeneas de mineral es necesario adoptar medidas parareducir la velocidad de descenso del mineral, practicandocon ese fin coladeros quebrados o escalonados. En los coladeros escalonados, las chimeneas cortas que lo integranestán decaladas unas respecto de otras; en los lugares dedecalaje se instalan malacates de cuchara de arrastre.

La orientación de la boca del pozo o del socavón respecto

de la dirección del cuerpo mineralizado se determina, teniendo en cuenta los factores locales (ubicación de la planta deenriquecimiento, existencia de distintas construcciones enla superficie), la seguridad de las labores mineras, losgastos de transporte subterráneo y de superficie, gastos deacarreo de materiales al lugar de trabajo, etc. Así, la bocadel socavón o del pozo debe disponerse en lugares dondeno haya peligro de inundación, la explanada junto a la bocadel socavón debe asegurar la disposición en ella de distintasinstalaciones de superficie necesarias y tener vías de accesocómodas»

Al elegir el punto de ubicación del pozo, es necesarioprocurar que sean mínimos los gastos relacionados con eltransporte subterráneo. Para reducir al mínimo el trabajodel transporte subterráneo, el pozo de mina debe disponerseen un plano que sea perpendicular al rumbo del yacimientoy que divida las reservas explotables en partes iguales.

La elección del método de destape por lo general no pre

senta dificultades, si el yacimiento está constituido por unsolo cuerpo mineralizado con orientación geológica regular.El problema se complica en caso del destape de varioscuerpos mineralizados formando un conjunto, pues lavariante de destape de cada cuerpo mineralizado debe completarse con los métodos de destape de los cuerpos mineralizados por una galería común.

En todos los casos en que resulta dificultosa la elecciónde un solo método de destape entre varias versiones técnicamente posibles, la elección definitiva queda determinadaluego de un estudio tecno-economico comparativo de esasversiones.

í 4 Preparación del yacimiento para las laborescíe arranque

A las labores preparatorias pertenecen las galerías detransporte y los recortes que dividen él yacimiento en niveles, como también los contracielos que dividen el nivel enbloques a extraer. Forman un grupo particular las galerías

; de recorte (tajos de subdivisión) excavadas dentro de losbloques. A ellos pertenecen las galerías de subnivel que

S dividen el 'nivel en tramos o campos de explotación; laslabores del horizonte de fragmentación secundaria y acarreo(cámaras de machaqueo, galerías .de traillado, etc.); las

í labores del horizonte de descalce o socavación (galerías,

recortes); chimeneas de mineral (alcancías), pozos tolavas,conexiones de ventilación, etc.El esquema de preparación del nivel principal (de trans-

j porte) está supeditado a los elementos de yacimiento delI cuerpo mineralizado, a las propiedades físico-mecánicas de

las rocas, modo de transporte de mineral adoptado, como• también al método de explotación elegido. Uno de los¡ factores principales que determina la preparación del hori-| zonte principal, es la potencia del yacimiento.¡ En los cuerpos, mineral izados delgados y de potenciaI mediana, con fuerte buzamiento, por lo general se limita| al laboreo de una sola galería excavada en mineral, dispo-1- niéndola en la parte media del espesor del criadero, o des-} plazándola hacia el yacente o el pendiente del criadero;i en la mayoría de los casos, la galería se abre por el contacto j con el yacente del criadero (galería de contorno ) (fig . 126. a).¡ . Estos esquemas de preparación son. aplicables para un j cuerpo mineral izado de hasta 10 ó 20 m de potencia.

En los criaderos muy potentes, con una sola galería detransporte se hape dificultoso el transporte del mineral desdetodos los tramos del bloque de explotación, por lo tantobien se abren varias galerías, bien se trazan a partir de lagalería de transporte, excavada a lo largo del yacente,recortes de transporte espaciados de 15 a 50 m entre sí(fig. .126, b). En este último caso, la galería de transportese excav a muchas veces en rocas encajantes (fig. 126, c).Si la capacidad de producción es elevada, las galerías detransporte se disponen tanto del lado del yacente como dellado del pendiente (fig. 126, d). El aumento del volumende los trabajos preparatorios queda compensado en este

237



caso por un rendimiento más alto del [transporto subterráneo.

La elección entre los esquemas b y c (íig. 126), o sea,entre las labores preparatorias en mineral y en rocas enca jantes, es determinada por las propiedades físico-mecánicasdel mineral y de las rocas encajantes, por el esquema deventilación adoptado (central o diagonal) y el sentido dellaboreo (en avance o en retirada). Al practicarse la explotación en avance, con una disposición central del pozo principal y el de ventilación, para asegurar las condiciones normales de aeración, la galería superior (galería de ventilación)debe mantenerse durante todo el período de explotación

del piso. Por tanto, la galería de transporte debe trazarseen rocas encajantes, más allá de la zona de desplazamientode las rocas, porque durante el beneficio del piso subyacente,la galería de transporte habrá de cumplir la misión de galería de ventilación.

^Adoptando la disposición lateral de los pozos de ventilación y la explotación en avance, la supresión de la galeríade ventilación en los tramos de los bloques ya explotadosno altera la ventilación, de ahí que, a la par de las laborespreparatorias en rocas encajantes sea posible también ellaboreo en mineral. Sn el caso de la explotación en retiraday si el pozo de ventilación se halla situado en el centro del

238

yacimiento, es posible tanto el laboreo en mineral como enrocas encajantes; en el caso de una disposición lateral delpozo de ventilación, se hacen necesarias las labores preparatorias en rocas circundantes. Por consiguiente, las laborespreparatorias fuera del cuerpo mineralizado pueden practicarse independientemente del esquema de ventilación y elsentido de las labores de extracción, en tanto que el laboreoen mineral es posible sólo bajo determinadas condiciones.

Las labores preparatorias en rocas encajantes permiten,además, réducir la cantidad de mineral en los pilares entre-pisos abandonados, reducir los gastos de reparación delentibado en la galería de transporte, excavar ésta en línearecta aún cuando sean sinuosos los contornos del cuerpo

mineralizado. Por estas razones, pese a su costo más elevado,las labores preparatorias en rocas encajantes son de usomás frecuente, especialmente en cuerpos mineralizadospotentes y muy potentes*

^La disposición de los contracielos laterales queda determinada por la de las galerías del nivel principal y eJ deventilación, ya que los contracielos comunican estos "nivelesentre sí.

Requisitos necesarios para la preparación del criadero*

El costo del mineral obtenido durante las labores preparatorias es considerablemente superior al de la explotación.Por tanto, la reducción del volumen de los trabajos preparatorios en todos los casos es conveniente siempre que noempeore tal o cual labor de extracción.

Las más de las veces, el volumen específico de los traba jos preparatorios es determinado por la cantidad de mineralcorrespondiente a 1 m de longitud de las labores preparatorias. El valor inverso de este índice, aumentado 1000 veces,se denomina coeficiente de preparación e indica la cantidadde metros de labores preparatorias, correspondientes a 1000 tde las reservas listas para la explotación. Este índice notiene en cuenta la sección de las galerías, de ahí que elvolumen específico de los trabajos preparatorios sea determinado a veces como la relación, en porcentaje, entre elvolumen de las labores preparatorias y el volumen delbloque.

De acuerdo al método de explotación, el volumen espe~cífico de las labores preparatorias varía entre amplios límites (de 3 a 15 ó 20%). A igualdad de método, el volumen



clei criadero, aumentando con la disminución de ésta. Apartede la exigencia de mi volumen mínimo de trabajos, el método de preparación adoptado debe proporcionar la seguridadde la labor de extracción y de la circulación del personal,una buena ventilación, pérdidas mínimas de mineral en iospilares, posibilidad de su despilamiento oportuno, etc.

§ 5. Labores de arranque o de explotación

Cualquiera que sea el método de explotación, el procesogeneral de labores de arranque se puede dividir en las operaciones de producción siguientes: arranque del mineral, o sea,separación de éste del macizo; arrastre o acarreo, es decir,

traslado del mineral arrancado hasta las galerías de transporte, constituyendo parte de esta operación la evacuacióno descarga del mineral; sostenimiento del espacio ya explo

tado. . i «. i iEl costo del labor de extracción constituye, dentro dei

precio de costo total del mineral, de 40 a 60 % .-En algunasoperaciones mineras particulares, el costo del arranque vanay depende de las propiedades físico-mecánicas del mineraly de las rocas encajantes, como también del método de exp lotación. En mineral y rocas encajantes duras y firmes, elsostenimiento de la zona ya explotada se practica por mediode pilares de mineral provisionales, por tanto son insigniti-cantes los gastos vinculados con esa operación, m i e n t ra s queel arranque del mineral en estas condiciones presenta dincultades y su costo representa hasta 80 ó 90% de los gastostotales del laboreo. En minerales y rocas de caja desmoronadles, más de la mitad del costo corresponde al sostenimiento de la zona explotada.

Arranque del mineral. En las explotaciones mineras, eimétodo de arranque más difundido es con empleo de barrenado y explosivos. En formaciones blandas, el arranque sepractica con ayuda de martillos picadores, máquinas rozadoras y rozadoras cargadoras universales (máquinas combinadas); raramente se utiliza el arranque hidráulico deimineral.

Se distinguen tres modalidades de arranque con barrenado y explosivos: por barrenos, por perforaciones o barrenosprofundos y por cámaras de mina. La eficacia del arranquecon explosivos (por barrenos cortos o barrenos profundos)se caracteriza por los Indices siguientes:

240

1) productividad de trabajo del perforador en un turno,expresada en metros cúbicos o toneladas de masa rocosaarrancada por medio de barrenos cortos o profundos perforados durante un turno;

2) calidad de fragmentación del mineral, que se determina por la proporción de los «sobretamaños» (el rendimientoen sobretamaños se determina en tanto por ciento e índicael volumen total de los trozos cuyas dimensiones excedenlas admisibles, en relación al volumen total de la masarocosa arrancada);

3) precisión del arranque, que es determinada por e)■ empobrecimiento del mineral o por las pérdidas de éste.(las pérdidas de mineral dependen también de otros proceros de la explotación, como asimismo de los elementos deyacimiento del cuerpo mineralizado). Las más de las veces,.el factor determinante es el modo de arranque: cuanto más«corta es la carga explosiva y menor su diámetro, tanto menor<es el em pobrecimiento y las pérdidas de mineral con que*es posible explotar el yacimiento.

Un índic e característico de la e ficacia del laboreo porbarrenos y explosivos son los gastos de barrenado y voladurapor 1 m8 de masa rocosa (contando los gastos para la fragmentación secundaria).

El método de franqueo por barrenos presenta una seriede desventajas: escasa productividad de trabajo de los obreros perforadores; consumo elevado de explosivos; granproducción de polvo durante el barrenado. No obstante,las ventajas de este método, que residen en la buena calidadde fragmentación del mineral, la posibilidad de seguirexactamente los contornos del cuerpo mineralizado y porende llevar a cabo la "explotación con pérdidas y empobrecimiento mínimos, un efecto sísmico insignificante al volarsecargas de explosivo pequeñas, no permiten desechar totalmente este método.

El método de arranque por barrenos resulta convenienteen la explotación de los criaderos filonianos, especialmentecuando se trata de menas valiosas. Este método es el únicoposible cuando la voladura simultánea de fuertes cargas deexplosivo es inadmisible (por ejemplo, en los métodos deexplotación con entibación, para evitar el deterioro delentibado).

De acuerdo a la profundidad de los barrenos se distingueel franqueo por barrenos cortos (profundidad de 1 a 2 m),

Í6—01021 241



medianos (profundidad de 2 a 4 m) y profundos o perforaciones a la barra (profundidad mayor de 4 ó 5 m)0

Los índices del arranque por barrenos varían en funciónde la dureza del mineral, potencia del cuerpo mineralizado,diámetro y profundidad de los agujeros de voladura, entrelos límites siguientes:

Rendimiento en masa rocosa por I mde barreno, en m3 . . . . . . . . o de 0,3 a 1,5Consumo específico de explosivo, enkg/m3 . . . . . . . . . . . . . o de 0,7 a í s8Rendimien to en sobretamaños, en % de 0,0 a 10

Por sus índices, el arranque por barrenos perforados conbarras se aproxima al arranque por agujeros profundos.

El arranque por agujeros profundos es el método mas

difundido en la explotación de yacimientos de gran potencia.Este método asegura una alta productividad de trabajo delos obreros barrenadores, una escasa producción de polvo*es más seguro por encontrarse los obreros en galerías de sección reducida. Los inconvenientes estriban en una abun-dante producción de sobretamaños, lo cual requiere unafragmentación secundaria; un fuerte efecto sísmico queprovoca deterioros de la entibación en las galerías; unempobrecimiento (pérdidas) considerable del mineral debidoa la imposibilidad de seguir, con las perforaciones, lassinuosidades del cuerpo mineralizado.

Se distingue el arranque por capas o rebanadas verticales, horizontales y más raramente inclinadas. Los barrenos profundos se disponen en una rebanada en paralelo o en abanico.

El arranque de rebanadas verticales con barrenos profundos paralelos se ilustra en la fig. 127, a. Los taladrosverticales 1 son perforados desde los recortes (o galerías)

de barrenado 2 , excavados desde las galerías (o recortes) .$» Se practican conexiones entre las galerías y los contracielos. Al efectuarse la vola dura de los barrenos por rebanadas, elmineral arrancado cae por la gravedad en las alcancías 4 y a contunuación, llega por las chimeneas 5 al horizonte deacarreo.

En la fig. 127, b se ilustra el franqueo de las rebanadashorizontales por barrenos profundos paralelos»

Los barrenos horizontales 1 son perforados desde losrecortes de barrenado (o galerías) 2, excavados partiendode los contracielos 3. El arranque es efectuado consecutiva-

242

Fig. 127. Arranque de las rebanadas verticales (a) y horizontales (5)por barrenos paralelos

mente, yendo de la rebanada inferior hacia la superior.La sección de las galerías de barrenado depende de lasdimensiones de los equipos de perforación. El espesor de larebanada arrancada m y la distancia entre barrenos en lafila a dependen de la dureza del mineral, diámetro de lostaxadros, potencia del explosivo empleado y está comprendido entre 2 y 6 m.

La elección entre el franqueo por rebanadas verticalesy horizontales queda determinada por las propiedades físico-mecánicas de las rocas, el carácter de los contactos y loselementos de yacimiento del cuerpo mineralizado, comoasimismo por el equipo utilizado. Así, en presencia de unaestratificación horizontal, es conveniente la orientaciónvertical de los barrenos, y para una estratificación vertical,la orientación adecuada de los barrenos es la horizontal»Si dentro de un bloque de explotación varía, el ángulo debuzamiento del cuerpo mineralizado, permaneciendo relativamente constantes la potencia y la dirección, es conveniente la disposición h orizontal de los barrenos; si es variableel rumbo y constante el buzamiento, se impone el franqueopor rebanadas verticales.

La disposición de los barrenos en abanico en una rebanada vertical se muestra en la fig. 128, a. Los barrenos

16* 243



Fig. 128. Disposición de los barrenos en abanico y en haz

profundos 1 son perforados desde las galerías de barrenado 2+ El espesor m de la rebanada y la distancia a entre los extremos de los taladros (según la perpendicular bajada desdeel extremo de un barreno corto sobre tino vecino, más largo)-dependen de los mismos factores que en el caso del franqueopor. barrenos paralelos. Siendo la disposición de los barrenos en abanico

a = (1—1.2) m.

Si el arranque se practica por rebanadas horizontales,,los barrenos profundos son perforados desde las cámaras de

barrenado excavadas partiendo de los contracielos. Comparado eon el arranque por barrenos paralelos, la disposiciónen abanico de los mismos presenta una serie de ventajas:un volumen menor de las galerías de barrenado, lo cualdisminuye los gastos para su excavación, reduce el volumende los trabajos en caso de arranque por barrenos cortosy, como consecuencia, reduce la generación de polvo; mejores condiciones de trabajo para los perforadores debido a lareducción de los trabajos relacionados con el traslado deltren de perforación y la preparación del puesto de trabajo(desescombro, saneado del tajo, etc.); condiciones de trabajo más seguras, ya que el tren perforador permanece en

244

el lugar de trabajo un tiempo más prolongado, hecho quepermite su mejor manutención.

Con la disposición en abanico, la profandidacT total delos barrenos en una rebanada es de 1,7 a 2 veces mayor quecon la paralela. Por tanto, la disposición en abanico esconveniente, si los gastos adicionales de barrenado se compensan por la economía obtenida en la excavación de lasgalerías de barrenado. Con el logro de grandes velocidadesde perforación (y por ende, del costo reducido de í m deperforación), la disposición de los barrenos en abanico hacobrado gran difusión.

Además de la dispos ición paralela y en abanico , se practica la disposición de los barrenos <eis Ihaz (fig. ¿28, b).

En este caso, desde la cámara de barrenado 2 excavadaa partir del contracielo 3, se perforan bajo distintos ángulosrespecto del horizonte, varios abanicos de agujeros profundos 1. La distancia entre las extremidades de los agujerosque integran los abanicos contiguos b (según la perpendicular) se adopta generalmente igual a la distancia entre lasextremidades de los agujeros en el abanico a. La disposiciónde los agujeros en haz permite efectuar desde una sola cámara el barrenado de un gran macizo de mineral, pero el metra je esp ecí fico de perforac ión resulta 1,5 vez mayor que con

De un modo aproximado, la profundidad total del con jun to de barrenos en abanico puede determinarse por lafórmula

= (80)

donde A y B son respectivamente el largo y el ancho de larebanada por barrenar (fig. 128, a);

a, distancia entre los extremos de los agujeros(según la perpendicular).

La longitud total de los agujeros en el haz, siendo a — b, se determina por la fórmula (fig.

, 3A B C Lh : a 2 ?

donde A , £ , C, son las dimensiones lineales del sector barrenado desde la cámara.

Con la disposición paralela, cada agujero se rellena conexplosivo casi en su totalidad (dejando un trecho de 1,5a 2 m de la boca para el atacado). El coeficiente total de



carga de los barrenos dispuestos en abanico debe ser de0,5 a 0,6. Esto se consigue cargando respectivamente cadatres agujeros contiguos, a fondo, basta la mitad y en untercio de su longitud.,.

Para la disposición' en haz, el coeficiente total de cargade los agujeros con explosivo es de 0,4. Para cumplir estacondición, es necesario cebar a fondo 1/16 parte de todoslos agujeros del haz, 3/16 partes hasta tres cuartos de sulongitud, 5/16 hasta la mitad y 4/2 parte hasta un cuartode profundidad desde el frente de ataque. A la vez, es necesario tratar de distribuir uniformemente la carga explosivaen el macizo, cebando en primer término los barrenos quecortan el tramo volado del macizo»

Cuando se conoce el consumo específico de explosivopara el arranque primario, la distancia entre los agujeros(entre las extremidades de éstos), siempre que estén distribuidos uniformemente en el macizo (m a — h), puededeterminarse por las fórmulas: para la disposición paralela

ñon en abanico

(83)

m en haz

(64)

siendo p, la capacidad de explosivo en 1 m de agujero,en kg;

a, el coeficiente de carga de los agujeros con explosivo (a = 1 con la disposición paralela; a ~ 0,6con la de abanico; a — 0,4 con la de haz);

q7 el consumo específico de explosivo, en kg/m8.El arranque del mineral por barrenos profundos se

caracteriza por los índices que van referidos a continuación:

Productividad de trabajo del perforador, t/íumo . . . de 100 a

Rendimiento en mineral por 1 m de barreno, en m8 de 5 a 20Consumo específico de explosivo, en k g /t ................. de 0,1 a

0,35Rend imien to en sobretamaños , en % » » » * » * . de 10 a 40

246

El arranque por cámaras de mina tiene actualmente pocadifusión, pues este método se caracteriza por su gran volumen de labores de trazado que requieren el franqueo porbarrenos cortos y por una gran producción de sobretamañosque dificultan la evacuación del mineral arrancado.

El método de cámaras de mina es conveniente en casode minerales fácilmente fragmentadles, al practicarse elmétodo de derrumbe de grandes macizos ele mineral o hundimiento de l:ás rocas del pendiente o del yacente en el espacioya explotado. Este método se practica para la extracciónde los pilares (con frecuencia, en combinación con barrenosprofundos ); en este caso para las «cámaras de mina , seaprovechan las galerías excavadas anteriormente en lospilares.

Fragmentación secundaria del mineral . La producción desobretamaños está determinada por las propiedades físico-mecánicas del mineral, el modo de arranque adoptado y lasdimensiones de los trozos admisibles para la carga en vagonetas. En la mayoría de las minas, la granulosidad aceptableestá comprendida entre 300 y 500 mm, oscilando la producción de sobretamaños entre Í0 y 50%. El aumento deltrozo admitido hasta 700 ó 1000 mm al emplearse vagonesde gran capacidad de carga y perfeccionarse los métodosde acarreo, permite disminuir bruscamente la proporciónde los sobretamaños, reducir el volumen de la fragmentaciónsecundaria y, por ende, aumentar la productividad detrabajo de los obreros ocupados en las labores de arranque.

La fragmentación secundaria del mineral se efectúa enlos niveles de cribado y de traillado.

El esquema de las galerías dej nivel de cribado estárepresentado en la fig. 129. El mineral 1 arrancado por laexplosión, llega a través de alcancías 2 y chimeneas demineral 3 a la cámara de machaqueo 4. que comunica conla galería del nivel de cribado 5. La cámara de machaqueotiene una altura de 2 a 2,5 m y una anchura de 2 a 3 m.La galería 5 une varias cámaras y sirve para la circulacióndel personal y el acarreo de materiales. La cámara de macha-queo se comunica con la galería de transporte 6 y coladerode mineral 7. La desembocadura del coladero de mineralestá atravesada por una criba 8. En calidad de barrotes decriba se utilizan carriles, vigas doble T, tubos, etc. Ladistancia entre barrotes corresponde a la dimensión deltrozo admitido.



8 7

Fig. 129. Esquema de las labores en el nivel de barrotes de cribado

Los trozos de mineral pequeños, aportados a la criba,pasan entre los barrotes y van a parar a la vagoneta a travésde la boca de descarga P, colocada en la parte inferior delcoladero de mineral. Los trozos que no han pasado por lacriba son fragmentados por rompedoras mecánicas o a mano.

En el proceso de evacuación del mineral, en la gargantade la alcancía (en el lugar de su conexión con la chimenea)se forman con frecuencia «tapones», es decir, que trozos demineral quedan suspendidos de modo a formar una bóveda(fig. 129, a). Esas suspensiones son eliminadas bien evacuando mineral de las eMmeneas vecinas* bien haciendoexplotar una carga explosiva de 2 a 5 kg de peso, introducidaen la chimenea mediante una pértiga de 3 a 4 m. de largo.

Desde la cámara de machaqueo se excava una conexión10, que a veces se considera como parte inferior de la chimenea» Su longitud (de 1,5 a 2 m) debe ser tal que sobrela criba quede un paso libre de una anchura no inferiora 0,5 m. La longitud de la propia chimenea (desde el piso

de la cámara hasta la tolva) es de 3 a 5 m. En una chimenea: larga es más dif ícil eliminar las suspensiones de mineral;\ sí la chimenea es corta, el pilar 11 sobre la cámara de macha-: queo resulta inestable y se desmorona prematuramente.I La chimenea tiene una sección de 4,5 a 4 m2, y el coladeroí de mineral, de 1 a 2 m2.'\ El esquema de un nivel de trafilado está ilustrado en la! fig, 130. El mineral procedente de las tolvas i llega a través

de las chimeneas de mineral 2 a la galería de traillado 3 \ donde está instalado un malacate de cuchara de arrastre 4.

El piso de la galería de traillado se halla al nivel del techo! del recorte de transporte 5. El lugar de conexión de esas

galerías se halla cerrado por una plataforma 6 provista; de una ventana de descarga.

Las dimensiones de las chimeneas de mineral y tolvasi' son las mismas que en los niveles de cribado, y la sección

j; de las galerías de traillado es de 2 X 2 ó 2 X 2,2 m. Al iri: desplazándose la cuchara de arrastre por la galería, vai; arrastrando mineral y acarreándolo hasta la ventana de!• carga, a través de la cual llega a la vagoneta. Las suspen

siones de mineral en las chimeneas se eliminan de un modo• similar al del nivel de cribado.í Los trozos volum inosos de mineral son fragmentados; sobre el piso de la galería por medio de cargas aplicadas de

explosivo. En las cámaras de cribado se instalan rompepie-dras neumáticos. Ha entrado en la etapa de aplicación prác-

I tica la fragmentación de los sobretamaños con ayuda de latermita, corrientes de alta frecuencia, chorro de agua lanzado a impulsos bajo altísimas presiones (hasta 30 mil at).

i: En razón a un menor volumen de las labores preparativasy de trazado, a condiciones de trabajo más seguras de los

f mineros y otras ventajas, los niveles de trail lado se practicancon más frecuencia que los niveles de cribado. A veces, lafragmentación secundaria del mineral se lleva a cabo a pro-

í ximidad del frente de arranque o sobre el piso del nivel detransporte (en caso de la carga a máquina).

Acarreo de m inera l1). Se llama acarreo el transporte delmineral desde el lugar de su arranque hasta las galerías detransporte. El acarreo comporta las operaciones de carga

• *) La diferencia entre los términos «acarreo» , «arrastre» y «trans- j porte» es forzosamente con ven cio nal aquí, ya que en espa ñol son¡ prácticamente sinónimos. En ruso, empero, la diferencia es neta,

según se puede apreciar en el texto. (N. del T.)

249



Fig. 130. Esquema del nivel de traillado (a) y vista general de lagalería de traillado (&)

del mineral (en el vehículo de acarreo) y la evacuación delmismo. Se distinguen los modos de acarreo siguientes: polla gravedad; por cucharas de arrastre; por transportadores;por vagonetas autopropulsadas; por máquinas cargad oí asacarreadoras.

Muchas veces, dentro de un mismo método de explotación , se practican distintos modos de acarreo en diferentes

combinaciones. En las explotaciones de yacimientos pocoinclinados, el acarreo se efectúa simultáneamente con eltransporte, ya que el mineral es cargado en los vehículosde transporte directamente en el tajo.

El acarreo por la gravedad es el de mayor rendimiento,de ahí que se practique, en tanto elemento componente,casi en todos los métodos de explotación de criaderos defuerte buzamiento. El acarreo por la gravedad requiere unángulo de buzamiento del cuerpo mineralizado no inferiora 45 ó 50°. El mineral va desplazándose directamente porla franja de arranque, por las chimeneas de mineral o porcaños metálicos. Después de recorrer la franja de arranque,el mineral llega a través de tolvas y alcancías-coladeros

cortos, directamente a los dispositivos de carga (buzones,alimentadores vibratorios, etc.), o bien hasta los nivelesintermedios de transporte y de fragmentación secundaria.El diámetro de una tolva receptora en su parte superiores de 4 a 12 m,-

E1 esquema de una compuerta de buzón de doble sectorestá representado en la fig. 131. El buzón consta de unfondo 1, compuertas 2 que se abren en el momento de cargarse la vagoneta, movidas por los cilindros hidráulicos 7 (a veces, a mano), bordes 8 , delantera 4 batiente 5 y cuadro 6 .

El fondo soporta grandes cargas y suele confeccionarsecon madera revestida con chapas de hierro de 10 a 25 mmde espesor. En buzones de gran capacidad, el fondo estáconstituido por carriles empotrados en hormigón. Sufrenasimismo un gran desgaste la delantera y la batiente, causapor la cual se las confecciona con carriles u hormigón armado,reforzándose las *batientes de madera con f lejes de acero.

Las compuertas más difundidas son las de sector (radial,

de arco), de garras y de cadenas.Los buzones con compuertas de sector (fig. 131) se distinguen por su construcción simple y funcionamiento seguroy tienen amplio uso en la evacuación de minerales congranulosidad de hasta 300 ó 400 mm.

La compuerta de garras (fig. 132) se utiliza para minerales en grandes trozos y consta de cinco a siete garras o dedos1 montados sobre un eje común 2. Los dedos son confeccionados con carriles. Al tensarse el cable 3, los dedos se levantan.Si al bajar la compuerta un dedo queda atrancado por untrozo de mineral, los demás dedos pueden bajar librementehasta el fondo, cerrando eljpaso al mineral.

251



Fig. 134. Alimentador vibratorio liHTPH (NIGRI)

fig. 134 está representado un alimentador vibratorio diseña- ,v ?° r. Institut0 de Investigación Científica de Minería(Krivoi Rog). El órgano portador 2 del alimentador constade varias secciones metálicas a modo de bandejas, fija dascon ayuda de amortiguadores (omitidos en el esquema) sobreel bastidor de apoyo 8. A partir del motor 5 alojado en elnicho o, se transmiten al órgano portador, por intermediode un vibrador 7, movimientos oscilatorios dirigidos (hastavanos cientos por minuto) con una amplitud de oscilación

254

de 3 a 8 mm. El ángulo de inclinación de la bandeja respecto-del horizonte ss de 6 a 8°. El alimentador está protegidoen el canto y los flancos por una artesa de hormigón arma-do 3, que recibe el mineral proveniente de una alcancía 1 desección aumentada» A lo largo de toda la galería de transportadores se escava una trinchera 4 para el acceso a losconjuntos principales del alimentador» El polvo mineraly los gases explosivos son evacuados a través de un respiradero 9 .

Otro mecanismo de acarreo y carga de mineral, de elevadorendimiento y buenas perspectivas, es la instalación deacarreo y carga «La Siberiana» diseñada por el Institutode Minería de la Academia de Ciencias (Filial Siberiana)de la URSS. La instalación comporta una bandeja-alimen-

tador que transporta y carga el mineral en las vagonetaspor la acción de oscilaciones vibratorias dirigidas. El rasgodistintivo de «La Siberiana» reside en la sencillez de suconstrucción, la seguridad de su funcionamiento y gastosde montaje reducidos»

La mayoría de las construcciones de los alimentadorespermite efectuar la carga de mineral en trozos de hasta1000 mm. El uso de alimentadores vibratorios y oscilantespermite mejorar la evacuación del mineral desde ios cola-deros, reduciéndose los gastos de mano de obra en esa operación. Su rendimiento es de 300 a 900 t/h.

Además, han sido construidos alimentadores de cadenay de bandejas que están pasando la etapa de pruebas enescala industrial. La evacuación de mineral con ayuda dealimentadores resulta conveniente sólo en caso de un servicio largo de la instalación vibratoria,; sin desmontajes dela misma»

El acarreo po r cucharas de arrastre se practica ampliamen

te al explotarse minerales duros. La construcción de lainstalación de traillado y la estructura del nivel respectivohan sido examinadas anteriormente. Esquemas de trailladoparticulares serán referidos más abajo., ai examinarse lossistemas de explotación.

El acarreo po r transportadores se efectúa por transporta»dores de cinta, de bandejas y de rastras. Está difundido en lasexplotaciones de criaderos poco inclinados; en cuerposmineralizados de fuerte buzamiento, el acarreo portransportadores se practica en pisos intermedios (de acumulación).



Las cintas transportadoras se utilizan para minerales entrozos relativamente pequeños no abrasivos. Se está tratandode utilizar transportadores de cadenas y rastras especialespara el acarreo de mineral en trozos grandes, con el fin desustituir el acarreo por cucharas de arrastre en los nivelesde traillado. En comparación con el acarreo por cucharas,los transportadores permiten aumentar el rendimiento. Lasconstrucciones de los transportadores de cinta y de bandejashan sido examinadas en el cap. Ili.

El acarreo por vagonetas (vagones) automotrices se practicaen las explotaciones de criaderos poco inclinados o en galerías especiales excavadas en criaderos de gran buzamiento,hasta los coladeros de mineral.

El vagón autopropuisor de trole y cable de 20 t seutiliza para el acarreo de la masa rocosa desde el frente dearranque hasta el punto de transbordo. El vagón tiene 8 mde largo, 2a8 m de ancho y 2 m de alto. En el fondo delvagón va montado un transportador de rastras. Durantela carga del vagón, el transportador se pone en movimientoy el mineral se va distribuyendo uniformemente en el interior del vehículo. Para la descarga, se pone en acción eltransportador, y el mineral es evacuado por la extremidaddel vagón a una chimenea de mineral o una vagoneta de minacomún situada más abajo que el nivel de las galerías recorridas por los vagones autopropulsores. La alimentación delos motores eléctricos se efectúa a partir del hilo de contactoo por medio de un cable que va enrollándose o desenrollándose de un tambor al moverse el vagón. La velocidad delvagón es de 8 a 10 km/h, su tiempo de descarga, 80 s. Siendola longitud de acarreo de 150 a 200 m, el rendimiento delvagón será de 500 a 600 t por turno.

En los niveles de acarreo intermedios se utilizan vagonesautopropulsores con una capacidad de carga de 5 a 10 t.En el extranjero se fabrican vagones volquetes autopropulsores sin transportadores, de descarga rápida.

Para la carga de los vagones autopropulsores se empleanmáquinas similares a las utilizadas en el laboreo de galerías(ver cap. IV),

Con una longitud de acarreo de 100 a 150 m es convenienteutilizar máquinas cargadoras acarreadoras. En la fig. 135está representada una cargadora-acarreadora IIflB-2(PDV-2), que realiza las operaciones de carga, acarreoy descarga de mineral. El órgano cargador actúa según

256

TS-V v: X '

|

Fig. 135. Cargadora-acarreadora neumática n#B-2 (PDV-2)

el principio de «agarre desde arriba». El mineral va cargándose sobre un transportador de rastras de fondo. La descargase efectúa por el extremo de la vagoneta, una vez accionadoel transportador. Las dimensiones reducidas (largo 3,1 m,altura en posición de trabajo 1,8 m) y el radio corto de giro(de 2 a 3 m) permiten utilizar esta máquina en galerías desección reducida y con curvas en ángulo recto. La velocidadde traslación de la máquina es de 5 km/h, su rendimientoen carga y acarreo a una distancia de 50 m es de 9 m3/h.En la mina de Dzhezkazgán, con una longitud de acarreode 150 m, el rendimiento de la máquina cargadora-acarreadora (PDN-3D) con una caja de 6 m3 de capacidad,llegó a 300 t por turno.

La finalidad principal del sostenimiento del espacio ya explotado es crear condiciones de trabajo seguras para losmineros. La firmeza de las rocas encajantes es el factorfundamental de la estabilidad del espacio explotado. Se conocen casos de cámaras beneficiadas cuyo volumen llegaa miles de metros cúbicos, donde no se han observado desmoronamientos durante siglos. No obstante, la tecnologíade arranque propiamente dicha determina en mucho laestabilidad de la zona beneficiada. A continuación se refieren los factores que influyen en la estabilidad de las menasy las rocas de caja y que dependen del método de explotaciónadoptado.

i 7—0 i 021 257



también desde abajo, sin peligro de derrumbe y aún excavargalerías sin entibarlas. El relleno fraguable permite efectuarla labor de arranque sin dejar pilares. Los componentesprincipales del relleno fraguable son las escorias granuladasde alto horno, los desechos de las plantas de enriquecimiento,los fangos de nefelina, etc., con adición de un 13 a 15%de un agente activador (cemento portland, yeso). La resistencia del material de relleno a la compresión 6 mesesdespués de colocado, es de 100 a 300 kgf/cm2.

La mezcla fraguable preparada para el relleno es transportada a los bloques de mina por cañerías a partir demáquinas mezcladoras situadas en la superficie o en unnivel intermedio subterráneo. El desplazamiento del material se opera por efecto de la presión originada por el pesodel propio material de relleno presente en las cañeríasverticales.

El sostenimiento del espacio agotado por medio delentibado es uno de los métodos más difundidos.

Algunas de las modalidades de entibación para galeríashorizontales y verticales se aplican también para entibar elhueco explota do. Así, la entibación apuntalada se practicaal explotarse cuerpos mineralizados de potencia relativamente reducida (con una anchura de la franja de arranquede hasta 3 m). En algunos métodos de explotación (conhundimiento por rebanadas, por pilares) se utilizan cuadros de entibo incompletos. Tiene asimismo gran difusiónla entibación por peínos colgantes o de anclaje.

Más abajo serán examinadas las clases de entibacióncaracterísticas sobre todo para las franjas de arranque deamplias dimensiones.

Las llaves de madera se utilizan en presencia de unaalta presión de los terrenos, en cuerpos mineralizados depoco buzamiento. Las llaves de madera están constituidaspor filas horizontales en rollizos o maderos de escuadría.En cada fila se colocan por lo menos dos (según sea la presión de roca) rollizos o vigas de escuadría. La altura de lallave, por razones de estabilidad, no debe exceder su anchura más de 4 veces. Gomo la presión está orientada en sentidotransversal respecto de las fibras de la madera, el entibadode la llave de madera (especialmente siendo de madera enrollos) es compresible. La distancia entre las llaves demadera está supeditada a la magnitud de la presión de laroca.

260

t Para la entib ación de franjas de arranque de hasta 10;[ ó 12 m de ancho se util iza la entibadura cuadricular o encas

tillado (marcos cuadrados), que comporta tres elementos:un puntal, un codal transversal (cumbrera) y un larguero,

j El puntal se coloca vertica lmente; el codal, en el sent ido: del espesor horizontal del estrato, y el larguero, según el

| rumbo. Los elementos del encastillado son confeccionadoscon vigas, o, más frecuentemente, con rollizos, en razóna su costo menor. El diámetro de los maderos es de 25a 30 cm, én ocasiones hasta 40 cm. El largo de los puntaleses de 2,2 a 2,5 m, el de los codales y largueros, de 1,5 a 2 m.

Muchas veces, para mayor estabilidad, los huecos entrelos elementos del entibado son colmados con material de

relleno.

i § 6. C lasificación de los métodos de explotaciónsubterránea

i Se llama método de exp lotación de un yacimiento (o partede éste), el orden de excavación de las galerías preparatorias

l o de acceso, de trazado o subdivisión y de arranque, coordi-f nado en tiempo y espacio, y la tecnología de la labor de

arranque aplicada.La gran variedad en las condiciones de yacimiento de

los criaderos ha promovido numerosos métodos diferentesde explotación.

Para facilitar el estudio y la elección de los métodos deexplotación, éstos han sido agrupados en clases determinadas, atendiendo a sus caracteres de similitud.

En el presente manual, los métodos serán examinadosen conformidad con la clasificación propuesta por el miem

bro correspondiente de la Academia de Ciencias ele laURSS, M. Agoshkov, introduciéndose algunas modificaciones en el orden y la denominación de los grupos (tabla 15).

De acuerdo a esta clasificación, todos los métodos deexplotación están divididos en VIII clases. Se ha tomado porbase de la clasificación el estado de la franja de arranqueen el período de la explotación. Este índice permite agrupartodos los sistemas de explotación en clases similares tantopor sus características constructivas, como por las condiciones de su aplicación. Dentro de cada clase se destacanlos grupos de métodos de explotación. Los índices de subdivisión de los sistemas en grupos son diferentes para cada

281



Fig. 136. Explotación por testeros escalonados con entibación aountalada simple F

al volumen de la producción. Su peso específico en la producción de minerales en la Unión Soviética alcanza un 30%.

Para practicar los métodos por excavaciones no entibadas, es condición imprescindible una firmeza (estabilidad)suficiente de los minerales y de las rocas encajantes.

Los métodos de explotación de rebajes (o escalonados)y los de frente largo tienen muy poca difusión en la práctica.

Se llama método de explotación por testeros el método deexcavación no entibada en que la extracción de un bloquese lleva a cabo por testeros de techo plano en alza, o sea,

de abajo arriba, con utilización de una entibación apuntalada simple para la circulación de la gente y confección detableros de trabajo (andamios colgantes). Allí donde lasrocas encajantes no son bastante firmes, la entibaciónapuntalada sostiene las exfoliaciones y rocas descolgadasaisladas en los hastiales.

Este sistema se practica al explotarse yacimientos filo-nianos de metales no ferrosos, con un espesor de 0,6 a 3 m,cuerpos mineralizados de gran buzamiento (las más de lasveces) con minerales y rocas encajantes firmes.

El método de explotación por testeros con entibaciónapuntalada simple está ilustrado en la fig. 136.

264

La altura máxima del piso (de 30 a 50 m) se adoptapara los yacimientos de potencia reducida, rocas encajantesfirmes y fuerte buzamiento. La longitud del bloque es de30 a 100 m (en término medio de 30 a 50 m), puesto que unalongitud mayor haría más complicado el acarreo del entibado. a los tajos y la circulación de los obreros.

Los trabajos preparatorios del método por testeros consisten en el trazado de una galería de transporte 1 y contra-cielos 2 por los límites del bloque. Durante la preparacióndel primer piso es necesario excavar una galería de ventilación 3.

Los contracielos son entibados con codales y llevan dos- •compartimentos: uno para la circulación, dotado de escale

ras, y otro para materiales.Las labores de excavación se inician en el bloque explo

tando una capa de mineral de 2 a 2,5 m de altura en eltecho de la galería de transporte consolidando la galeríacon entibación apuntalada o con cuadros espaciados y ejecutando buzones-alcancías de mineral 4 cada 6 ó 10 m.

Después de explotar la primera capa, la labor de extracción se prosigue por rebanadas horizontales yendo^de uncontracielo a otro. Se adopta un adelanto de 4 a 10 ó 12 mde la capa inferior respecto de la superior. La altura de losescalones es de 1,5 a 2,5 m. Los escalones son explotados porel método de barrenos de voladura cortos.

El ciclo de las labores de extracción en un escalón incluye:barrenado, carga y voladura de los barrenos, aeración,saneado del techo y costados con eliminación de rocas descolgadas, entibación. Los barrenos de 1,5 a 2,5 m de profundidad son taladrados por medio de perforadoras manuales o telescópicas desde tableros provisionales colocados

sobre la entibación apuntalada. Antes de efectuar los tiros,los tableros provisionales se retiran.

Las voladuras son efectuadas con el método eléctricoo electroígneo.

El tajo de arranque es ventilado por la corriente de airefresco proveniente de la galería de transporte a través deun contracielo. La corriente de aire viciado sube por elsegundo contracielo hasta la galería de ventilación, siendoevacuada hacia el pozo de ventilación. La masa rocosaarrancada es arrastrada por efecto de la gravedad a losbuzones del nivel de transporte directamente por la galeríade explotación (véase la parte izquierda de la fig. 136)



1 “ ^ - ¡ t e ? - - — »

í-is-5 i S S ^ S í t? ™ « . . . c ^ s r t , r r, , í ? “ d* f 1- * 'tarimas inclinadas corta- f¡ m,* p ®?e eílnilnar, colocandotrozos de mineral fre nL ’ ? los cho<Iues * losdesalojamiento de ’ los codales Vlmient0 y Previenen el

dos al “ i / f a l 11 1 -P" C° Iade i°S 0 alcanoías. forma-practica en eí caso ? apuutalada « « ta ble es sehastiales, cuando es menester encaJantes Poco firmes en los

talada no sólo junto al frente riTat™“ .entü)aci°n apun-" S i f * t í , " ° , ' mW” ■ >«

d0 ios 6SC3,loil6S t ^ do a-m edid a deldistancia entre las fí a , , I a “ ayoría de los casos, laaltura de un escaló* y de i a * 2 ™ *^ 8V d°pta ¡gUal ¿ lafila. La duración T i í v , e“ tre los codales en una

Los trabaTos en 6 b o í ^ l T ^ f Z ** f 6 d° S t u“ osgurar una extra cción c o t o n a d e l W 08 de m ° do a ase-te cada turno, en una n X í ’ ° SM’ qile duran-arranque, y en la otra la e r . f i , .,esca onss se efectúa elponen para trabajar cintnr j 0101' entibadores sepor m e d i o d H K t l ^ 86 Sujetanentre los escalones se real?»» seSur°s. La comunicación

La labor “ raccSn l l P° - me,dl° de escaIeras‘las márgenes del Düar S , l T ™ 68 Proseguida hasta

no hay Necesidad SiEl pilar de suhnivo] «o i ± \ de ventilac ión,barrenos descendentes perforaras “ 5edl.?nte tiros de losde la excavac iónTe t o s ^ S f T® t PÜar « “ e l Períodoexplotados s imultáneamente T ? gile®contig«°s sonefectúa, a v a n S m d n n j \ explotación del piso seexplotación de uno o Como resultado de laexplo tación de área consir) %S°S SS ma una galería dede un dernimhp ™ c.onsi(^a b le , aumentándose el peligro

Para preveni?^! " m b f d 1“ * * ? t o d e &l

K ^ - J t ^ w i S í S ®

-\oS hastiales, con su evacuación subsiguiente a ios níve-,-ñ subyacentes.

- Las ventajas del método residen en pérdidas reducidasv dinera l (de 2 a 12% ), evacuación del mineral por grave-5!¿ buena ventilación . Los inconvenientes son el peligro1 trabaiar con las tarimas deterioradas, un consumo elevadoi materiales de entiba ción (de -0,06 a 0,12 m3 por 1 m3 de

‘ rnasa rocosa); bajo rendimiento'"de los obreros en el tajoS e í a l, 5 : m3/turno), debido a la laboriosa colocación delent ibado y a su restablecimiento después de los tiros; la

í constru cción de las tarimas, el alargamiento de los coladeros¿le mineral; el precio de costo elevado del mineral extraído.

En razón a estos inconvenientes, han comenzado a sustituirse los métodos por testeros por los métodos más eficientes de explotación con almacenes.

Los métodos de explotac ión con cámaras y pilares sonsistemas de por galerías de exp lotación no entibadas, efectuándose el laboreo del mineral en cámaras aisladas, separadas entre sí por pilares paralelos no explotados.

Los métodos de las cámaras y pilares se practican alexplotarse yacimientos horizontales y poco inclinados contecho y minerales firmes, con una potencia de 3 ó 4 a 30ó 35 m y, a veces, aún mayor (mina de Dzhezkazgán). Elancho de las cámaras es de 15 a 20 m, el de los pilares,de 4 a 6 m, el largo de las cámaras oscila entre 50 y 150 msegún la dureza y estabilidad de las menas y rocas.

Cuando se utilizan equipos completos de máquinasmineras (carros barrenadores de torre, excavadoras concuchara de 1 m3, vagones autopropulsores con capacidadde carga de 10, 15 y 20 t, tableros para saneado del techoen el tajo, máquinas para cebar los barrenos, etc.), el beneficio se efectúa por paneles de hasta 100 o 140 m de ancho,siendo la anchura de los pilares entre paneles de 15 a^25 m.

Según sea la correlación entre la anchura de las cámarasy los pilares, las pérdidas de mineral son, en término medio,de 10 a 25%. Debido a las pérdidas elevadas, este métodose adopta para la explotación de minerales de hierro, decobre y de plomo pobres, como también yacimientos de salgema de esquistos y de materiales de construcción . En laexplotación con cámaras y pilares, el mineral es explotadopor el método de barrenos cortos o perforaciones profundas.Los barrenos son taladrados con martillos perforadoreso carros barrenadores autopropulsados dotados de 3 ó

m -



cuadrilla de 4 ó 5 personas. La productividad deí trabajo deun obrero del grupo de los picadores, incluyendo los traba

jos preparatorios y de trazado y siendo el mineral acarreadopor serápers.; es de 6 a 6?5 mVturno, aumentando 1,-5 a 2 veces y más al utilizarse equipos combinados autopropulsados.

Inconvenientes de esta variante del método: precio decosto elevado de la preparación del yacimiento mediantela apertura de galerías en estéril; acarreo complicado de losequipos hasta los frentes de arranque desde las galerías enestéril; posibilidad de acarrear el mineral con equipos dealto rendimiento sólo dentro de los límites de la cámara;

pérdidas considerables de mineral en los pilares.En la fig. 138 se expone la variante del método de explotación por cámaras y pilares con explotación de mineral porpaneles de 100 a 140 m de ancho, con utilización de máquinas mineras autopropulsadas. Los paneles contiguos estánseparados uno de otro por pilares de entrepaneles de 15a 25 m de ancho.

Las galerías de transporte están excavadas en mineral.De la galería, principal de transporte 1 se abren galerías depanel 2, desde las cuales se van abriendo a la cámara y, amedida de la explotación de ésta, se excavan las conexiones 3 dentro de cada 30 ó 40 m. La sección de las galerías de transporte se adopta de acuerdo a las dimensiones del materialautopropulsado (hasta 4,5 X 5 m). El arranque del mineralse efectúa por labores de banco con socavación superior(por el techo del criadero) de 3 a 5 m de altura. Para lasocavación superior y la aeración se abre una galería 4X partiendo de la cual se excava en el medio del panel una

galería superior de socavación 5.La galería de transporte 1 se une con la galería 4 poruna bajada con 03100 de pendiente para el acarreo del mineral desde la socavación superior. Esta bajada se practicaen los límites del pilar de entre paneles o bien en los flancosdel criadero.

Las galerías de panel se enlazan en el flanco del criadero por medio de una galería de socavación, desde la cualse abre un contracielo hasta la galería 5. Este contracielose utiliza inicialmente para la ventilación de la socavaciónsuperior^ y en lo sucesivo., para abrir la roza de corteque es la cámara inicial para introducir en el tajo los mecanismos de carga y acarreo.

270

Fig. 138. Variante del método de explotación por paneles y pilarescon utilización de equipos autopropulsados

El descalce superior se inicia con el ensanche de la galería 5 en el sector del contracielo. El mineral arrancado escargado por una máquina cargadora Í IHB-3k (PNB-3k) envagones autopropulsados 9 para ser transportado por lasgalerías 5 y 4, y también por la rampa inclinada, hasta elnivel de transporte.

El techo de la cámara es entibado con barras de anclajede hormigón armado de 1,5 a 2,5 m de largo, que sostienenuna red de 1 X 1 a 2 X 2 m, según la firmeza de la roca.Cada 15 a 20 m se dejan pilares de 5 a 5,5 m de diámetro.

Luego de avanzar la socavación superior 30 —40 m delcontracielo., se abre una roza de corte mediante la voladura

¡71



F i g . 1 3 9 . V a r i a n t e

d e l m é t o d o

d e e x p l o t a c i ó n

p o r c á m a r a s h u e c a s c o n

a r r a n q u e

d e l m i n e r a l d e l o s s u b -

n i v e l e s

p o r t i r o s

d e b a r r e n o s

p e r f o r a d o s

c o n

b a r r a

y e v a c u a c i ó n

d e l m i n e r a l p o r

e l n i v e l d e t r a i l l a d o .

estado dei pilar de corona. La galería de subnivel inferiorse dispone a una altura de 7 a 10 m del techo de la galeríade transporte; ésta une las chimeneas de mineral contiguas,se utiliza para la socavación y se llama galería de socavación 8. En el medio del bloque (a lo largo) se excava desdeel nivel de socavación hasta el pilar de corona, un contracielo ramal 5 que se une con la galería de ventilación 7 mediante una conexión de ventilación 6.

Los contracielos de ventilación y de circulación sonfortificados con entibación apuntalada y los compartimientos tienen entabicado de tablas.

Todas las demás labores de preparación y de trazadoson ejecutadas generalmente sin entibación. Los lugares

de conexión de las galerías se entiban con pernos colgantes.Las labores de extracción tienen las etapas siguientes:

socavación de la cámara con| formación de tolvas en sufondo; apertura de un contracielo ramal en la roza de corte;arranque de mineral hacia la cámara desde las galerías desubnivel y su evacuación; excavación de los pilares.

Al principio se excavan una o dos hileras de pozos-tolva sdispuestas en las cámaras en sentido transversal. A continuación, por encima de esas tolvas se forma la roza de corte queabarca toda la potencia del criadero y cuya altura va desdeel nivel de socavación hasta el pilar de corona.

Una vez formada la roza de corte, se inicia el arranquedel mineral en las galerías de subnivel mediante barrenosascendentes perforados con barras, de 6 a 10 m de profundidad. Los barrenos a barras son perforados paralelamente

•• en una fila desde pasadas de socavac ión de 1,5 a 2,5 m deancho, o bien son dispuestos en abanico y taladrados desde

- las galerías de subnivel, como está diseñado convencionalmente en la parte izquierda del bloque (fig. 139). De hecho,

. en cada bloque se practica uno solo de los métodos citadospara la disposición de los barrenos.

El beneficio de los subniveles se lleva a cabo en sentidodescendente a ambos lados de la roza de corte.

El mineral arrancado es evacuado por la gravedad a través de los pozos-tolvas y las chimeneas hasta la galería detraillado, donde por intermedio de los tableros de cargay de traillado es cargado en las vagonetas de los convoyessuministrados a los recortes de transporte. El mineral esevacuado hasta cada recorte de transporte. La longitud de

18* 275



ios recortes se adopta de modo que sea posible cargar todaslas vagonetas del convoy sin desengancharlas.

En el proceso de laboreo de la cámara se va ejecutandola socavación ulterior y el ensanche de las chimeneas enpozos-tolvas, con un adelanto sobre la línea del tajo nomayor del diámetro de un pozo-tolva. La explotación delos subniveles es conducida hasta los límites de los pilaresde entrecámaras.

El beneficio de los pilares se efectúa por hundimientomasivo, generalmente después de explotar dos cámarascontiguas . Para provocar e l derrumbe de los pilares se taladran perforaciones profundas en el pilar de entrepisos y losconjuntos de barrenos perforados con barras en abanico

para derrumbar el pilar de entrecámaras. La voladura de lasperforaciones profundas en el pilar de corona se efectúacon retardo respecto del tiro de los barrenos del pilar deentrecámaras. La acción de las cargas explosivas de lasperforaciones suele reforzarse por la voladura de las cargasde cámaras ubicadas en la galería de traillado del nivelsuperior ya beneficiado.

Durante la voladura masiva de los pilares, el espacioexplotado es colmado de rocas encajantes que se derrumbenespontáneamente.

La evacuación del mineral derrumbado por la voladuramasiva se efectúa debajo de los estériles derrumbados hastaque el empobrecimiento del mineral llegue hasta un límitedeterminado. Las pérdidas de mineral representan de 40a 60% de las reservas en los pilares. Las pérdidas totalesde mineral durante el laboreo del bloque son de 10 a 12%por término medio.

Los métodos de explotación por subniveles se practican

en yacimientos de fuerte buzamiento, con minerales y rocasfirmes semiduros o duros, con una potencia que varía entre 2ó 3 m y varias decenas de metros? y de forma tanto regularcomo irregular.

A l determinar las dimensiones de un bloq ue se util izandatos tomados de la práctica de las minas, pues todavíano se han elaborado métodos de cálculo precisos.

La altura de un piso se adopta de 60 a 80 m con mirasa aumentar la relación de las reservas de mineral en lascámaras respecto a sus reservas en los pilares, aminorandocon ello las pérdidas totales de mineral en el bloque. Al parde ello se tiene en cuenta la posibilidad de mantener la

276

integridad de los pilares y de las cámaras durante todo elperíodo de laboreo del Moque.

El largo del bloque se adopta de 50"a 60 m por terminomedio, en función de la estabilidad de los hastiales.

El espesor del pilar de corona se adopta, en función dela estabilidad y dureza de las menas, de 2 a 4 m en loscuerpos mineralizados de potencia mediana y de 8 a 12 men los potentes»

El ancho de los pilares de entrecámaras, que sostienenel pilar de corona y el pendiente de la cámara, se adoptade 4 a 6 m para una potencia del cuerpo mineralizado dehasta 10 a 12 m, y de 8 a 14 m para potencias mayores.

La altura del pilar de fondo de la cámara oscila entre 7

y 10 m en caso de acarreo por pala de arrastre y entre 12y 14 m, si se dispone de un nivel de cribado.Las cámaras se disponen, orientando su lado largo según

el rumbo del criadero de hasta 25 ó 30 m de potencia, y ensentido transversal al rumbo, si la potencia es mayor.

Las dimensiones de las cámaras que sa acaban de referir, valen para una profundidad de laboreo de 250 a 350 m.Con el aumento de la profundidad crece la presión de laroca, se amplían las dimensiones de los pilares y se reducenlas de las cámaras.

La altura del subnivel o nivel intermedio se adopta deacuerdo al modo de arranque.

Actualmente, el franqueo por barrenos cortos se practicasólo en casos aislados, en cuerpos mineralizados delgadosde forma compleja.

Al efectuarse el arranque por barrenos perforados conbarras la altura del subnivel es de 10 a 14 m; si se practicanperforaciones profundas, la altura del nivel intermedio

oscila entre 16 y 25 m. Al exp lotarse los bloque s por cám ara sjio entibadas conarranque de l mineral desde las gale nas ^de subnivel, lasoperaciones tnás laboriosas son la socavación de las cámarascon apertura de chimeneas y la ejecución de la roza de corte.

Las modalidades principales de socavación de las cámaras y de la apertura de las chimeneas son: por barrenos cortos,barrenos perforados con barras y trincheras con ayuda deperforaciones profundas.

Guando se practica el método de descalce de las camaraspor barrenos cortos (fig. 140), en el nivel de socavaciónse ejecuta una galería de socavación que une las chimeneas.

277



Fig. 440. Descalce de las cámaras y formación de embudos por tirosde barrenos cortos

Desde la galería de socavación se ejecutan pasadas circulares de 1,5 a 2 m de ancho, con el barrenado subsiguientedel piso y tiro de una o dos filas de barrenos descendentesde 1 a 1,5 m de profundidad. El mineral arrancado es evacuado por la gravedad a las chimeneas, que adquieren lalorma de embudos. El número de pasadas circulares depende de las dimensiones de los embudos y suele ser doso tres.

^ Los inconvenientes de este método de descalce de lascamaras residen en el peligro elevado que representa para

el barrenero el hallarse bajo un techo no entibado de super-licie considerable; volumen grande de las labores de trazadoen la zona de descalce; escaso rendimiento de trabajo delbarrenero; costo elevado de la socavación.

El descalce de las cámaras por barrenos cortos se practicaen los cuerpos mineralizados de potencia reducida, conorientación geológica variable, como también en caso demenas de dureza mayor de 12 ó 14 y en. criaderos potentes,donde son inaplicables otros métodos de socavación.

En la fig. 141 se esquematiza la formación de los embudosy el descalce de la cámara por barrenos perforados con barras.

®¡§l'

A-A 8-B

Fig. 141. Esquema de la formación de los embudos y descalce de lascámaras por tiros de barrenos perforados con barra

En menas de dureza mediana, el embudo se forma mediante la voladura de los haces de barrenos perforados con barrasdesde las chimeneas. En menas duras, las chimeneas sonexcavadas hasta la altura total del embudo y de la socavación.

Las ventajas de la socavación por barrenos perforadoscon barras residen en la seguridad de trabajo del barrenador,la reducción del volumen de las labores de trazado debido

a la ausencia de las galerías de socavación, el rendimientoelevado.El método de descalce por trincheras consiste en formar,

en el fondo de la cámara, trincheras cuya sección transversaltiene la forma de un trapecio (fig. 142, a). Con este métodode socavación, las chimeneas son excavadas a una alturade 6 a 7 m y unidas por las galerías de trincheras. Al principio de cada trinchera se excava una roza de corte medianteel ensanche de un contracielo ramal especialmente excavadodesde una chimenea hasta la altura de la socavación, o bienmedíante la voladura sucesiva de perforaciones en abanico,abiertas en el plano de sección de la trinchera.

279



con barrí de- , Por tir°s ^ barrenos perforadosW y socavación del bloque por barrenos profundos (6)

Desde las galerías de trincheras, con ayuda de perforadoras telescópicas o trenes de perforación, se sondean conjuntos en abanico de barrenos perforados con barra o agujerosde b a 8 m de profundidad. La distancia entre los abanicosde barrenos es de 1,5 a 3 m. Al efectuarse el tiro consecutivode illas de los barrenos perforados con barras o los agujerosprofundos, se forma una labor minera en forma de zanjao trinchera, de 6 a 8 m de altura, unida por las chimeneascon el nivel de traillado. El mineral volado en la trincheracasi por completo es evacuado por gravedad a través de las

chimeneas, dejándose sólo parte del mismo encima de lospilares, entre las alcancías.

El ancho de la trinchera por arriba es de 6 a 12 m. Ventajas de la socavación por trincheras: mayor seguri

dad dé los trabajos; menor volumen de las labores de trazado(1,5—2 veces); posibilidad de barrenar con varias barrenadoras; elevada productividad de trabajo de los minerosy precio de costo reducido del mineral extraído (casi igualque con el ¿método de hundimiento de mineral en la cámara).

El método de descalce por trincheras está ampliamentedifundido en las minas que explotan minerales de durezaalta y media, como también en criaderos de potencia constante. Guando la potenc ia del cuerpo mineralizado es

variable, la aplicación del método de descalce por trincheras resulta sumamente difícil.

La fig. 142, b ilustra el descalce de las cámaras conbarrenos profundos, abriéndose simultáneamente con barrenos perforados con varillas una roza de corte en sentidotransversal del rumbo.

Las chimeneas de mineral se ensanchan a modo de embudos periformes que miden 4 X 4 ó 5 X 5 in en su partesuperior, con el fin de proporcionar espacio de compensaciónadicional. En el macizo de mineral se practica una rozade corte por medio de abanicos de barrenos profundos perforados en sentido transversal del rumbo desde la galería desocavación. La distancia entre los abanicos de barrenos esde 2,5 a 3 m. Los barrenos profundos de 100 mm de diámetro son perforados con trenes perforadores HKP-100m (NKR-lOOm).

Los gastos de explotación al practicarse el descalce delbloque por barrenos profundos se reducen en 30 a 40%

en comparación con la socavación por barrenos perforadoscon barras, disminuyendo el precio de costo de 1 1 de mineralen 1,3 a 1,5 vez. Según sea el método de despilamiento de lossubniveles adoptado, la roza de corte se abre por medio debarrenos cortos o barrenos perforados con barras, como también de agujeros profundos.

En la fig. 143 se muestra la formación de una roza decorte por medio de barrenos perforados con barras. En cadasubnivel, en torno al contracielo ramal 1, se ejecutan pasadas anulares 2, de 2 a 2,5 m de ancho y de 2 a 2,2 m dealto y se perforan de ellas una o dos filas de barrenos perforados con barras ascendentes. Los tiros se efectúan conse-

281



Dentro del método de explotación mediante los barrenosperforados con barras, la modalidad que ha cobrado mayordifusión es la de los conjuntos de abanicos1), por ser mássegura en comparación con el ataque por barrenos paralelosy no requerir la excavación de las pasadas de descalce.

El laboreo de los subniveles por barrenos profundos haempezado a practicarse y ha cobrado amplia difusión por seruno de los modos de arranque más seguros y económicos.Guando se utilizan en la evacuación del mineral máquinascargadoras o vibroalimentadores, varía la preparación delfondo de las cámaras en comparación con las variantes deaquellos sistemas de explotación en que el mineral se evacúa por el nivel de traillado.

La fig. 145 muestra la estructura del pilar de fondo deuna cámara en el laboreo de subniveles con utilización demáquinas cargadoras para la evacuación. La potencia delcriadero es de 10 a 15 m. Este sistema no comporta un nivelde traillado, evacuándose el mineral a los recortes (o cámaras) y cargándose en vagonetas de gran capacidad con ayudade cargadoras autopropulsadas de acción continua.

El nivel de transporte se prepara mediante la excavaciónde la galería de transporte en las rocas del yacente, cámaras,respiraderos y galería de ventilación a lo largo del pendiente.

Una estructura casi análoga del pilar de fondo de lacámara puede ser adoptada, al utilizarse para la evacuacióndel mineral instalaciones de acarreo vibratorias, a condición de abrirse galerías para los alimentadores vibratoriosdesde el techo de la galería de transporte.

Ventajas del método de exp lotación por cámaras noentibadas con arranque del mineral desde las galerías desubnivel: alto rendimiento en la explotación de las cámaras;intensidad de explotación de las cámaras y posibilidad deobtener mineral puro; condiciones favorables de aeración;consumo reducido de materiales de entibación; bajo preciode costo del mineral extraído. Inconvenientes del método:formación de huecos de volumen considerable, que totalizan a veces centenares de miles de metros cúbicos; posibilidad de golpes de aire debidos a derrumbes instantáneosdel pilar de corona y hastiales; gran volumen de labores detrazado, al efectuarse el arranque con barrenos; pérdidasconsiderables y empobrecimiento del mineral durante el

x) Aplica da por primera vez en 1948 por el barrenador A. Z inkov.

b

Fig 145 Estructura del fondo de cámara dentro del sistema de galerías de subnivel (a) con utilización de máquinas cargadoras para laevacuación de la mena [b)ti galería de transporte; 2, cámara de carga del mineral; a, empalmes de -ventilación; 4, galería de ventilación; S, alcancías; 6, contraríelos

vaciado de los pilares; extracción de los bloques en dosetapas forzosamente.

Se da el nombre de sistemas de explotación por pisos y cámaras con arranque de mineral por rebanadas, al laboreocon galería de explotación no entibada, vaciándose lascámaras en toda la altura del piso, sin subdividirlo en sub-



arJancando eI mineraí por rebanadas con barrenos1 fundos (raramente carga explosiva de cámara); el espacio

X n e S 63 SOStenido P°r Pilares prov isionales de

Con estos métodos de explotación, el yacimiento psfraccionado, dentro de los límites de im p i s o e n Smavtt y pilares cuyas dimensiones se adoptan de modo a extraer

f e , " ^ ” aS de “ bloque-diaítet explotación de las camaras, extrayéndose la menor narfpdurante el beneficio de los'pila res. P

Estos métodos se practican las mis de las veces nara a1

W e Cde orienté0' potelf ,es.y mu? Potentes de buzamientoluerte, de orientación geologica regular, con menas firmes

Mes len rio Tn 8nf J muf , alta)’ con r°cas encajantes esta-mes. Riendo la potencia del criadero de hasta 25 ó 30 mlas camaras se disponen con su lado largo según el rumbo’

^ P°ten,CÍa ma yor ’ las cám«a s se disponen ensentido transversal al rumbo F n

vertoS^sobíeTorf 110 0 “ laB CÍmaras P°” et»adasa lo T ar i Z l V ? ? Í T ’ ° por rebanadas horizontalesa lo largo de las camaras. El arranque del mineral ñor rehn

duras Trnu^chiras ^ “ y t o S t s ’les en Z J ’ y el,arr®niue por rebanadas horizonta-am ncar^ ef ? “ T 6 dí reZa y fírmeza medianas. Alarrancarse el mineral por rebanadas verticales el nilar detaitón de 1? P°,mendo al descubierto a medida’de la explo-on tel s afh a W araS’ f arrancarse por rebanadas hSri-

roncales, ai haber explorada la cámara. En nresenría riouna estratificación o físuración verticales, las eventualidades de un desplome del pilar de corona y de l a £

e f e c t Í T n0S T rani mayores’ si el arranque del mineral seciones sL ml ^ e nf t flaSr rtÍCaleSj de aM ^ue en estas co“ di,por rebanabas ^ ^

En 1949, el método de explotación por pisos v cámara*

ba?rmnanquef de!i mineral Por rebanadas vertica les mediantePerf° rad0S SObre toda la altura de la

de ^ so ko ¿r sk P°r Pnmera V6Z “ la mina de hie™

ciónL nislfs Pf S,6'nta 13 VarÍant6 del método d8 exp l°t a-cion por pisos y camaras con arranque del mineral ñor

fundos en meái^ de barrenos pro-

Fig. 146. Método de explotación por pisos y cámaras con arranque delmineral por rebanadas verticales con ayuda de barrenos profundos

La preparación del bloque se inicia con la ejecución deuna galería de transporte en mineral i y de un contracielo 2. Las labores de trazado consisten en la apertura de las galerías del nivel de fragmentación secundaria con cámarasunilaterales 3 , alcancías de mineral 4 , una galería de barrenado 5 con una sección de 3 X 3 m a lo largo del límite

con el pilar de corona, un recorte ramal 6 en el límite conel pilar de entrecámaras de la cámara vaciada anteriormente, y un contracielo ramal 7 bajo el pendiente del criadero. El contracielo ramal es excavado con ayuda de barrenos profundos.

El descalce de la cámara se efectúa por medio de barrenos perforados con barras en dirección a la chimenea demineral abierta. La roza de corte se ensancha por medio debarrenos profundos perforados desde el recorte de barrenadohasta el nivel de descalce.

El laboreo de arranque es unilateral; se efectúa a partirde la roza de corte hacia el pilar de entrecámaras, y eonsisteen la perforación y voladura consecutiva de abanicos de



barrenos. El mineral arrancado se dispone en capa uniformea lo largo de la cámara, y luego de ser evacuado a través'de embudos, chimeneas, cribas y alcancías de mineral, escargado en las vagonetas. La línea de menor resistenciaen el arranque de la rebanada es de 3 a 5 m, según la durezadel mineral y el diámetro de los barrenos. Cada vez, seefectúa la voladura de una o varias rebanadas. La voladuraes microrretardada.

Durante el laboreo de la cámara, se procede al barrenadodel pilar de entrecámaras y el pilar de entrepisos, perforándose abanicos o haces de barrenos profundos. Antes delderrumbe masivo de los polares, el pilar de entrecámarasse socava, procediéndose a su voladura en el orden iniciadopara los métodos de laboreo por subniveles.

En las minas del combinado siderúrgico de Kuznetsk*el nivel de barrenado coincide con el de ventilación. Duranteel arranque por rebanadas, ios barrenos profundos son.cebados hasta el límite del pilar de corona, aprovechándoseel largo sobrante de los barrenos para el derrumbe ulteriordel pilar de entrepisos. En menas muy duras se practicanbarrenos profundos paralelos con disposición unitaria o enhaces paralelos.

En la mayoría de las minas, el nivel de fragmentaciónsecundaria está sustituido por el de traillado o por la evacuación del mineral mediante los alimentadores vibratorios,lo cual aumenta el rendimiento económico del método.

_ En la fig. 147 está esquematizado el método de explotación por pisos y cámaras con arranque del mineral mediantehaces de agujeros profundos paralelos, acercados con disposición en abanico de los haces en la rebanada.

El barrenado se efectúa desde las cámaras de barrenadoabiertas desde los contracielos situados en el yacente o el

pendiente del criadero. Al efectuarse el barrenado con untren perforador HKP-100m (NKR-lOOm), la dimensión delas cámaras de barrenado es de 3 X 3 m. El espesor de larebanada arrancada es de 6 a 8,5 m.

Las labores preparatorias son casi análogas a las variantes de los métodos de explotación por subniveles.

La etapa inicial del laboreo de arranque consiste en lasocavación de la cámara por toda su superficie, y terminapara el momento de arranque de primera rebanada. El laboreo empieza con el arranque del mineral por rebanadashorizontales mediante agujeros profundos paralelos y

Fis 447. Método de explotación por pisos y cámaras con arranque delmineral por tiros de haces de barrenos paralelos y acercados entresí con dispos ición de los haces en abanico en la rebanada.7 Vnntracielos de barrenado; 2, cámaras de barrenado; 3 contracielo de ventila-

4 haces de barrenos; 5, haces de barrenos adicionales en el límite de la cá-^ t ó ^ f ^ t o ^ í r e J i s o d e . é s t a y e l p i l a r de en trecám aras); a, galería sde traillado; 7, galería de transporte

acercados con su disposición en abanico en la rebanada. Ladistancia entre los agujeros paralelos y acercados representa3 —5 diámetros del agujero. En el límite con el pilar deentrecámaras, para aumentar la seguridad y el contorneadodel pilar, se perforan en el yacente y el pendiente agujerosprofundos adicionales en haces paralelos y acercados. Allídonde la mena tiene una dureza y tenacidad aumentadas,se eleva el número de agujeros en haces paralelos de 2 hasta3 ó 4 para mejorar la calidad de la fragmentación, lodos

19—01021288



En rumbos el bloque es fraccionado en ocho cámarasde las cuales¡dos de la 1 etapa y dos de la II etapa tienenun ancho de 6 m, y cuatro cámaras de las etapas III y IV tie-nen un ancho de 9 m.

Para asegurar la estabilidad de las cámaras (durante sulaboreo y ya rellenadas), la explotación de las mismas seefectúa, sigmendo un orden estricto. Primeramente se des-pilan y rellenan con hormigón las cámaras de la I etapaseguidamente las de la II etapa; a continuación se benefilcían y rellenan con mezcla fraguable las cámaras de laHI etapa, y en ultimo término, las de la IV etapa._ El bloque se prepara mediante la apertura de dos gale

nas de transporte unidas por un recorte, un contracieloexcavado en roca y chimeneas de mineral.

El fraccionamiento del bloque es efectuado mediantela excavación de recortes de traillado, de chimeneas, degalenas de ventilación y de c irculación en el n ivel de trailla-do y dei nivel de socavación, de los contracielos de ventila-ci°n y de circulación (que se sitúan en el contacto con elramajes rec<>rtes de subnivel y de los contracieios

La explotación de cada cámara se efectúa a partir delpendiente en dirección al yacente.

El arranque del mineral se efeetúa mediante la voladurade abanicos de barrenos taladrados desde los recortes desubnivel. Los agujeros de 105 mm de diámetro son perforados por perforadoras con máquinas HKP-100-M (NKR-100-M).Para prevenir el empobrecimiento, los agujeros no lleganhasta el contacto con el espacio rellenado, no perforándose 1a l , o m. La corteza mineral remanente se derrumba espontáneamente durante el arranque de las secciones subsiguientes. Las rebanadas son voladas con un retardo de un mili-segundo.

El mineral derribado es evacuado por las chimeneasa los recortes de traillado, donde es acarreado hasta lasalcancías de mineral.

_Una vez evacuado el mineral y cerrados los nichos de laschimeneas con tabiques, se procede al relleno de las cámaras.

Los fondos de las cámaras de la III y IV etapas, previamente a su relleno hidráulico, se rellenan con hormigónhasta una altura de 7 m.

Las pérdidas de mineral representaron 3 —6% , el empobrecimiento un 5 /o, el consumo de hormigón fue de'0,17 mVt;

Fig. 149. Método de explotación por pisos y cámaras con relleno •monolítico

el relleno hidráulico, 0,16. m3/t; el rendimiento del bloquefue de 10000 t/m es .. ^

En la mina de Gai se practica con éxito la variante delmétodo de laboreo por pisos y cámaras, con relleno monolítico (ver fig. 149), con una anchura de los pilares artificiales de 15 m. Las reservas en los bloques son explotadas endos etapas.

293



El relleno del espacio explotado disminuye las pérdidasde mineral y el peligro de incendio al explotarse menassulfurosas propensas a la inflamación espontánea, preservando a la vez la superficie contra las dislocaciones.

§ 8. Métodos de explotación con almacenamiento del mineral en galería de explotación

Reciben el nombre de métodos de explotación por almacenes o con almacenamiento del mineral, aquéllos en que ellaboreo del bloque es efectuado con almacenamiento (acumulación) del mineral arrancado en el espacio ya explotado.Como el mineral arrancado ocupa un volumen mayor que

el que ocupaba en el macizo, se hace evacuar del 30 al 40%de mineral periódicamente, a medida del arranque. Terminada la explotación del bloque, el mineral almacenado esevacuado totalmente. El espacio explotado permanece sinentibar, pero con el tiempo se produce su derrumbe espontaneo, o se procede a su hundimiento forzoso; -a veces, sehace rellenar parcialmente.

El medio principal de sostenimiento del espacio explotado en el método con almacenamiento del mineral son corrientemente los pilares de entrepisos y de entrecámaras; elmineral almacenado contribuye a sostener las rocas enca jantes tan sólo hasta cierto grado.

Los métodos de laboreo por almacenes de mineral sepractican al explotarse cuerpos mineralizados de fuertebuzamiento, con elementos de yacimiento regulares, queproporcionan la evacuación del mineral por la gravedad, conrocas firmes, no propensas a la aglutinación, oxidación niinflamación espontánea, y rocas encajantes suficientemente

estables. El espesor de los cuerpos mineralizados es desdemuy delgados hasta muy potentes.^Los métodos de laboreo por almacenes se aplican con

maxima eficiencia al explotarse yacimientos filonianosde metales raros y de oro, de gran buzamiento. El pesoespecifico de estos métodos en los yacimientos de menasiuonianas en minas de metales no ferrosos representa másdel 50%.

En los yacimientos de minerales metalíferos potentes,el laboreo por almacenes se practica en gran escala ensistemas ^combinados, como uno de los modos de laboreode las cámaras. Se utilizan dos modalidades del método

294

Tig^ lSO r Variante del método de explotación con almacenamientodel mineral y el arranque con barrenos por testeros escalonados paralos cuerpos mineralizados delgados y de potencia media

considerado: con arranque del mineral de los frentes deataque; con arranque del mineral de las labores preparatorias.

Cuando el arranque del mineral se efectúa de los^ tajosde arranque, los obreros se hallan sobre la superficie delmineral almacenado en la galería de explotación, bajo elmacizo mineral constituido por menas fuertes y firmes.

En menas medianamente firmes y fisuradas, la permanencia de los mineros en la galería de explotación es peligrosa, debido a lo cual se practica el sistema de laboreo conarranque del mineral desde las galerías de preparación, lamayoría de las veces, con arranque del mineral por barrenos

profundos.En las variantes de explotación por almacenes y con

arranque del mineral de los frentes de ataque, los bloquesde extracción (siendo la potencia de los cuerpos mineralizados de 10 a 12 m) se disponen con su lado largo según elrumbo, y cuando la potencia es mayor, se los dispone a través. Al tajo se le atribuye la forma de testeros. Las gradasson explotadas por el método de barrenos cortos.

En la fig. 150 se muestra la variante del método deexplotación por almacenes y labor de realce (por testeros)con barrenos de voladura, que se practica en criaderos delgados y de potencia mediana-



La altura media del piso es de 40 a 60 m. El pisodivide en direeeión, en bloques de 40 a 60 m, más raramentede hasta 100 m de largo. El ancho de los pilares de entrecá-maras es de 4 a 8 m. La preparación del piso se efectúaabriendo una galería de transporte 1 a lo largo del contactocon el yacente. La función de galería de ventilación 2 eneste piso la cumple la galería de transporte del piso superiorya explotado. Según el eje de los pilares de entrecámarasse abren contracielos de dos compartimentos con entibaciónapuntalada. Desde la galería de transporte se excavan cadao 5 m los coladeros de mineral de una altura de 4 a 6 m.

Las labores de trazado consisten en excavar desde loscongracíelos,^ con intervalos de cada 4 a 6 m en sentido

vertical, pasillos de circulación cortos 3 cuyo piso se hallaal nivel de los tableros de escaleras de los contracielos, v enabrir la galería de descalce. .

La labor de extracción del bloque consta de tres etapas:socavación de la cámara-almacén y formación de los embudos-tolvas de evacuación; arranque y almacenamiento delmineral hasta el nivel del pilar de subnivel, incluso unaevacuación parcial; evacuación del mineral y explotaciónde los pilares de entrepisos y de entrecámaras.

La socavación y la apertura de los embudos-tolvas seefectúan directamente en toda la longitud del bloque. En losyacimientos de potencia reducida, el descalce se efectúamediante la excavación de una galería de descalce.

La labor de extracción se efectúa por testeros, con unalongitud de las gradas de 10 a 12 m y altura de 2 m. En las.gradas se taladran barrenos ascendentes u horizontalesdesde la superficie del mineral almacenado. Simultáneamente se barrenan los sobretamaños presentes en la superficie del mineral abatido. El ciclo de la labor de explotación comporta las tareas siguientes: barrenado, voladurade los barrenos, aeración, evacuación del exceso de mineraly saneado del techo. La duración del ciclo es generalmentede dos o tres turnos.

La cantidad sobrante de mineral arrancado es evacuadapor los coladeros de mineral, de modo que entre el techodel tajo y la superficie del mineral arrancado haya un espacio de unos 2 m de altura. Guando la labor de extracciónllega hasta el límite del pilar de subnivel, se evacúa delbloque todo el mineral almacenado. Esa descarga de mineral suele efectuarse uniformemente desde todos los buzones

y, en la medida de lo posible, con máxima rapidez. Ladescarga, tanto parcial como definitiva, del almacén esefectuada sin la presencia del personal en la galería deexplotación.

Simultáneamente con la descarga definitiva del mineral,se suelen explotar los pilares de entrepisos y de entrecámarasmediante tiros de barrenos cortos perforados previamenteen los pilares.

Una vez evacuado el mineral, el espacio explotado quedasin .sostenimiento. Para prevenir el golpe dinámico, loshuecos se atiban con material de relleno o se provoca elhundimiento artificial de las rocas del pendiente mediantela voladura de barrenos de hasta 6 m de profundidad perfo

rados desde contracielos cortos y cruceros excavados en elpendiente.Si el tajo tiene la forma de testeros, después de la vola

dura de gradas la superficie del mineral arrancado resultaaccidentada, por lo tanto es difícil organizar la evacuacióndel mineral arrancado de modo a mantener la altura necesaria del espacio de trabajo debajo de los escalones. En unoslugares la altura de la zona de trabajo resulta insuficiente,en tanto que en otros se impone la erección de tableros paralos barrenadores. Todo ello requiere un volumen de trabajoconsiderable para emparejar la superficie del mineral arrancado .

En los criaderos medianamente potentes y potentes, elemparejado de la superficie del mineral abatido es factiblesólo empleando máquinas de dimensiones reducidas (porejemplo, buldózers); en criaderos delgados y muy delgados,la nivelación de la superficie del mineral arrancado requieremucho trabajo no mecanizado. Este inconveniente se obvia en

las variantes de los métodos de explotación por tajos largos.La fig. 151 ilustra el método de explotación por almacenes y de laboreo por tajos largos en la alza. Esta variantese practica en las explotaciones de criaderos muy delgados-y delgados de menas valiosas, con rocas de pared firmes.Con este método no se dejan pilares de galería o bien éstosy pilares de entrecámaras, pues su función es cumplida por:la entibación de las labores preparatorias. Esta variantefue adoptada por primera vez en las minas del combinado-Jrustálninski (Territorio del Extremo ■ Orien te)_ para la.explotación de filones de fuerte buzamiento, de 0¿5 a 038 mde potencia. _ rr.-.: ;

291



del minerai

b l o i u e ? Í T J Í Í 0 °m“ ad0pta de 40 m y la longitad delLa preparación consiste en abrir una galería de trans-

SS ™ ^ contraf elos en los márgenes del bloque. Los contrae n 'n +?n a? compartimentos y entibación apuntaladaJ p¿0¡t ' ®0 marcos de entibación. El trazado del bloquese efectúa sm dejar pilares de galería.

nn, “ J la,.fi §* 1,5 2 ,esttá ^Presentado el trazado del bloquep Jt met°do de laboreo por almacenes.

M arranque de la primera rebanada se efectúa desde la

má“u?na cargadora!6’ eVaCUa"d° 61 mineral medíante unaLa segunda rebanada de mineral es barrenada desde la

superficie del mineral abatido de la primera rebanadaefectuándose el tiro después de erigirse la entibación permanente en la galería e instalarse los buzones. Los buzonesson metálicos desam ables. zuzones

b a s t í / s ? ? mS U l h \0S hu?T ^S de descar£a est¿ reducida1?5 a 2 m’ la abertura del buzón ha sido algo ampliada,

29$



El frente de arranque es barrenado en toda la longituddel bloque con barrenos de 35 ó 36 mm de diámetro y de1,5 a 2 m de profundidad, dispuestos al tresbolillo paraasegurar una fragmentación suficiente del mineral. Losbarrenos son cebados con un dispositivo cargador neumático.

El explosivo empleado es la detonita o la igdanita eiicartuchos de 28 mm de diámetro.

La disposición con aproximación de los bubones hapermitido durante la descarga la bajada uniforme delmineral en el almacén en toda la longitud del bloque, haeliminado la formación de las bóvedas suspendidas, haexcluido el trabajo no mecanizado para la nivelación delmineral en la franja de arranque y ha aumentado el rendi

miento de la evacuación en un 20%. La evacuación definitiva del mineral tiene lugar cuando el laboreo del bloquellega hasta el pilar de subnivel.

Durante la evacuación del mineral parte considerable definos ricos en metal vienen a quedar en las rugosidades delyacente especialmente cuando el ángulo de buzamiento esinferior a 75°, aumentando las pérdidas. Para reducir laspérdidas del mineral y del metal, en las minas de Jrustál-ninski ha sido aplicado por primera vez el método hidráulico para la limpieza de los menudos y el derrumbe de columnas aisladas que quedaron suspendidas en los bloques.La limpieza hidráulica se hace con ayuda de bombas MG(MS) (Q = 30 m3/h, H = 250 m), por medio de lanzas conboquillas amovibles de 15 a 25 mm de diámetro; el chorroalcanza una longitud de 20 m.

^El lavado se efectúa desde los contracielos laterales,inicialmente en sentido ascendente para liquidar las suspensiones de rocas, y seguidamente en sentido descendente.Después de la evacuación definitiva de los finos de mineral,caídos en el piso, se van lavando los finos acumulados en elcostillaje de la galería entre los buzones.

El costo del mineral después de la limpieza hidráulicaes dos veces menor que el costo del mineral arrancado. Laspérdidas se han reducido de 10 ó 12% hasta 3 ó 5% . Laproductividad de trabajo de los picadores ha aumentado2,5. veces alcanzando 10—12 m3/hombre-turno. El preciode costo del mineral extraído ha disminuido en un 26%.

Los pilares son explotados, una vez terminada la limpiezahidráulica, por derrumbe mediante tiros de barrenos cortos.Cuando es menester conservar la galería de ventilación (por

300

Fiff. 153. Estructura de los pilares de fondo dentro del mét 0d0i deexplotac ión con almacenamiento y carga del mineral desde el nivelde transporte:

p l a t a ío ^ a ^ a r a 1e ^ ^ s p l a z I m i K i t o ^ / l^ c a i ^ ü o r a s ; f , Jalería de transporte;6, galería de socavación

ejemplo, para el acarreo del material de relleno), el pilarde subnivel es explo tado más' tarde. . ^

Ventajas de la variante del método por tajo largo encomparación con el de testeros: frente de trabajo más ampliopara el barrenado con varias perforadoras; productividadde trabajo de los picadores más elevada; mayor rendimientodel bloque; menor cantidad de bloques en laboreo; menorvolumen de las labores preparatorias (no hay necesidad deexcavar chimeneas de mineral), pérdidas de mineral masreducidas por bloque.

En estos últimos tiempos se esta difundiendo la evacuación del mineral sin buzones, directamente sobre^ el pisode la galería de transporte, con la carga subsiguiente delas vagonetas por cargadoras autopropulsadas.

En la fig. 153 está representada la estructura de lospilares de fondo en el método de explotación por almacenesv la carga del mineral desde el nivel de transporte. El esquema de carga se aplica en las explotaciones de criaderosmedianamente potentes y potentes. La galería de transportese excava en las estériles del yacente a una distancia de b

301



a 8 m del criadero, y se une con ésie por medio de coriavetascortas. El descalce del bloque se efectúa excavando unagalería a la altura de la cota del nivel de transporte. p|mineral arrancado se descarga en los cortavetas para" sercargado por una cargadora con patas recogedoras o máquinas

cuchara autopropulsadas, en las vagonetas arrastradaspor una locomotora eléctrica.

Al efectuarse la preparación mediante una galería dotransporte en esteril? se prescinde de dejar el pilar de galena, reduciéndose así las pérdidas de mineral por bloqueLa carga del mineral desde el suelo del nivel de transportepermite suprimir los gastos de apertura de las chimeneaspara mineral, instalación de buzones de carga y su repara

ción, reduciéndose, además, considerablemente el tiemnode descarga del mineral arrancado. La productividad detrabajo de los obreros ocupados en la evacuación del mine-ai, es a ¿ ,ó veces mayor en comparación con el rendi

miento durante la carga por buzones._ Los índices tecno-económicos de los métodos de explota

ción por almacenes y arranque por barrenos de voladuradependen de la potencia del cuerpo mineralizado y de ladureza del mineral. La productividad de trabajo de un

P1Ga í r ,o al e xPiotarse yacimientos de potenciareducida es de 2 a 2,5 m-Víurno., aumentando en los yacimientos de potencia mayor.

3 n n o de madera de entiba ción representa 0,01o 09 í? m? sa rocosa; P°* lo general, es de 0,01 a

^ ¿ coeflciente de extracción, si la explotaciónse nace sm abandonar los pilares, alcanza 96—98%: lasperdidas representan, por término medio, un 5—6%. El

A^ n? / tS imie iít01 del mineraI osc ila entre 2 ó 3% y 20

HpI«- a gando kaste 70% y más al explotarse filones muydelgados, por arrancarse ganga junto con el mineral.fron íf í as í 6 métodos de explotación por almacenes

°Ü ^ testeros entibación apuntalada: mayorgundad del trabajo, ya que los obreros trabajan en el

loque sm necesidad de hallarse sobre tableros provisiona-tividSld ° m ? ua s,up?rficÍG del fun era l arrancado; produc-í i J l i ¿ * -t - mm eros; menor consumo de mate-i , de entit>aeion; may or intensidad de laboreo de los

co??° f e\ míneT^ extraído; posibilidad de

de^nineral almacenado^ “ “ “ 8 eXpenMS de kS reSerVM

Los inconvenientes principales de ios métodos de explotación por almacenes frente a los de testeros residen en suimpracticabilidad para el laboreo de minerales propensosa la inflamación espontánea y oxidación; congelación provisional de los caudales destinados al arranque en el mineralalmacenado; imposibilidad de separar las inclusiones degangas y de evacuar las menas ya clasificadas; evacuaciónmás complicada del mineral arrancado«,

Pese a .los inconvenientes citados, los métodos de laboreo por almacenes gozan de amplia difusión en la práctica ,en virtud de las ventajas que presentan. La introducciónde variantes nuevas, con una evacuación de mineral alnivel del transporte y una carga mecanizada, con arranque

por barrenos profundos, ampliará más aún el campo deaplicación de estos métodos.

Los sistemas de laboreo por almacenes y arranque demineral desde las labores preparatorias se practican en losyacimientos potentes y muy potentes.

En criaderos de hasta 20 a 25 m de potencia, los bloquesa extraer se disponen con su lado largo orientado en rumbodel cuerpo mineralizado, y si la potencia es mayor, se losdispone atravesados.

Al apl icar estos métodos el arranque se efectúa conagujeros profundos, más raramente con cargas de cámaras.

La preparación de los bloques se realiza dotándolos conun nivel de traillado o uno de fragmentación secundaria.

El método de explotación por almacenes y con arranquemediante agujeros profundos fue aplicado por primera vezen la prácticajmundial, en la URSS en el año 1935, en lamina «Primero de Mayo» de las Explotaciones mineras«Dzerzhinski» de la cuenca de Krivoi Rog.

El método de explotación por almacenes y con arranquemediante agujeros profundos se diferencia del método porpisos y cámaras con arranque de las rebanadas horizontalescon ayuda de las perforaciones profundas sólo en que elmineral arrancado es almacenado en la galería de explotación y constituye un medio auxiliar para el sostenimientode rocas insuficientemente firmes, que no permiten el laboreo por cámaras no entibadas.

El esquema de una variante posible del método delaboreo por almacenes y de arranque con agujeros profundospuede tener la estructura representada en la fig. 147, conpresencia de mineral almacenado sólo en el espacio ya exp lo-

303



iado 3 manteniéndose entre la superficie del mineral artaa- cado y el techo del tajo un espacio de 2 a 3 m.

Las dimensiones de los elementos del método por almacenes y de arranque con agujeros profundos y la preparacióndel bloque son similares al método de explotación por pisosy camaras con arranque de mineral por rebanadas horizon-taies*

La labor de arranque del bloque comporta las mismasetapas que en las variantes de los métodos de explotaciónpor almacenes y arranque de mineral en los frentes de ataque, pero a diferencia de éstos, la evacuación parcia l delmineral almacenado se efectúa conjuntamente con lostrabajos de barrenado para el arranque de las rebanadas

restantes.^El descalce de las cámaras se efectúa igual que en losmétodos de laboreo de subniveles.

La labor de arranque del bloque se lleva a cabo conun ritmo forzado. La evacuación definitiva del mineralalmacenado se efectúa después de ser arrancadas todas las

a11/ ' ' la Pr? teccíón de* pilar de corona. Además de practicarse en las condiciones habituales

características para los sistemas de laboreo por almacenes*este sistema se practica también al explotarse menas dedistinta firmeza, aunque más frecuentemente, menas deiirmeza insuficiente; menas fácilmente fragmentables; rocas,encajantes que, debido a desconchamientos, requieren unsostenimiento provisional del mineral almacenado.

Las pérdidas y el empobrecimiento propios del sistemarepresentan un 15 a 20%, por la imposibilidad de controlarel arranque de mineral junto a los contactos y por pérdidasconsiderables durante la extracción de los pilares.

La productividad de trabajo de un obrero picador enmenas de mediana dureza, es de 12 a 15 mVtumo y másEl rendimiento del bloque alcanza 300—500 m3/día. Ventajas del método, en com paración con los métodos

que practican la extracción del mineral desde los frentesde arranque: mayor seguridad y mejores condiciones de lasanidad e higiene del trabajo; posibilidad de aplicarse enmenas menos firmes; continuidad de los procesos de arranque y evacuación del mineral; mayor productividad deltrabajo.

Inconvenientes del método: grandes pérdidas y empobrecimiento del mineral.

9. Métodos de explotación con relleno

Se da el nombre de métodos de explotación con relleno a aquellos sistemas en que el espacio explotado formadodurante las labores de extracción, va siendo rellenado, conmaterial de relleno, dejándose al descubierto provisionalmente sólo la franja inmediata al frente de arranque.

El relleno es el medio principal para el sostenimientode los hastiales del yacimiento y sirve de plataforma paralos obreros ocupados en los tajos de arranque; En ocasionesse utilizan, en calidad de sostenimiento auxiliar, las clasesmás sencillas de entibación: codales, puntales o estemples,llaves o pilas de madera, que se colocan a medida de lanecesidad. Los métodos de laboreo con relleno se practicanal explotarse filones poco potentes de fuerte buzamiento,más raramente filones de potencia media y muy rara vez,al explotarse criaderos potentes; en presencia de menasfirmes y rocas encajantes que van desde flojas hasta firmes;cuando es necesario resguardar la superficie; en menas muyvaliosas con o sin inclusiones de gangas.

En la Unión Soviética, los sistemas de laboreo con relleno se practican en las explotaciones de criaderos de metalesno ferrosos y metales raros, como también de oro. El pesoespecífic o de estos sistemas en la produ cción tota l de mineral<de los criaderos filonianos representa 10—15%. El laboreocon relleno se practica asimismo al explotarse yacimientospotentes, cuando es imprescindible conservar intacta lasuperficie o ante la imposibilidad de utilizar métodos más¡económicos. La importancia de los métodos de explotación<con relleno irá aumentando al explotarse criaderos situadosa grandes profundidades.

En los yacimientos de hasta 0,5 a 1 m de espesor se utilizan métodos de laboreo en que el material de relleno esobtenido de las labores en rocas encajantes, mientras queen yacimientos de espesores mayores se practica el rellenocon material acarread o' desde afuera.

Atendiendo a la forma del tajo de arranque se distinguenlos métodos de laboreo por rebanadas horizontales e inclinadas. En el caso del laboreo por rebanadas horizontales,la explotación del bloque se efectúa desde abajo arriba,■ con relleno del espacio ya explotad o. El arranque de una¡rebanada horizontal se lleva a cabo con uno o, más raramente, varios tajos. Las modalidades del relleno practicá

is 0—01021 305



Fig. 154. Método de ezplot&cion por rebanadas Horizontales segúnei rumbo con relleno:

tilaciónaeÍel° ’ S’ cílimenea áe miner al; 3, galería de transporte; 4, galería de ven

das y los modos de acarreo del material necesario al tajode arranque han sido descritos en el párrafo 5 de este capítulo. *

^En la fig. 154 está esquematizada una variante delmétodo de explotación por rebanadas horizontales segúnel nimbo con relleno. El método se utiliza en la explotación

de filones de fuerte buzamiento cuya potencia oscila entre0,8 y Z ó 6 m.Guando la potencia de yacimientos] es¡ mayor de 5 ó 6 m,

los bloques de extracción se disponen con'el lado largo a través del rumbo, y se dejan entre ellos pilares, que son extraíaos en la segunda etapa, con otro método de laboreo. En elbloque Ns 2 está representada la variante con chimenea demineral central y acarreo del mineral y material de rellenocon pala de arrastre.

En el bloque «Ns 1 se muestra la variante del método convarias chimeneas para mineral ejecutadas cada 8 a 10 m,variante que se practica, al explotarse criaderos de formasinuosa según su rumbo, lo que dificulta el acarreo por

306

gcráperá como también en criaderos regulares.,, pero dondees necesario separar de las menas las inclusiones estérileso extraer las menas por clases. El mineral es acarreado hastalas chimeneas de evacuación por medio de instalaciones detraillado de 5 a 10 kW de potencia, y el material de rellenolo suministran en vagonetas, o bien por caños y manguerasflexibles, si el relleno as hidráulico o neumático.

La altura del piso se toma de 30 a 45 m. La altura eslimitada por la dificultad de mantener las chimeneas demineral en el macizo de relleno cuando la potencia de loscuerpos mineralizados i-s supecior a 3 m. El largo del bloquesuele ser de 30 a 60 m, llegando sólo muy raras veces a 100 m.

El largo exiguo del bloque se explica por la tendencia deaumentar el rendim iento del piso, aumentando el númerode bloques y tajos puesto que con este método cada bloquelleva sólo uno o dos tajos; asimismo se facilita el acarreodel mineral y del material de relleno.

La altura del tramo arrancado y la del espacio libreentre la superficie del material de relleno y el macizo demineral, se adoptan de 1,8 a 2 m, más raramente hasta 3 m.La altura del pilar de galería, de 2 a 4 m; el pilar de galeríaes abandonado cuando la potencia del yacimiento es mayorde 3 m, y se practica el relleno hidráulico.

El piso se prepara, excavándose una galería de transporte entibada con cuadros adosados o espaciados. Desde lagalería de transporte se abren en los extremos del bloquecontracielos hasta la galería del piso superior, la cual esutilizada para la ventilación y acarreo del material de relleno hasta los contracielos. Los contracielos, al hacerse elrelleno seco, tienen tres compartimentos: uno de escaleras

y dos extremos para el relleno; si el relleno es hidráulicoo neumático, los compartimentos son dos. Los contracielosson entibados con cuadros de entibación, y más raramentecon entibación apuntalada.

Las labores de extracción se inician con el arranque deprimera rebanada inmediatamente encima de la entibaciónde la galería, generalmente, desde el contracielo. Con estefin, la entibación se retira de una de sus paredes hasta unaaltura de 2 a 2,5 m, y se procede al arranque del mineralpor medio de barrenos con carga reducida de explosivo,perforados en la rebanada, para evitar deterioros en laentibación de la galería.

Después del arranque de primera rebanada, se coloca

20* 307



sobre la entibación de la galería un entarimado de rollizoso tablones gruesos, se instalan buzones y se inicia el arranquede segunda rebanada desde el contracielo. A medida dellaboreo de la segunda rebanada, el espacio explotado deprimera rebanada va siendo colmado con material de relleno, en tanto que encima de los buzones se construyen chimeneas de mineral ejecutadas con entibación de cuadroo apuntalada entablada interiormente, o bien exteriormente,si el relleno es hidráulico.

El m aterial de relleno se cubre con un entarimado de tablones adosados, unidos por medio de travesanos desde abajo.

Al explotarse menas muy valiosas se extiende deb ajo delentarimado una lona para prevenir las pérdidas de finos.

En algunas minas se usa una tarima de chapas de acerode 3 mm, tapándose las irregularidades de las juntas conlistones de madera.

En el criadero de menas polimetálicas de Zirianovsk,en la mina «Tekeli» (Altai), en las minas del Canadá y Estados Unidos, la superficie del material de relleno es cementada con mortero de hormigón de fraguado rápido. La capaformada, de 10 a 20 cm de espesor, sirve de tarima paraprevenir el desparrame de finos de mineral y polvo en elrelleno, sirviendo asimismo de buena base para el traillado.Una vez extraída la segunda rebanada y rellenada la primera, se efectúa el laboreo de arranque hasta el pilar desubnivel.

Al extraer la rebanada horizontal subs iguiente , el relleno se efectúa de modo que su talud se halle debajo delescalón de trabajo.

El c iclo de la labor de arranque comporta las tareassiguientes: barrenado del escalón; cebado y voladura de los

barrenos; desescombro del tajo, evacuación del mineralarrancado hasta la chimenea; alargamiento de las chimeneaspara mineral; retiro del entarimado del área a rellenar;relleno de esta área con material de atibado y recubrimientodel relleno con entarimado.

En menas firmes, en el escalón se perforan barrenos ascendentes de una profundidad igual a la altura de la rebanada. Cuando el techo no es bastante firme, se practicanbarrenos horizontales, con previa erección de una plataforma,para el barrenador, ya que la altura de la zona inmediataal frente de arranque llega a ser la altura doble de larebanada.

308

Fig. 155. Método de explotación por rebanadas horizontales con relleno y con utilización de máquinas autopropulsadas:2 , buzón con compuerta neumática; 2, vagoneta autopropulsada para el acarreode materiairde relleno; 3, vehículo de transporte autodescargador; 4, carro debarrenadoras; ó, chimenea de mineral; 6, contracielo; 7, galería de transporte,S, galería de ventilación

El arrastre del mineral arrancado hasta la chimenea máspróxima se efectúa por instalaciones de traillado de dimensiones reducidas, de 5 a 10 kW. El ciclo ocupa dos o tresturnos. El cielo de laboreo se reduce y la extracción delbloque se acelera, si se realizan simultáneamente el arranquey el relleno de las rebanadas, tal como está representado enel bloq ue JTe 2, en cuya mitad izqu ierda se efectúa la evacuación del mineral, y en la derecha, el relleno, lo cual esfactib le cuando las rocas encajantes permiten _que unadoble altura de la rebanada se halle al descubierto.

En las minas de la RDA y RFA, el acarreo del materialde relleno y del mineral es efectuado por transportadoresoscilantes. En las minas de Checoslovaquia, Suecia y otrospaíses, se praetica el acarreo con ayuda de vagonetas auto-propulsadas sobre ruedas neumáticas y vehículos de transporte autodescargadores. En la fig. 155 se ilustra el métodode laboreo por rebanadas horizontales con relleno y conutilización de vehículos autopropulsados.

Una vez extraído el bloque hasta el pilar de subnivel,se efectúa el i’elleno de la ultima rebanada hasta el techo.El pilar de subnivel será explotado una vez que no haya

309



más necesidad de conservar la galería de ventilación. Laextracción del pilar de subnivel es ejecutada por rebanadashorizontales, con entibación y relleno subsiguiente.

La explotación de los bloques contiguos se lleva a cabosimultáneamente, pero de modo que las rebanadas explotadas no se hallen al mismo nivel en sentido vertical, y quela rebanada arrancada del bloque rezagado se halle dosa cuatro rebanadas más abajo de la rebanada explotada delbloque adelantado. Este requisito es necesario para crearcondiciones de trabajo seguras. En el limite del bloqueadyacente al macizo de mineral, antes de rellenar la rebanada se construye una barrera para la retención del materialde relleno durante la extracción del bloque contiguo.

Los índices tecno-económicos del método de explotaciónpor rebanadas horizontales con relleno dependen del gradode mecanización de las labores de arranque y del costo delmaterial de relleno. La productividad de trabajo de unpicado r en la explotación de yacimientos delgados7'es deU,7 a 1,5 m /turno, siendo notablemente superior al utilizarse equipos autopropulsados en la explotación de yacimientos potentes. El consumo de entibación en el laboreode yacimientos de poca potencia es de 0,01 a 0,02 m3/ms

l°s potentes, de 0,05 a 0,06 ms/m3 de mineral. Lasperdidas de mineral, siendo favorables las condiciones deexplotación, representan un 2 a 3%, y el empobrecimiento,otro tanto.

Ventajas del métod o: alta extracción del mineral y empobrecimiento insignificante; seguridad contra incendio enpresencia de menas propensas a la inflamación espontánea;posibilidad de extraer las menas por clases; resguardo de lasuperficie contra el derrumbe. Inconvenientes: productividadpoco elevada de trabajo del obrero picador en el tajo; costo

elevado de las labores de arranque a causa de gastos considerables para el relleno. Estos inconvenientes condicionanel escaso^ peso específico de los métodos considerados en laextracción minera global.

§ 10- Métodos de explotación con entibación de la galería de explotación

En los métodos de laboreo con entibación de la galeríade explotación, el medio principal de sostenimiento de lasrocas encajantes y del mineral durante el período de laboreo

310

Fig. 156. Entibación apuntalada reforzada:a, b, c, en criaderos de gran buzamiento; d, en criaderos poco inclinados

del bloque, es la entibación regularmente erigida: apunta

lada reforzada, encastillado o entibación combinada . En losyacimientos de fuerte buzamiento, la entibación apuntaladareforzada está constituida por codales de hasta 3 a 4 mde largo colocados horizontalmente con intervalos de 1,2a 1,8 m, y no perpendicularmente a los hastiales del cuerpomineralizado, a diferencia de la entibación apuntaladacomún. Los codales son apuntalados con ademes verticaleso inclinados, que los mantienen firmes en su lugar. Sobrelos codales horizontales se erige una tarima sólida^ parael trabajo de los mineros.

La colocación de los codales según el esquema representado en la fig. 156, a se practica cuando las rocas encajantesson de igual firmeza; la del esquema diseñado en lafig. 156, b, cuando las rocas del yacente son menos firmesque las del pendiente, la esquematizada en la fig. 156, c cuando son inestables las rocas del pendiente. De ser necesario, entre los codales y la roca se ejecuta un costillaje derollizos, costeros o tablones. El mineral del techo también

puede sostenerse por medio de costillaje.En los criaderos de poca pendiente, la entibación apuntalada se coloca normalmente al techo y al piso, siendoreforzada por soleras longitudinales, taquetes y puntales(fig. 156, d). Cuando es considerable la potencia del criadero y la presión de la roca, en vez de codales unitarios secolocan varios codales agrupados. Las puntas de los codalessuelen alojarse en muescas de 5 a 10 cm de profundidad. A veces se echa en las muescas finos de estéril, que soncomprimidos por la acción de la presión, debido a lo cualla entibación resiste mejor el empuje primario de las rocas,§in perder su resistencia. La entibación cuadricular o encas

311



§ 11. Métodos de explotación con entibación y rellenode la galería de explotación

En los métodos de laboreo con entibación y relleno, elsostenimiento de la galería de exp lotación se realiza medianteuna entibación que se construye regularmente, y un rellenoejecutado en el proceso de laboreo. Estos métodos se practican en condiciones geológicas particularmente desfavorablesdel cuerpo mineralizado: menas y rocas encajantes inestables, forma y po tencia variables de los cuerpos mineralizados,menas valiosas, necesidad de preservar la superficie.

Los métodos tuvieron una difusión considerable en lasexplotaciones de menas polimetálicas y de oro. En estosúltimos años, su aplicación ha disminuido bruscamentedebido a la introducción de métodos más económicos. En lasexplotaciones de los minerales de hierro estos sistemas notienen aplicación.

En los yacimientos de hasta 3 a 4 m de potencia se emplean métodos de explotación con entibación apuntaladareforzada y relleno. La preparación de los bloques y lasmodalidades de laboreo son similares al sistema de explotación con entibación apuntalada reforzada, diferenciándosede éstas sólo en que el ciclo del laboreo de arranque comporta la operación de relleno.

En los yacimientos de 3 ó 4 m a 10 ó 12 m de potenciase emplean los métodos con entibación cuadricular y relleno, con una disposición de los bloques según el rumbo,o bien en sentido transversal, cuando la potencia es mayor.

En la fig. 158 está esquematizado el método de explotación con entibación cuadricular y relleno, según el rumbo.

El bloque se prepara, abriendo una galería de transportey un contracielo, el que se utiliza para el acarreo de losmateriales de relleno y de entibación, sirviendo tambiénpara la ventilación y circulación de la gente. El contracieloes entibado con cuadros adosados con encofrado interiordel compartimento de atibado. La galería de transportees fortificada con cuadros de entibación.

El contracielo se dispone en el medio del bloque.La galería de explotación se inicia generalmente par

tiendo del contracielo, desde el nivel del techo de la galeríade transporte, y se efectúa abarcando todo el espesor delcriadero, con entibación cuadricular. El suelo de la rebanada se recubre con un entarimado compacto. AI extraerse

30^0

Fig. 458. Método de explotación con entibación cuadricular y rellenosegún el rumbo

la segunda rebanada, la primera se rellena y, saltando doso tres elementos de entibación, se ejecutan chimeneas demineral en el encastillado, encofrándose los cuadros contablones exteriormente para retener el material de rellenoy también interiormente, para resguardar la entibacióncontra los choques de los trozos de mineral evacuado. En loslímites del bloque, junto a las chimeneas de mineral, seconstruyen los pasillos de circulación. La superficie delrelleno se recubre con entarimado.

El laboreo subsiguiente se efectúa por rebanadas horizontales o por testeros. Las gradas se siguen espaciadas de10,-a 12 m, lo cual permite efectuar el arranque simultáneamente en todas las gradas del bloque. El ciclo de laboreode arranque comporta las tareas siguientes: perforación debarrenos horizontales o poco inclinados, cebado, voladura,desescombro del tajo, colocación del entibado, acarreo delmineral hasta las chimeneas..^¡Genera lmente, las labores se ejecutan en forma alternada:en una grada se procede al barrenado, en la otra, a la entibación y la evacuación del mineral. El relleno se efectúasimultáneamente con laJ}explotación de la rebanada o des-

345



pués'de su extracción en toda la longitud del bloque. Antesdel relleno, en el extremo de la rebanada, en su límite conel macizo de mineral, se revisten interiormente con tablonesuna serie de cuadros del encastillado a fin de reducir laspérdidas y el empobrecimiento durante la extracción delbloque contiguo.

Otras variantes de los sistemas de labore o con entibacióny relleno tienen muy poca d ifusión, por lo tanto no seránexaminadas en este Manual.

Ventajas de los métodos de laboreo con ent ibación y rel leno: alta extracción (97 a 98%) y empobrecimiento insignificante del mineral (2 a 3%) en la explotación de yacimientoscuyos elementos de orientación geológica son desfavorables;protección de la superficie contra el derrumbe mediante

un relleno prolijamente ejecutado; posibilidad de extracciónde las menas por clases y separación de las inclusiones estériles.

Inconvenientes de los métodos: alto precio de costo delmineral extraído, debido a un consumo considerable demateriales (0,15 a 0,25 m3/m 3 de mineral), a la necesidadde realizar los trabajos de relleno y una baja productividadde trabajo de los obreros picadores (0,9 a 1,2 m3/tumo),escaso rendimiento de los bloques (8 a 10 m3/día).

En razón a estos inconvenientes, los métodos con entibación y relleno se practican sólo en las explotaciones de criaderos filonianos, aplicándose en los yacimientos potentessólo para el laboreo de los pilares de entrecámaras.

§ 12. Métodos de explotación coa derrumbe de las rocasencajantes

En los métodos de laboreo con derrumbe de las rocas

encajantes, el espacio explotado en el proceso del laboreo vasiendo rellenado gradualmente con las rocas de recubrimientoy las rocas encajantes derrumbadas. La entibación cumplela misión de sostener una zona de trabajo de dimensionesreducidas, inmediata al frente de arranque.

Se distinguen dos grupos de métodos dentro de esta clase.1. Métodos de exp lotación por rebanadas con derrumbe,

que han cobrado gran difusión en las minas de la Unión Soviética, principalmente en los yacimientos potentes defuerte buzamiento que explotan menas^de piritas de cobre,polimetálicas, auríferas y otras menas valiosas.

316

2. Métodos de explotación por pilares con derrumbe deltecho, practicados en la explotación de yacimientos horizontales y poco inclinados delgados y medianamente potentes de hematitas pardas (regiones de Tula, de Lípetsk yotras), menas de manganeso (regiones de Chiatura, Nícopol,etc.).

Los métodos con derrumbe de las rocas encajantes seemplean en las minas de Bulgaria, Hungría, RDA, Francia, etc.

Se da eí nombre de métodos de explotación por rebanadas con derrumbe a los métodos en que el laboreo de los bloquesse efectúa por rebanadas horizontales en sentido descendentecon derrumbe, a medida de la extracción de cada rebanada,

■de las rocas de cubierta y de hastiales sobre el macizo mineral subyacente, recubierto con entarimado de madera.El laboreo de cada rebanada se ejecuta por pasadas (re

cortes) o tajos largos con utilización de barrenos y explosivoso, más raramente, martillos picadores. Gomo resultado de laextracción de varias rebanadas, entre el macizo de mineraly las rocas derrumbadas se va acumulando una pila de entarimados viejos, entibación tumbada, etc., llamada colchón de piedra. El arranque de las rebanadas subsiguientesse efectúa bajo la protección de este colchón de piedra,especie de almohada móvil y elástica que retiene sobre sílas rocas encajantes que se derrumban. Aun cuando trozosaislados de roca penetran en el colchón, quedan aprisionadosen él y no llegan hasta la rebanada que se está explotando.

Las condiciones de aplicación de los métodos de explotación por rebanadas con derrumbe presentan gran similitudcon las condiciones en que se practican los métodos con entibación y relleno. La explotación por rebanadas con derrumbe se

practica: en presencia de rocas de cubierta y de. hastialesflojas, susceptibles de desmoronarse espontáneamente confacilidad, para colmar oportunamente él espacio ya explotado; en yacimientos de una potencia superior a 2- ó 3 m;en cuerpos mineralizados de buzamiento bajo cualquierángulo; en menas blandas o medianamente duras; en explotaciones de menas valiosas y muy valiosas; ante la eventualidad de un derrumbe de la superficie. Estos métodos no sonviables en presencia de terrenos movedizos, arenas no desecadas y cavidades cársticas dentro de la pila de rocas derecubrimiento. En casi todas las variantes de los métodosde laboreo por rebanadas con derrumbe, el acarreo del mine-



Fig. 159. Hundimiento por rebanadas con preparación en estéril;a, detalle del tajo .de una pasada

ral de las pasadas es electuado por medio de palas de arrastre.

En la fig. 159 se muestra una variante del método porrebanadas con derrumbe, con las labores preparatorias eje-cutadas en estéril.

Este sistema se practica en la mina «III Internacional»al explotaise menas cupro-cincosas de dureza 5 a 10. Lasrocas encajantes (esquistos cuarzosos-sericíticos, cioríticos-sericí ticos, porfiritas) están dislocadas por grietas, soninestables, su dureza oscila entre 4 y 10. La longitud de losdepósitos es de 60 a 150 m, el espesor horizontal, 8 a 12 m,el ángulo de buzamiento, 65 a 80°.

El piso de 60 m de altura se fracciona en bloques de 30 mde largo. La preparación del nivel de tpansporte se efectúa»;abriendo dos galerías paralelas; en estéril 1 y en mineral 2S

318

que se comunican más allá de los flancos de los criaderos.Desde la galería en mineral, en el medio de la longitud delbloque, se excava un contracielo 3, y desde la galería en estéril, en el límite de los bloques contiguos, se abre mv con-tracielo á hasta la galería de ventilación 5 dispuesta fuerade los límites del desplazamiento de las rocas 6 (a una distancia de 35 a 40 m del depósito mineral).

Las galerías de transporte son fortificadas con cuadrosde entibación incompletos adosados o espaciados. Los contracielos se ejecutan con tres compartimentos (de mineral, deescaleras y de materiales) y se fortifican con entibacióncuadricular (encastillado), entabicándose el compartimentode mineral con tablones por dentro (para aminorar el des

gaste del entibado).El laboreo del bloque se efectúa por rebanadas horizon

tales de 3 m de altura. Para preparar la rebanada para ellaboreo desde el contracielo en mineral, directamente bajolas rocas de cubierta se excava un recorte en rebanadaentibado con cuadros. El ancho del recorte es de 3 m y sualtura es la de la rebanada. Pasando 5 ó 6 rebanadas másabajo del recorte en rebanada, se excava un recorte de ventilación 8 unido mediante una conexión 9 con el contracielo en estéril.

El arranque de la rebanada se inicia partiendo del recorte en rebanada, y va avanzando en rumbo bajo el pendiente de la pasada* primeramente hasta uno de los límitesdel bloque y seguidamente hasta el límite opuesto. El largode una pasada es de 13 a 14 m, el ancho de 3 m y la alturaes la de la rebanada. La pasada se entiba con cuadros incompletos. El mineral arrancado proveniente de las pasadas esacarreado hasta el contracxelo en mineral por medio de unapala de arrastre, dispuesta por sobre el compartimentode mineral del contracielo.

Después de ejecutar la primera pasada, se ejecuta deigual manera la segunda, recubriéndose el suelo de la primera ya explotada con una tarima de manera en rollos o ro-llizos. Antes del laboreo de la tercera pasada^ se hace derrumbar el entibado de la primera y la parte adyacente delrecorte en rebanada mediante la voladura de cargas reducidas de explosivo; como resultado, las rocas de cubierta yde los hastiales se hunden, rellenando la pasada. Una vezejecutada la tercera pasada, se provoca el derrumbe de lasegunda, y así de seguida. Gomo resultado del laboreo con

319



secutivo de las pasadas y derrumbe de las rocas encajantes,la rebanada queda totalmente beneficiada.

La preparación de la rebanada siguiente para el arran=que se efectúa, excavando un nuevo recorte en rebanadadesde el contracielo en mineral. La extracción de la rebanada nueva debajo del entarimado de la trama superior serealiza de un modo similar. Para el momento de explotaciónde las rebanadas hasta el recorte de ventilación, se excavaun recorte inferior de ventilación y una conexión con elcontracielo en estéril, utilizándose el recorte superior comouna en rebanada. Gomo resultado del beneficio de variasrebanadas, se va acumulando el colchón de piedra.

El laboreo de arranque en los bloques continuos se efectúa en un mismo nivel, y, una vez acumulado el colchón depiedra de suficiente espesor, el arranque se prosigue conadelanto o con retraso de modo a proporcionar un asientonormal del colchón flexible, sin alterar su continuidad, locual impide la irrupción de las rocas hasta el macizo demineral.

Para el momento de extracción del bloque hasta el niveldel techo de la galería de transporte, se termina la preparación del piso subyacente.

Las pasadas son ejecutadas hallándose tres superficiesal descubierto, lo cual facilita el arranque. Los barrenos sonperforados con barrenadoras manuales. La profundidad de losbarrenos es de 1 a 1,5 m; siendo mayor la profundidad, aumenta el peligro de deteriorar el colchón de piedra. Estando presente el colchón de piedra, las pasadas se entiban con cuadros incompletos espaciados de 0,5 a 1,0 m, revistiéndose eltecho, y a veces las paredes, con costeros.

El ciclo de laboreo de una pasada consta de las operaciones siguientes: evacuación de los escombros de voladura,entibación, barrenado, cebado y voladura de los barrenos.La duración del ciclo es de un turno.

La ventilación después de la voladura se efectúa en elintervalo entre dos turnos, con ayuda de los ventiladoresaxiales de aeración separada, instalados en el nivel de transporte. El aire fresco es impulsado hasta las pasadas porcaños colocados en el compartimento de escaleras del contracielo en mineral y canalizados hasta los tajos. La corriente de aire viciado recorre el recorte del tramo, el contracielo, pasando por la conexión y el contracielo en rocaa la galería de ventilación.

320

El entarimado es confeccionado sobre el suelo de laspasadas ya explotadas, con rollizos de una longitud mínimade 3,5 m. Se practican dos modos de hacer el entarimado.El primero consiste en colocar a lo largo de los costados dela pasada dos soleras de madera en rollos, colocando sobreéstos los rollizos en sentido transversal. Las soleras de esteentarimado son soportadas por los cuadros de entibación, alejecutarse las pasadas en la rebanada subyacente. Con elsegundo tipo de entarimado, el suelo de la pasada se recubrecon una tarima longitudinal continua; las secciones del entarimado se colocan solapando sus extremos.

En algunas minas, donde se dispone de un colchón de piedra acumulado y no hay aflujo de aguas subterráneas ácidasse utiliza a veces, en lugar del entarimado, una red metálica

colocada sobre soleras longitudinales y sujeta con ayuda degrapas. Las soleras se colocan espaciadas de 0,5 a 0,7 m,siendo el ancho de la red de 1 m. La red es confeccionada conalambre de 3 a 4 mm de diámetro y se coloca en 3 ó 4 capassolapadas. Los bordes de la red y cada capa van «cosidos» ala capa siguiente por medio de un alambre de 3 a 4 mm deespesor. El uso de la red hace bajar la temperatura del airede mina en los frentes de arranque, reduce el consumo delmaterial de entibación y el peligro de incendio. El inconveniente de la red metálica es su escasa resistencia a las aguasácidas.

El derrumbe de la entibación en las pasadas se efectúapor medio de un tiro eléctrico o mecha detonante, con previa evacuación de los obreros del bloque. Entre la pasadapor derrumbar y la pasada por beneficiar se dejan por lomenos una, pero no más de tres pasadas sin derrumbar.

La particularidad del laboreo de los criaderos poco inclinados por el método de rebanadas con derrumbe reside en

lo complicado de la preparación y, en algunos casos, también en la necesidad de un acarreo mecánico del mineralpor los contracielos.

Venta jas de la explo tac ión por rebanadas con derrumbe:alto grado de extracción (95 a 98%); emprobrecimientoreducido (4 a 5% ); sencillez de la preparación y del arranque; bajo precio de costo del mineral extraído; (1,5 a 2 veces menor que en los métodos de explotación con rellenoy métodos con entibación y relleno). Desventajas del método: baja productividad de trabajo del minero (1,5 a4,5 m3/turno); rendimiento reducido del bloque (10 a

2 1 — 0 i 0 2 i 324



15 m3/día); consumo elevado del material de entibo (0,08a 0,15 m3 por 1 m3 de mineral); peligro de incendio.

Es posible elevar la eficiencia del método por rebanadascon derrumbe utilizando máquinas cargadoras-transportadoras con mecanismos de suspensión intercambiables que ejecutan todas las operaciones en el tajo (barrenado, evacuación de los escombros de voladura hasta el contracieloaentibación).

La esencia de los métodos de explotación por pilares consiste en dividir el campo minero, mediante labores preparatorias, en secciones-pilares rectangulares que son despilados en una sola rebanada, abarcándose toda la potencia delyacimiento, con derrumbe del techo a continuación del labo

reo, para rellenar el espacio ya explo tado . El bene ficio delos pilares se efectúa mediante pasadas o tajos largos. Laanchura de los pilares en caso de arranque por pasadas es de30 a 40 m9y al ser explotados por tajos largos, de 15 a 75 m.El largo de los pilares suele ser de 50 a 200 ó 300 m.

Los. pilares son orientados con su lado largo en rumboo en el sentido ascendente del criadero.

.Los métodos de laboreo por pilares se practican generalmente al explotarse yacimientos estratiformes horizontalesde. poca pendiente, raras veces inclinados, con una potenciade 2 a 3,5 m y rocas de cubierta entre flojas y medianamente firmes, desmoronables cuando el techo se pone aldescubierto en un área suficientemente amplia.

La^ explotación de los pilares largos por pasadas (des-pilamiento en longitud) se practica en presencia de rocasflojas, inestables. En la fig. 160 está esquematizada la preparación de un panel del campo minero para la explotaciónpor pilares largos con el arranque por pasadas. El destape

del campo minero se efectúa por medio de un pozo de extracción 1 y uno de ventilación 2, excavados en el centro,y la. preparación, por medio de una galería de transporteprincipal 6 , galería de panel S y de ventilación 4 . Desde lagalería de panel hasta las márgenes del campo minero, seexcavan con intervalos de 30 a 40 m, las galerías de explotación 5 en el medio de cada pilar o a lo largo de sus márgenes. Los . pilares son explotados mediante pasadas, retrocediendo desde las márgenes del campo minero, con un adelanto de 10 a 15 m de un pilar respecto de otro.

El laboreo se efectúa las más de las veces ejecutandoamplias pasadas desde las galerías de explotación, y enti-

5 3 h

Fig. 460. Esquema de la preparación de un panel del campo de minapara la explotación por pilares largos y arranque por pasadas

ban por cuadros incompletos o espaciados, con entabladodel techo. El mineral es arrancado con martillos picadores,con explosivos o máquinas rozadoras, cargadoras.

El acarreo del mineral se efectúa por las pasadas y lasgalerías de explotación, en vagonetas sobre carriles, contransportadores de rastras y de cinta, en vagonetas autopropulsadas o con ayuda de máquinas cargadoras transportadoras.

Las “pasadas son beneficiadas en con tacto con la zonaya derrumbada (fig. 161,a) o con un pilar provisional demineral de 1,5 a 2 m de anchura (fig. 161,6). En el primercaso, después del laboreo de la pasada, se evacúan de ésta

Fig. 161. Exp lotació n de los p ilares largos por pasadas anchas

* 6

21* 323



las instalaciones (transportadores o carriles), se colocan enel límite del macizo de mineral tablazones de costeros paraprevenir el derrame de rocas en la pasada contigua y serescata parcialmente el entibado, produciéndose al cabode breve tiempo el derrumbe espontáneo del techo. En elsegundo caso, previamente al derrumbe del techo, se procede al vaciado del pilar provisional mediante breves pasadas 1, 2 , 3 y 4, partiendo del derrumbe hacia la galeríade explotación. Debido a la presión creciente del techo, elmineral de este pilar puede extraerse sólo parcialmente.El laboreo con abandono de los pilares provisionales sepractica en las secciones de mina sometidas a una granpresión de la roca.

Además de los métodos examinados, se emplean también otras modalidades de disposición de las pasadas.

Al explotarse los pilares por pasadas, la productividadde trabajo de un obrero del tajo fue de 2 a 7 m3/turno, elconsumo de la madera de entibación, de 0,1 a 0,25 m3 por1 m3 de mineral, las pérdidas, desde 5 hasta 8%, llegando hasta 12 ó 13% al abandonarse los pilares provisionales entre las pasadas» El empobrecimiento del mineral fuede 7 a 15%. El laboreo de los pilares por un tajo largo queabarca toda su anchura se practica en capas de potencia mediana con un techo relativamente firme.

En la fig, 162 se ilustra el método de explotación porpilares largos con laboreo por tajos largos (de frente corrido).

El trazado de los pilares se efectúa, abriendo galeríasde extracción pares 1 a lo largo de las márgenes laterales delos pilares, para proporcionar dos salidas desde cada tajolargo. Partiendo de las galerías de extracción se excava unalabor inicial 2 de 1,5 a 2 m de ancho, desde la cual se iniciala labor de arranque en dirección a la galería de panel 3.

El pilar situado entre las galerías de explotación pares, de5 m de ancho, es explotado por un tajo largo, junto con elpilar adyacente a aquél. El mineral es arrancado con explosivos, siendo la profundidad de los barrenos de 1,2 a1,8 m.

Ei acarreo del mineral hasta la galería de extracciónse efectúa por medio de scrápers o transportadores.

La galería de explotación es entibada con cuadros incompletos, paralelos a la línea del frente de ataque y espaciadosde 0,7 a 1 m. Una vez que el frente de ataque ha avanzadola longitud de un paso de derrumbe, determinado por vía..

A ¿a gatería principal

Fig. 162. Método de explotación por pilares largos con arranque portajos largos

experimental (5 a 6 m), se coloca a lo largo del tajo bajo lascumbreras de los cuadros de entibo, a una distancia de 1,5 a2 m del frente, una fila apretada de puntales llamada «órgano». El pasillo de circulación 4, formado entre el órgano yel pilar, se entiba para el beneficio del tramo siguiente delpilar y, observando las medidas de seguridad especiales, seprocede a un rescate parcial de la madera de entibación enla zona por derrumbar, con ayuda de un tomo de giro lento.Gomo resultado del aflojamiento de la entibación se produceel derrumbe del techo.

Con la explotación por tajos largos aumenta el rendimiento y se reduce el precio de costo, en comparación con elbeneficio de los pilares por pasadas.

Los métodos de laboreo por pilares se practican en laexplotación de las menas de manganeso en las regiones deNíkopol y Chiatura, como también en los Urales, y en losyacimientos de minerales de hierro de las regiones de Tulay de Lípetsk. Las singularidades de las condiciones minerasy geológicas de los yacimientos determinan el uso de distintas tecnologías de explotación para cada yacimientoparticular.

En las minas del yacimiento de manganeso de Níkopolse emplean los escudos desplazables EG|H-M-57 (SchN-M-57) ,

325



Fig. 163. Escudo IlüíH-M-57 (SchN-M-57)

KM-3 IE[A-52P (SchA~52R), para la explotación por tajoslargos de los pilares de mineral de 15 a 75 m de ancho.

El escudo BJH-M-57 (SchN-M-57) (fig. 163) 1 se compone de una serie de secciones colocadas a lo largo del frente de ataque, bajo cuya protección se efectúa el arranquedel mineral. El mineral arrancado con martillos picadoreses cargado sobre un transportador de rastras para tajo 2, que acarrea el mineral hasta el transportador 3 instaladoen la galería de extracción. El techo de la capa es sostenidopor viseras extensíbles. A medida del avance del tajo, elescudo es desplazado con ayuda de tomos de arrastre y polipastos,* o bien con ayuda de un sistema hidráulico; el desplazamiento del escudo es seguido por el derrumbe de lasformaciones arcillosas del techo. El paso de desplazamientodel escudo es de 1 a 1,2 m. Las galerías de extracción estánfortificadas con una entibación metálica compresible, con-fecionada con perfiles especiales CII-18 y CÍI-28 (SP-18y SP-28). “ .

Para prevenir debajo del escudo las irrupciones del agua,que mana de las grietas del derrumbe proveniente de las

326

Fig. 164. Máquinas combinadas o rozadoras cargadoras universales

arenas acuíferas, como también de las arcillas presentesen el techo, se procede a un drenaje preliminar. Desde lasgalerías de extracción, con intervalos de 5 a 10 m, se perforan agujeros ascendentes a través de la pila arcillosa hastallegar a las capas acuíferas, y se encajan en ellos, filtros

hechos con tubos de 40 mm de diámetro, con orificios de2 mm de diámetro. En el suelo de las galerías se excavanpozos" tubulares, de donde el agua es desagotada a la superficie por instalaciones de desagüe automáticas,p ' La explotación por tajos largos con ayuda de escudos deentibación mecanizados, en comparación con arranque porrecortes, ha proporcionado una mayor seguridad del trabajo, mejores condiciones de ventilación, ha aumentado elrendimiento"del tajo merced a un amplio frente de trabajo,ha eliminado las operaciones laboriosas relacionadas conla entibación del techo y el acarreo de la entibación,' hareducido las pérdidas de mineral hasta 1 ó 2% , disminuido

327



el volumen de las labores de excavación y rebajado el precio-de costo del mineral.

Al explotarse los pilares por pasadas en la cuenca deNíkopol, las galerías de extracción y las pasadas son fortificadas con una entibación metálica compresible confeccionada con perfiles especiales CII-18 (SP-18). Las galeríasse abren siguiendo las márgenes laterales de los pilares oen el medio de cada pilar. Para la carga del mineral proveniente de las pasadas de extracción, se utilizan máquinascombinadas. En la fig. 164, a está representada una rozadora cargadora universal de tambor y paletas, de dimensionesreducidas, MBJI-1 (MBL-1). En las labores de excavaciónse utiliza la rozadora cargadora «Márganets-3» (fig. 164, b).

El órgano de ataque de la rozadora es una fresa que girasobre una barra extensible y que efectúa un arranque separado del mineral y de la roca.

Con el arranque mecanizado, el largo de las pasadas seadopta de 20 a 40 m. El beneficio de pilares por pasadas seefectúa sin dejar pilares entre las pasadas. El laboreo porpasadas se practica en las condiciones más penosas y desfavorables y en el laboreo final de los pilares.

13. Métodos de explotación con derrumbe del mineralde las rocas encajantes

Esta clase comprende los métodos que recurren, en elproceso del laboreo de arranque, al derrumbe del macizode mineral de un nivel osubnivel, socavado abajo y a loscostados de tal modo que, al ser evacuado el mineral, lasrocas de recubrimiento desmoronadas, se hunden, rellenandoel espacio explotado. El derrumbe del mineral socavado se

produce por la acción de su propio peso y por la presión dela roca, por las cargas de explosivo alojadas en los barrenoso perforaciones profundas en el macizo de mineral por desmoronar.

Los métodos en los que los bloques son explotados en sentido descendente por subniveles con derrumbe del mineralpor tiros o derrumbe parcial espontáneo, como tambiéncon relleno del hueco explotado con rocas desmoronadas,reciben el nombre de métodos de explotación por subpisoscon derrumbe.

Cuando el derrumbe del mineral abarca la altura de unnivel y la evacuación del mineral se efectúa debajo de las

rocas derrumbadas que colman el espacio explotado, losmétodos reciben el nombre de explotación por derrumbe delpiso.

Los sistemas de explotación con derrumbe del mineraly de las rocas encajantes tienen su mayor difusión al explotarse menas de hierro y polimetálicas.

Mediante los métodos de explo tación de subpisos conj' derrumbe se obtienen en la Unión Soviética arriba del 50%de los minerales de hierro y cerca del 10 % de los de metalesno ferrosos. iEJn la cuenca de Krivoi Rog, el peso específicode este sistema alcanza 78%. La explotación por subnivelescon derrumbe se practica para la extracción de menas medianamente duras y duras, propensas al derrumbe espontáneo

en razón a su agrietamiento, esquistosidad o clivaje. Lapresencia de rocas encajantes firmes dificulta el empleode este método, ya que hace necesario su derrumbe dirigido,lo que complica la preparación y aumenta el precio de costode la producción.

Este método se practica en la explotación de menas pocovaliosas, en razón a las pérdidas considerables (de 10 a 15%)y empobrecimiento, como también menas no propensas a lainflamación espontánea. La potencia del yacimiento no debeser inferior a 8 ó 10 m, pudiendo ser cualquiera el ángulode buzamiento y la forma de aquél. La difusión mayor latienen las variantes del método de subniveles con derrumbe, arrancando el mineral con barrenos perforados con barray agujeros profundos.

En los yacimientos potentes y muy potentes, explotadospor subniveles con derrumbe, el piso, de 60 a 80 m de altura,se divide en bloques de 40 a 50 m de ancho, los bloques sesubdividen en subniveles, y éstos, en paneles. Según la variante elegida y el modo de arranque, los subniveles setoman de una altura qiie oscila entre 10 ó 12 m y 30 ó 40 m.Los paneles se disponen según el rumbo o en sentido transversal. La anchura de un panel es de 7 a 10 m, si el arranquees con barrenos perforados con barra, y de 10 a 30 m, si sepractican agujeros profundos (calculando que el área mineralizada de un panel no es mayor de 500 ó 750 m2).

El esquema de preparación del bloque es coordinado conel esquema de disposición de los paneles, cuyos lados largosse sitúan en dirección del rumbo o en sentido transversal.

En la fig. 165 se muestra el esquema de preparación delbloque para la explotación por subniveles con derrumbe y



Fig. 165. Esquema de preparación de un bloque según el método desubpisos con hundimiento, con disposición de ios paneles en direccióndel rumbo:I a I V , orden de explotación de los paneles

Fig. 166. Laboreo de un panel con la variante del método de subpisoscon hundimiento «abanico cerrado»:a, corte por el lado corto del panel; b, corte por el lado largo del panel

con disposición de los paneles según el rumbo. La galería enestéril 1 y el contracielo 7 son excavados en el yacente, másallá de la zona de desplazamiento de las rocas. Desde lagalería de transporte se excava un recorte 2 (en el mediodel bloque), y partiendo de éste, las chimeneas para mineral8 y un contracielo de ventilación y circulación 4 bajo elyacente. En cada suhnivel se abre un recorte 5 y galeríasde suhnivel 6 para el acarreo con pala de arrastre. En loslímites del bloque, las galerías de subnivel se unen conlos contracielos de ventilación 7 por medio de recortes 8.

Entre todas las variantes del método de subniveles conderrumbe y con arranque del mineral con barrenos perforados con barra, la más típica es la variante llamada «aba

nico cerrado». El modo de arranque del mineral con estavariante está ilustrado en la fig. 166.La galería de panel (o recorte) se abre con una sección

de 2 X 2 ó 2,5 X 2,5 m y se entiba con cuadros incompletosadosados o espaciados (de 1,5 a 2 m). A partir de las galeríasde panel 1 se abren, con intervalos de 3 a 4 m, chimeneasinclinadas para mineral hasta una altura de 4 a 6 m, unidasentre sí por labores de socavación 2 de 2 m de altura. Desdelas labores de socavación se perforan en abanico barrenos conbarra de 5 a 6 m de profundidad. Simultáneamente se perforan las salidas de las chimeneas 8 a la galería de socavación,para ensancharlas a modo de embudos. El mineral arrancadoes evacuado a una labor de panel (4 es el límite de la parteexplotada del panel) donde es acarreado por scrápers hastala chimenea de mineral. El pilar de mineral que subsisteencima de la labor de panel es derrumbado con un retrasode 5 a 10 m respecto del beneficio de la sección del panel.Una sección del panel comporta una, dos, tres y más pares

de chimeneas. El derrumbe sobre varios pares de chimeneasse efectúa cuando las menas son firmes. El arranque delmineral tiene lugar en varios paneles a la vez, con un adelanto del panel explotado respecto del vecino, no inferiora 10 m. La secuencia de explotación de los paneles en lasmárgenes de un subnivel está diseñada en la fig. 165. Ellaboreo de los paneles se efectúa partiendo de las márgenesdel bloque en dirección a las chimeneas.

La variante «abanico cerrado» del método de subnivelescon derrumbe fue particularmente difundido en la cuenca deKrivoi Rog. Actualmente, su peso específico ha bajado enesta cuenca hasta un 10%. Inconvenientes de esta variante:



gran volumen de labores de trazado; peligro para el trabajodel barrenador en las labores de socavación, debido a lafalta de una salida segura; dificultades de la ventilación;elevadas pérdidas de mineral.

La particularidad principal de la mayoría de las variantes que integran los métodos de laboreo por subniveles conderrumbe y con arranque de mineral por barrenos profundos,reside en el derrumbe simultáneo del mineral en todo elpanel. La mena es arrancada las más de las veces por barrenos profundos inclinados o verticales en abanico.

En la fig. 167 se muestra una variante del método delaboreo por subniveles con derrumbe y con arranque delmineral por barrenos profundos.

Las galerías de transporte son fortificadas con una entibación de arcos o portadas metálicos y un revestimiento conplacas de hormigón armado; las galerías de subnivel lo soncon arcos metálicos confeccionados con perfiles especialesJVIs 28, y los empalmes con las chimeneas, con encastilladode vigas doble T «Ns 28. Las chimeneas de mineral de 1,2 X X 1,2 m de secc ión son excavadas con intervalos de 5 a5,5 m. Los contracielos de barrenado con las cámaras debarrenado se disponen en las márgenes laterales del bloquedel lado del yacente.

El laboreo del subnivel consiste en la socavación, ensanche de las chimeneas a modo de embudos y derrumbe delmacizo de mineral situado encima del espacio socavado;tiro de los barrenos profundos y evacuación del mineraldesmoronado. La altura de la socavación se adopta de modoa dar cabida en el espacio explotado a la pila de mineralsuprayacente por derrumbar, teniendo en cuenta su desmenuzamiento (de 1,18 a 1,2). Los barrenos profundos setaladran con máquinas perforadoras rotativas o rotoperci-sivas ubicadas en las cámaras de barrenado.

El espesor de las rebanadas derrumbadas es de 4 a 4,5 m,siendo el diámetro de los barrenos de 105 mm. Los barrenosse disponen en abanico. La perforación se ejecuta simultáneamente con la socavación del subnivel, calculando queel barrenado del subnivel se termine simultáneamente conla finalización de los trabajos de socavación, ya que unasocavación ejecutada con adelanto puede provocar el derrumbe espontáneo del mineral.

El área de socava ción en menas de dureza 4 —6 es de300 a 400 m2. Una socavación que abarque un área mayor

332

Fig. 167. Variante del método de subpisos con hundimiento, conarranque por barrenos profundos:1, galería de transporte en estéril; 2, recortes de transporte; 3 & 5 , contracielos devent i lac ión y de c ir culac ión; 6, contrac ielo de barrenado, 7, recortes de ventilac ión y de c ir culac ión

puede acarrear el derrumbe espontáneo del mineral deltecho y alteración de los barrenos profundos perforados-hasta más allá de aquél. El subnivel es socavado por doscámaras, dejándose entre ellas un pilar provisional de 4a 6 m de ancho. La socavación se ejecuta por tiros ,de barrenos perforados con barra desde las chimeneas, o por elmétodo de trincheras (véase los métodos de laboreo por:subniveles).

El mineral es evacuado de la socavación de modo que'.los embudos estén llenos con mineral antes de la voladurada barrenos. El pilar de mineral entre las cámaras de soca

333



vación se derrumba antes de proceder al derrumbe delsubnivel mediante tiros de barrenos perforados con barrao agujeros profundos . Las rebanadas en el subnivel sonarrancadas con un retardo de uñ milisegundo.

El mineral derribado es evacuado en porciones aproximadamente iguales desde cada chimenea, para mantenerloen contacto horizontal con las rocas de cubierta. La evacuación uniforme del mineral permite reducir las pérdidas y elempobrecimiento del mineral. La evacuación prosigue hastatanto aparezca en las chimeneas mineral de calidad inferior a la requerida. El mineral evacuado es acarreado conscrapers hasta los coladeros de mineral por los que llegaal nivel de transporte.

La venti lación del subnivel se efectúa del modo siguiente: la corriente de aire fresco proveniente de las labores delnivel de transporte, llega al contracielo de ventilación ycirculación situado bajo el pendiente, sube por el contra-cielo hasta los recortes de subnivel, es encauzada a las galerías de subnivel, sale al recorte de subnivel en la parte media

. subnivel, y por el contracielo en estéril 3 sube hasta elnivel de^ ventilación (véase fig. 167). Con este esquema deventilación, la corriente de aire fresco llega hasta cada operador de la pala de arrastre.

Durante el laboreo del subnivel inferior, en calidad decontracielos de barrenado se utilizan las chimeneas demineral.

En la cuenca de Krivoi Rog se practica la variante delmétodo de submveles con derrumbe, con arranque del mineral por barrenos profundos ascendentes en abanico, en aberturas verticales de compensación (fig. 168, a). El largo dela sección del panel por derrumbar es de 30 a 35 m, su an

cho, de 25 a 30 m y la altura del subnivel, de 30 a 40 m.La preparación del bloque es similar a la variante conarranque por barrenos profundos horizontales. Durante eltrazado del bloque se abren inicialmente una o dos galeríasde traillado, recortes de ventilación y de circulación y chimeneas de mineral extremas. Desde las chimeneas, a unaaltura de 8 m sobre el nivel de traillado, se excava un recorte de perforación, desde el cual se procede al barrenadoael macizo de mineral.

Paralelamente con el barrenado, se excava en la parteSec?lónJ el Panel una raja.de compensación

de ancho. Este espacio de compensación se forma

334

Fig, 168. Método de^subpisos con hundimiento, con arranque porabanicos de barrenos profundos:a, hacia la roza de corte vertical de compensación: 1, recorte de barrenado; 2 , chimeneas de mineral; 3, contracielo de circulación; 4, nivel de traillado; 5, re

corte de transporte; 6, recorte de ventilación; 7, contracielos de ventilación;i>, hacia la socavación inclinada

mediante la voladura de agujeros profundos ascendentesparalelos dirigidos hacía un contracielo ramal previamenteexcavado hasta la altura de la raja. Los agujeros son perforados desde un recorte excavado en el nivel de los embudos.Después de evacuar el mineral del espacio de compensación,excepto el «colchón de mena» dejado sobre los embudos de laraja, se ceban los agujeros. El tiro es con microrretardo.Entre los abanicos., volados por pares, dispuestos a ambos

335



lados de la abertura de compensación el retardo es de 50y 250microsegundos. La línea de mínima resistencia de lasdos primeras rebanadas, situadas a ambos lados de la abertura, representaba 0,8 de la l.m.r. de las rebanadas sucesivas (de 2,5 a 5 m), lo cual proporcionaba un buen choquemutuo de las rebanadas, su fragmentación uniforme y reducíael volumen de partículas de polvo.

Debajo de la sección derrumbada del panel se excavan lasdemás galerías de traillado y las chimeneas de mineral queson ensanchadas a modo de embudos mediante barrenosperforados con barra. La apertura de las labores de trazadodespués del derrumbe del macizo aumenta la estabilidadde los pilares de galería, hace disminuir el efecto de la ondaexplosiva sobre los mismos, reduce los gastos para el soste

nimiento del nivel de traillado. Por estas razones, el recorte de ventilación (fig. 168,a) se dispone de 4 a 5 m másabajo de la cota del subnivel y se une con las galerías detraillado por medio de conexiones cortas.

El mineral derribado es evacuado a dos o tres galeríasdel nivel de traillado, de modo análogo a la variante conarranque del mineral por agujeros profundos horizontales.

En la fig. 168, b. se muestra variante de explotación deun panel con el método con derrumbe de subniveles conarranque del mineral por barrenos profundos perforadosdesde las galerías de acarreo, hacia una socavación inclinada. Con esta variante, el panel es socavado previamenteen toda su longitud por medio de barrenos perforados conbarra desde pasadas periformes y volados hacia la. raja decompensación previamente excavada. Sobre la socavacióninclinada que se ha formado, se efectúa el derrumbe delmacizo mineral suprayacente mediante tiros de agujerosprofundos perforados directamente desde la labor de aca

rreo del panel contiguo. El derrumbe se efectúa sobre dosgalerías de traillado.Con esta variante de laboreo, el volumen de las labores

de trazado se reduce en un 20 a 30%, a la par que aumentaconsiderablemente la productividad de trabajo de los mineros.

En la cuenca de Krivoi R og, en menas de dureza 2—5propensas al desmoronamiento espontáneo, se practican lasvariantes del método de subniveles con derrumbe espontáneo,en que el derrumbe del mineral en los paneles socavadosocurre por la acción de su propio peso y de la presión ejercida

336

por las rocas encajantes. Esas variantes tienen poco pesoespecífico en la explotación subterránea, puesto que elprecio de costo de la extracción del mineral es mayor que conlos métodos de derrumbe de subniveles con arranque de mineral por barrenos profundos, hecho que se explica por losgastos elevados para el sostenimiento de las galerías.

En la tabla 16 están referidos los índices tecno-económi-cos obtenidos en las minas de la cuenca de Krivo i R og en losaños 1962—1970a al aplicarse las variantes del método desubniveles con derrumbe.

La variante más económica es la que practica el arranque del mineral por agujeros profundos en abanico, sobreuna socavación inclinada, variante que ofrece también lamáxima seguridad para los obreros ocupados en el barre

nado, y un beneficio más intenso de los bloques*En las minas de lirivoi Rog, en el combinado polime-

tálico de Leninogorsk, el combinado de Ziriánovsk y otros,se van introduciendo con todo éxito las variantes del métodode subniveles con derrumbe, con organización de los trabajosen cadena, con arranque del mineral por tiros bajo confinamiento mediante barrenos profundos* efectuándose la evacuación y transporte del mineral por máquinas transportadoras autopropulsadas, alimentadores vibratorios, transportadores y equipos combinados de laboreo mecanizados conescudos de avance.

Las variantes con arranque del mineral por tiros bajoconfinamiento se practican en menas duras y firmes* depronunciada físuracíón, que proporciona una buena calidadde fragmentación. El arranque y la evacuación del minerales efectuado por rebanadas inclinadas bajo un ángulo de80 a 85° en el sentido del derrumbe.

La variante del método de subniveles con derrumbe, con

evacuación lateral del mineral por rebanadas con ayuda dealimentadores y transportadores vibratorios* realizándoselos traba jos en cadena2 que se practica en menas de dureza12—16 en el combinado polimetálico de Ziriánovsk* estáilustrada en la fig. 169. La longitud del bloque es de 50a 60 m, la anchura, de 10 a 12 m, la altura del subnivel, de20 a 25 m.

Los trabajos de acceso al bloque comportan la aperturade una galería de transporte 1, recorte de transportecontracielo para materiales y circulación 3 y chimenea demineral 4. En cada subnivel se excavan dos galerías: una

22—01021 337



Tabla 26

Variante del método de subnivelescon derrumbe

Indices «abanicocerrado»

con arranque de mineral porbarrenos piofuados

en socavación

horizonta]

en rajade com

pensaciónvertieal

en socavación

inclinada

espontáneo delsubnivel

Productividad detrabajo de un obre

ro , t/tu rn o . . . . 25,8 a 32,4 a 37,9 a 47,8 a 35,9 a44,5 44,3 46,7 57,7 44,6Longitud específicade las labores dedazado por 1000 t,

en m . . . . . . 6,2 a 5,7 a 5,2 a 5,8 a 7,1 a8, 7 6,9 7,3 6,7 . 7, 2

Precio de costo delmineral (franco-buzón) rublos/t 0,450 a 0,456 a 0,428 a 0,423 a 0,427 a

0,712 0,657 0,575 0,478 0,549Pérdidas de mineral, % ................ 12,6 a 12,9 a 14,6 a 13,8 a 11,8 a

22,1 15,9 29,3 14,5 18,3Empobrecimientodel mineral, % 8,4 a 7,3 a 5,3 a 5,5 a 9,7 a

27,9 15,4 13,6 6,2 15,4Porcentaje de mineral obtenido con lavariante del método en 1970, % . , 12,3 21,2 8,2 25 0,9

de barrenado 5 junto al pendiente,, y otra de carga y acarreo6 junto al yacente.

Las galerías de barrenado son excavadas con el métodocorriente, y las de acarreo, con el método de cebado incompleto de los agujeros perforados desde las labores paralelas(fig. 170).

Los agujeros profundos de 42 a 74 mm de diámetro sonperforados en filas espaciadas entre sí de 1,2 m, cebándosecon detonita 10A sólo las extremidades de los agujeros, demodo^ que la rebanada se desprenda del macizo según lasocción asignada. A una distancia de 10 a 15 m, el mineral

338

Fig. 169. Método de subpisos co n hundim iento, con "evacuación frontal por rebanadas mediante transportadores vibratorios y realizaciónde ios trabajos en cadena

Fig. 170. Esquema de los trabajos con explosivos al excavar galerías horizontales con el método de cebado incompleto de los barrenos:i a 4, barrenos profundos (se ceban sólo las extremidades dentro del contornode la futura galería)

arrancado por la explosión es lanzado hacia la chimeneade mineral. En el espacio restante, el mineral arrancado esacumulado y evacuado en dos o tres viajes de una máquinacargadora transportadora. En el flanco opuesto del bloquese excava un contracielo ramal que se ensancha en rozade corte (sí el bloque no linda con rocas derrumbadas ante-

22* 339



nórmente). Desde la galería de barrenado se perforan en elmacizo de mineral agujeros profundos inclinados en abanico, de 65 a 145 mm de diámetro.

Éstos barrenos profundos son cebados con granulita AC-8 con ayuda de cargadores neumáticos, dejando sincargar las extremidades de los agujeros, de modo que quedeintac to un pilar de corona sobre la galería de carga y acarreo, de 4 a 5 m de altura. Este pilar también es despiladopor rebanadas a medida del laboreo de arranque, formándose entre su extremidad y la masa rocosa derribada, unaraja de evacuación. El espesor de una capa de mineral esde 4 a 5 m. El espacio necesario para dar cabida al mineralarrancado se forma al compactarse por la explosión el mine

ral derribado anteriormente»La carga y acarreo del mineral es efectuado por mecanismos de acción continua: alimentadores vibratorios BII-1(VP-1) (ver fig. 169) 7, transportadores vibratorios BP-100M(VR-100M) 8 y criba vibratoria BP-100 (YG-100) 9. El ali-mentador vibratorio de 5 m de. largo, se halla parcialmentebajo el mineral evacuado, a una distancia de 1,5 a 2 m másallá del plano del mineral sobrecolgado. Una vez evacuadala rebanada derrumbada, el alimentador es retirado de debajode los escombros. El transportador vibratorio consta desecciones de dos metros de largo. A medida del laboreo, selo acorta»

La criba vibratoria de 5 m de largo, 2 m de ancho y 1,2 mde alto, permite efectuar la fragmentación de sobretamafioscolocados sobre el mismo, con cargas huecas de explosivocon un peso total de hasta 2 kg. El conjunto de los mecanismos es manejado por un operador-dinamitero desde unpupitre de mando situado cerca de la criba.

El barrenado de los subniveles se efectúa simultáneamente con la carga y acarreo. El aire fresco es aportado alas galerías de carga y de barrenado desde el nivel principalcon ayuda de instalaciones de ventilación, por caños detela cauchotados, saliendo el aire viciado al nivel de ventilación.

La productividad de trabajo de un obrero ocupado en laevacuación fue de 300 t/turno, superando 3,5 veces la obtenida con la instalación de traillado; el rendimiento máximoalcanzó 642 t/turno. Las pérdidas de mineral fueron de 5,4%y el empobrecimiento, de 15%. El rendimiento real de unobrero en el bloque, cuenta habida de los trabajos prepa-

340

Fig. 171. Método de explotación por subpisos con hundimiento, conarranque del mineral por tiros de barrenos profundos bajo confinamiento, con evacuación lateral del mineral:a, esquema del trazado de las galerías de transporte del nivel principal; b, esquema del trazado de las galerías del nivel intermedio

ratorios y de trazado , fue de 12,5 m3/hombre-turno (30a 40 t/turno).

En los yacimientos de hierro de los Urales y la Siberia,en menas duras, se están implantando con éxito las variantes de la explotación por subniveles con derrumbe, con

arranque por barrenos profundos y tiro bajo confinamiento,con evacuación lateral del mineral, utilizándose equiposde carga y accarreo autopropulsados (fig. 171).

Los paneles de explotación en yacimientos muy potentes,suelen disponerse en sentido atravesado transversal delrumbo. La anchura de los paneles es de 10 a 22 m. La alturadel subpiso es de 20 a 25 m. El largo del bloque, de 80 a200 m.

En los subpisos contiguos, los paneles de extracción sedisponen al tresbolillo unos respecto de otros, para disminuir las pérdidas de mineral durante la evacuación.

341



Fig. 172. Método de explotación por subpisos con hundimiento y evacuación lateral del mineral

La preparación de los bloques se efectúa por medio deuna galería_ de transporte excavada en estéril, y dos contracielos. lino de los contracielos sirve como chimenea demineral, y el otro, para la ventilación y circulación.

En cada subpiso se excavan galerías de subnivel en roca y

recortes de subnivel (en el medio de cada panel).E l nivel de transporte se une con las rampas o bajadaspara el acceso de los equipos autopropulsados a los subni-veles. Una rampa sirve para varios bloques.

El laboreo del subnivel se inicia por los paneles de losflancos.

En cada panel, el arranque empieza, abriéndose unaroza de corte en el contacto con las rocas encajantes, y acontinuación avanza en dirección de la galería de subnivel.

Simultáneamente se efectúa el arranque en varios panelescontiguos, con un retraso de 10 a 15 m a lo largo del panel(fig. 172). El despilamiento de los paneles en los subpisos

342

contiguos se ejecuta con un retraso del subnivel inferior respecto del superior no menor de la altura del subpiso.

El arranque del mineral en los paneles se efectúa porbarrenos profundos inclinados. La disposición de los barrenos es paralela o en abanico (las más de las veces). Ladistancia entre las filas de barrenos es de 1,5 a 2,0 mssegún la dureza de la roca y el diámetro de las perforaciones»

El cebado de los barrenos es mecanizado. Después deltiro de uno a tres conjuntos de barrenos se procede a evacuarel mineral. Para la carga del mineral se utilizan máquinascargadoras de acción continua HHE-3K, IIHB-2II (PNB-3K,PNB-2P) y otras con un vagón automotor B# ny -4M (VDPU-

4M) y cargadoras transportadoras nj^B-2, ÍII1H-4, II^H-3n(PDV-2, PPN-4, PDN-3D) y otras.El rendimiento de una cargadora PNB-3K, funcionando

en conjunto con un vagón en un recorrido de 120 a 180 m,es de 300 t/turno; el de una cargadora PDN-3D es de hasta600 t/turno „

Los trabajos de barrenado de las rebanadas y de evacuación del mineral o bien alternan (fig. 171), o bien se realizansimultáneamente (fig. 172). En este último caso, por encimade los recortes de subnivel se excavan recortes de barrenado,desde los cuales se ejecuta el barrenado del panel. El pilarde mineral encima de los recortes de subnivel se derrumbapor barrenos profundos de un diámetro menor, o por barrenos cortos con cierto retraso respecto de la voladura delos agujeros profundos.

El uso del equipo autopropulsado en lugar del acarreopor scrápers aumenta la productividad del trabajo 1,5a 1,6 vez y reduce el costo de extracción en 15 a 20%.

Las pérdidas y empobrecimiento a que dan lugar losmétodos de evacuación lateral dependen de la profundidadde penetración de la cargadora en el mineral derribado.Cuanto más hondo muerden los órganos de ataque de la cargadora en el mineral, tanto más uniforme es el asiento delmineral derrumbado y tanto mayores son las dimensionesque puede tener la rebanada derrumbada.

De acuerdo a algunas investigaciones se ha determinadoque las pérdidas y degradación mínimas del mineral en casode evacuación lateral se observan cuando la relación entrela altura del subnivel y el espesor de la rebanada evacuada esde 4 a 6.

343



En cada caso concreto, esta correlación se determina enfunción de la movilidad del mineral arrancado y de las rocasesteriles encajantes»

Ventajas de los^métodos de subpisos con derrumbe, apl icando la tecnología de evacuación y acarreo del mineralen cadena: esquema de preparación de los bloques simplificado, volumen reducido de los trabajos preparativos y detrazado; mayor seguridad de trabajo por estar menos recortado el macizo de mineral; menor cantidad de mineral suspendido durante la evacuación; mando a distancia de losmecanismos; posibilidad de dejar interestratificaciones deesteril paralelas al tope del subnivel en el derrumbe; ritmomuy intenso del laboreo de arranque.

_ Los métodos de explotación por derrumbe del piso sur

gieron como resultado de la tendencia a aumentar la alturade la rebanada de mineral derrumbado, hasta la altura totalaei piso, con el fin de proporcionar un mejor derrumbe espontaneo del mineral y reducir el volumen de las labores preparatorias. Se utilizan dos modalidades del método: la delderrumbe espontáneo del piso y la del derrumbe dirigidodel piso. s

_ Esencialmente, el método de derrumbe espontáneo delpiso consiste en lo siguiente. El piso, de 50 a 70 m de alturase fracciona en bloques con un área horizontal de 30 X 30a 40 X 50 m. En las márgenes del bloque, en el plano vertical, se excavan una serie de galerías que debilitan la cohesión del bloque con el macizo de mineral circundante. Acontinuación, el bloque se descalza en la base en toda suarea; Ll mineral, socavado abajo y sin enlace sólido con elmacizo en la periferia, comienza a derrumbarse espontáneamente bajo la acción de su propio peso y el empuje de lasrocas suprayacentes. En el proceso del derrumbe espontáneo,

se evacúa el exceso de mineral que se va formado a consecuencia del aumento del volumen por fragmentación.La evacuación parcial del mineral se realiza de modo a

mantener entre el macizo de mineral y el mineral derrumbado un espacio libre de 2 a 3 m. La conservación de lasdimensiones de este hueco se vigila por las labores de observación abiertas fuera de las márgenes del bloque. Cuandoel proceso de derrumbe se va demorando, se lo acelera mediante tiros denlas cargas de cámara o de barrenos profundos.

Si se evacúan sistemáticamente los excesos de mineralel derrumbe espontáneo va abarcando gradualmente toda

344

la altura del piso. Después del derrumbe de todo el macizode mineral, se procede a su evacuación bajo la protecciónde las rocas estériles.

Para poder aplicar el método de laboreo por derrumbeespontáneo del piso, son necesarias las condiciones siguientes: l)JLa potencia de los depósitos de mineral debe ser mayorde 20 ó 30 m, ya que con una potencia menor la superficie desocavación resulta insuficiente para que se produzca el derrumbe espontáneo del mineral; 2} el mineral debe desmoronarse por sí mismo en trozos que puedan pasar por laschimeneas (las más adecuadas son las menas agrietadasde dureza 2—5); 3) el mineral no debe ser propenso al aglu-tinamiento, oxidación o inflamación espontánea; 4) el ángulo de buzamiento del yacimiento no debe ser inferior a 60ó 70°, o bien ser próximo al horizontal, ya que siendo otroslos ángulos de buzamiento, aumentan las pérdidas de mineral, al ser evacuado por el lado del yacente; 5) las rocas enca jantes deben ser más firmes que el minera l, para que el empobrecimiento de éste sea menor, y contengan un porcentajeelevado del componente útil.

^Estas condiciones limitan el campo de aplicación delmétodo de derrumbe espontáneo del piso.

En los años 1948—1960, este método fue aplicado en unaserie de minas de la cuenca de Krivoi Rog, pero no llegóa cobrar gran difusión debido a sus inconvenientes.

La productividad de trabajo de un obrero era menor coneste método que con los métodos de subniveles con derrumbey arranque de mineral por barrenos profundos, o con laexplotación por derrumbe forzado del piso, en tanto que elcosto de extracción de una tonelada de mineral era mayor,debido a gastos de mano de obra mayores para evacuar unmineral de fragmentación irregular durante el derrumbeespontáneo, y debido a los'gastos elevados para el sostenimiento de las galerías de evacuación. Además, utilizandoel método del derrumbe espontáneo del piso, resulta complicado el control del proceso de derrumbe espontáneo propiamente dicho.

Con los métodos de derrumbe forzado del piso, el bloquede mineral socavado abajo es derrumbado por fuerza entoda su altura mediante tiros de agujeros profundos perforados en filas sobre toda la altura del bloque, evacuándoseel mineral bajo las rocas derrumbadas. Al aplicarse el método de derrumbe forzado del pisOj los límites del bloque

345



y los tamaños de pedazos del mineral derrumbado son determinados por la disposición de los agujeros, lo cual ensanchael campo de aplicación de estos métodos en comparacióncon el del derrumbe espontáneo del piso.

Los métodos de explotación por derrumbe forzado delpiso se practican: en menas medianamente duras a muy durasy firmes; en criaderos de más de 15 m de espesor de ánguloagudo de buzamiento o casi horizontales; en presencia de rocasencajantes de cualquier firmeza; en menas no propensas alaglutinamiento, oxidación ni inflamación espontánea; enmenas medianamente valiosas y un poco más valiosas.

Actualmente estos métodos se practican tanto en losyacimientos de hierro (cuenca de Krivoi Rog, minas de

Visokogorsk y de Gorá Blagodat, minas de la AnomalíaMagnética de Kursk y otras), como en los criaderos de metales no ferrosos y de minerales no metalíferos para la industria química (combinados de Leninogorsk, de Norílsk, «La Apati ta» , etc .).

En las minas de Krivo i R og, al- practicarse la explotación por pisos con derrumbe forzoso, el rendimiento de unobrero es de 19 a 31.t/turno, las pérdidas de mineral, de10 a 17%, el empobrecimiento, de 8 a 10%. El costo de laexplotación es menor que con eí método de laboreo por pisoscon derrumbe espontáneo. Esto se explica por un volumenmenor de los trabajos de fragmentación secundaria y por losgastos menores para el sostenimiento de las galerías delnivel de traillado.

En menas firmes duras y muy duras se practican las variantes del método de explotación por pisos con derrumbeforzoso en cámaras de compensación verticales.

Con estos métodos, la parte principal del macizo por

derrumbar se dispone al costado de las cámaras, de 35 a40 m de altura, 10 a 12 m de ancho (volumen: de 10 a 15%del volumen del bloque).

Inicialmente se explotan dos o tres cámaras de compensación y a continuación se procede al derrumbe, medianteuna voladura masiva de los pilares de entrecámaras de 15a 20 m de ancho y del pilar de corona.

En la mina «Magnetítovaia» del yacimiento de hierro Vis oko gorsk, al emplearse el método de exp lotación porpisos con derrumbe forzado en cámaras de compensaciónverticales, en menas de dureza 10, la productividad deltrabajo de un obrero era, para una sección de mina, de

36 t/turno, sumando las pérdidas un 5 —8% y el empobrecimiento, 10—15%.

La evacuación del mineral derrumbado es similar a ladel método de subpisos con derrumbe y arranque del mineralcon barrenos profundos.

El derrumbe forzado del piso con arranque del mineralpor tiros bajo confinamiento se aplica en menas duras agrietadas, en presencia de fallas y otras dislocaciones tectónicasen el bloque.

La íig. 173 presenta una variante del método de laboreopor pisos con derrumbe forzado sin cámaras de compensación,,adoptado en la mina «Magnetítovaia» de Visokogorsk para laexplotac ión del blo que ge ológico <Ni 15 del cuerpo mineral 10.

El mineral es una magnetita con bajo porcentaje de azufre dedureza 8 —12, las rocas encajantes están integradas porsienitas y skarns de dureza 13—14. El contenido medio dehierro en la mena es de 38 a 39%, siendo de 5 a 8% en lassienitas. La longitud del cuerpo mineralizado en rumboes de 315 m y la potencia horizontal máxima, 190 m. Laaltura del piso es de 80 m, la anchura del bloque, 50 m5lalongitud del bloque es igual a la potencia del yacimiento.

El bloque es fraccionado para el laboreo en secciones deextracción de 27 m de ancho, y en altura, en dos subpisosde 20 a 35 m de alto. En el límite con el bloque explotadoanteriormente se deja un pilar de entrebloques (PB 2)de 15 m de ancho. La preparación del bloque es efectuadamediante la apertura de dos galerías de transporte en estéril2, que son unidas entre sí por recortes de transporte 2 excavados en las márgenes de los pilares de entrebloques.

En el techo de los recortes de transporte se excavan lasgalerías de traillado 3 . El intervalo entre éstas es un número

múltiplo de la longitud de una vagoneta (9 m). Las. galeríasde traillado empalman entre sí en la mitad del largo deuna sección por medio de un recorte de ventilación 4 , quecomunica con el contracielo de ventilación 5 del yacente.De las galerías de traillado se abren seis chimeneas de mineral en cada galería, de 4 m de alto. Las chimeneas son conectadas entre sí por galerías de trinchera 6.

En el pilar de entrebloques (PB 3) se excavan , partiendodel niv el de traillado, dos contrac ielos de barrenado (B s,Bfc4) con ayuda de una plataforma de profundización.Desde estos contracielos se efectúa el trazado de dos nivelesde barrenado.^ En cada uno de éstos se excava un recorte de

347



F i g .

1 7 3 . M é t o d o

d e

h u n d i m i e n t o

f o r z a d o

d e l p i s o

s i n

c á m

a r a s d e

c o m p e n s a c i ó n ,

c o n

a r r a n q u e

d e l m i n e r a l p o r t i r o s

b a j o

c o n f i n a m i e n t o

circulación 7, uno de .barrenado 8, las conexiones entre losmismos y las galerías de corte 9. El recorte de circulaciónse dispone en el lím ite del bloque por explotar a conti-imación y se utiliza en lo sucesivo como un recorte de barrenado.

Primeramente se procede al laboreo de la sección del ladodel yacente. El laboreo de la sección comporta las tareassiguientes: excav ación de la roza de corte y barrenado completo de las reservas de mineral destinadas a la voladura;descalce del: bloque; preparación y ejecución de la voladuraen mása; evacuación del mineral.

Para abrir roza de corte, en cada sección se excavan contracielos ramales con ayuda de barrenos profundos. La rozade corte se abre primeramente en el subnivel inferior yseguidamente en el superior, con ayuda de barrenos profundos orientados a lo largo de las galerías de barrenadode a dos o al tresbolillo y espaciadas de 2 a 1,5 m entre sí.El ancho de la roza de corte es de 3 m, el largo 35 m y elvolumen representa un 5 a 8% del macizo por derribar.

Simultáneamente con la apertura de la roza de corte,se efectúa la perforación de conjuntos de barrenos en abanico en el macizo de mineral entre las rozas de corte contiguas, en la parte adyacente del PB 2 y en el pilar de corona.La distancia entre los abanicos es de 1,5 a 4 m, y entre lasextremidades de los agujeros en un abanico, de 2,5 a 4 m.

El descalce de la sección es efectuado por el método delas trincheras.

La voladura de la primera sección se ejecuta en dosrozas de corte. Los abanicos de barrenos profundos son volados con un microrretardo de 15 ms, dirigiéndose los tirosdesde las rozas de corte hacia el centro de la sección y manteniendo el adelanto de un abanico entre el tiro del subnivelinferior y el del superior. Antes de proceder al derrumbe dela segunda sección, se excava la roza de corte en la tercerasección. El arranque se efectúa en dirección de la roza decorte de la tercera sección y sobre el mineral parcialmenteevacuado y los estériles de la primera sección. El laboreode las secciones restantes se lleva a cabo de un modo análogo.El número de secciones en un bloque queda determinado porla potencia del yacimiento y varía entre 3 y 6.

Simultáneamente con el derrumbe de la primera y laúltima secciones del bloque, se arranca respectivamente elmacizo triangular por las partes del yacente y del pendiente.



El peso total de la carga de explosivo para el derrumbe deuna sección es de 140 a 150 t.

El consumo de explosivo para el arranque primario es de0,26 a 0,3 kg/t y para la fragmentación secundaria, de 0,07 a0,08 kg/t. La productividad de trabajo de un scraperista-dinamitero en la evacuación es de 280 a 300 t/turn o alutilizar malacates de traillado*de 55 kW de potencia y unapala de arrastre de 0,5 ms de capacidad.

El rendimiento del obrero por sección es de 50 t/turno.Las pérdidas del mineral representan un 4% y el empobrecimiento, 12—13%.

i Los índices técnico-económ icos alcanzados en el métodode laboreó por pisos con derrumbe forzado y con arranque

del mineral por tiros bajo confinamiento, caracterizan aeste método como más eficaz que los métodos de laboreocon arranque del mineral en cámaras de compensación horizontales o verticales. La separación del bloque en seccionesde extracción permite acelerar la puesta en explotaciónde las reservas de mineral, reduciendo a la vez el peso de lacarga del explosivo utilizado para tiro simultáneo, aminorarel efecto sísmico de la voladura, disminuir las pérdidasde los barrenos.

El hecho de no abrir cámaras voluminosas elimina la eventualidad de derrumbes anticipadas del pilar de corona y delmacizo de mineral, reduce las pérdidas de mineral y aumentala seguridad de los trabajos.

§ 14. Métodos de explotación combinados

Se llaman combinados los métodos de laboreo en queel piso se divide en cámaras y pilares de entrecámaras dedimensiones relativamente próximas, que alternan de un

modo regular y que son explotados consecutivamente endos etapas por los métodos de laboreo distintos. Estos métodos se aplican en la explotación de yacimientos potentes

- y muy potentes.Las cámaras y los pilares suelen disponerse con su lado

largo en sentido transversal del rumbo del cuerpo mineralizado; la anchura de las cámaras varía entre 5 y 25 metrosy la de los pilares, de 4 a 20 metros.

Según sea la variante adoptada para la explotación de lascámaras, se distinguen los métodos de explotación combinados siguientes: con cámaras no entibadas, con almacenamiento del mineral y con relleno.

350

Con los métodos del primer grupo, las cámaras son explotadas mediante una de las variantes del método de arranque del mineral en subpisos o por pisos y cámaras, en tantoque los pilares (por ejemplo, el pilar de base de las cámaras)lo son por derrumbe de subpisos o de rebanadas. Según losmétodos de explotación del segundo grupo, el laboreo delos pilares se ejecuta en medio del mineral almacenado, por

- los métodos del derrumbe del mineral y de las rocas enca jantes. Con los métodos del tercer grupo, las cámaras sonexplo tada s- por rebanadas horizontales, más raramenteinclinadas, en sentido transversal del rumbo del cuerpomineralizado, con relleno, vaciándose los pilares en la segunda etapa por métodos de laboreo con entibación y relleno

o por derrumbe de las rocas encajantes. A veces, al practicarse los métodos del primer y delsegundo grupos, las cámaras agotadas son rellenadas hidráulicamente, explotándose los pilares por los métodos de derrumbe de las rocas encajantes; estos métodos se denominanmétodos combinados con relleno subsiguiente. Los métodoscombinados presentan las ventajas e inconvenientes de lossistemas utilizados para el laboreo de las cámaras y de lospilares.

§ 15. Elección del método de explotación

En la mayoría de los yacimientos metalíferos y atendiendo a sus condiciones mineras, se pueden aplicar losmétodos de laboreo diferentes. Sin embargo, para cada sección o tramo del yacimiento se debe elegir el método de explotación más racional, cuya aplicación garantice la seguridad necesaria de los trabajos, la productividad de trabajo

máxima de los mineros, el costo mínimo de la producción,pérdidas cuantitativas y cualitativas insignificantes, comotambién la capacidad de producción requerida de la empresaminera.

El método de explotación más eficiente se ha de elegirentre los métodos aplicables para las condiciones geológicasy mineras del yacimiento en cuestión, procediendo a suvaloración comparativa.

Entre los factores geológicos que inciden del modo másconstante e intenso sobre la posibilidad de aplicar tal o cualmétodo de explotación, los más importantes son los elementos posicionales del yacimiento (ángulo de buzamiento,

351



potencia«, propiedades físicas del mineral y de las rocas enca jantes).

Entre las propiedades físicas, la más importante es lafirmeza o estabilidad del mineral y de las rocas encajantes,la cual determina la modalidad de control de la presiónde la roca, como también las dimensiones de los frentes deataque. La influencia de estos factores sobre la posibilidadde aplicar tal o cual método de explotación ha sido señaladaya al ser examinados métodos de laboreo concretos. Así,unos métodos pueden aplicarse sólo en la explotación decuerpos mineralizados delgados, en tanto que otros son viables sólo para criaderos potentes, y así de seguida»

Los límites de aplicación de los métodos son netos también en cuanto a los factores restantes. Asi, los métodos deexplotación con almacenamiento del mineral se practicanen yacimientos de fuerte buzamiento; los métodos de cámaras y pilares son característicos para el laboreo de cuerposmineralizados horizontales y poco inclinados. En presenciade minerales poco firmes, son inaceptables los métodos deexplotación siguientes: de subniveles con arranque, de pisosy cámaras, con almacenamiento del mineral, con relleno.En presencia de menas muy duras y firmes son impra cticables los métodos por derrumbe espontáneo del piso y el dederrumbe por rebanadas.

Además de los factores que se acaban de menc ionar, inciden sobre la posibilidad de aplicación de cada método delaboreo particular, también, otros factores: el valor de lamena; la tendencia de la mena al aglutinamiento, oxidacióne inflamación espontánea; la composición mineral y el contenido de mineral en las rocas encajantes; la forma del yacimiento, la necesidad de preservar la superficie y la posibilidad de su deterioro; condiciones locales de distinta naturaleza (costo de los materiales de entibación, técnicas de concentración de las menas, etc.).

El método de elección directo del sistema de explotaciónconsiste en que, atendiendo a cada una de las condicionesconcretas de los yacimientos, se designan los sistemas deexplotación más eficaces, aptos de satisfacer todas las condiciones. La selección de los métodos más aceptables deexplotación se vuelve más fácil al utilizar tablas especialmente elaboradas, donde van indicados los métodos de laboreo y las condiciones de su aplicación. Como resultado de laselección de los métodos, es posible emplear dos, tres o, más

raramente, una cantidad mayor de sistemas de explotación.La elección definitiva se eíectita en base a la comparaciónde estos sistemas en cuanto a la seguridad del trabajo y losíndices técnico-económicos. Con frecuencia, el método deexplotación más eficaz es elegido después de realizar en lamina trabajos experimentales relacionados con la aplicación de los métodos viables y comparar los índices técnico-económicos reales obtenidos.

En base a la aplicación práctica del método se elige lavariante más eficaz del mismo y sus elementos estructurales(dimensión del bloque y de los pilares, altura del subnivel,de la rebanada, de la grada, etc.).

Las variantes de los sistemas de explotación examinadasen este capítulo no agotan toda la variedad de los métodos

de laboreo subterráneos. Estos métodos están perfeccionándose continuamente por introducirse en ellos una mecanización y automatización totales, a fin de aumentar la seguridad de los trabajos, el rendimiento de los mineros y lacapacidad de producción de la mina, reducir el costo de Japroducción, las pérdidas y el empobrecimiento del mineral.

23—01021



CAPITULO VI VENTILACION, DESAGÜE Y ALU MBRAD O DE LA MIN A

§ 1. Atmósfera de mina

: El objeto principal de la ventilación de ana mina es man

tener en las galerías condiciones atmosféricas normales mediante un aporte permanente de aíre fresco a las labores subterráneas y evacuación del aire viciado de las mismas.

El aire atmosférico presenta una mezcla bastante constante de gases (nitrógeno, oxígeno y dióxido de carbono) yvapores de agua.

Un aire atmosférico seco contiene (en volumen) cerca de79% de nitrógeno, 20,96% de oxígeno y 0,04% de anhídridocarbónico, a una presión normal de 760 mm Hg. El contenidode vapores acuosos en el aire junto a la superficie terrestievaría, de acuerdo a las condiciones locales, entre 0,1 y 7,5%(1% por término medio). El peso específico del aire atmosférico a la presión de 760 .mm Hg y temperatura de 0 °C esde 1,293 kg/m3. ^

El aire atmosférico, al recorrer las galerías subterráneas,sufre una serie de alteraciones químicas y físicas, que vienena disminuir su contenido de oxígeno y a enriquecerlo conanhídrido carbónico, niti’ógeno y gases nocivos tóxicos y

explosivos: monóxido carbónico, óxido nítrico, sulfuro dehidrógeno, gas sulfuroso, metano. Aumenta, además, lapulverulencia del aire y varía su temperatura, humedad ypeso específico.

El aire que llena las labores mineras se llama aire de mina. Un aire de mina que no se diferencia o es próximopor su composición al atmosférico y es totalmente respirable,se llama aire fresco, llamándose aire viciado en caso contrario.

.La disminución del contenido de.oxígeno en el aire demina ocurre a consecuencia de ios procesos de oxidación delas menas y rocas sulfurosas, madera y otras materias orgánicas e inorgánicas. El oxígeno es absorbido por la res-

354

piraeion de los hombres. De acuerdo a las Reglas de Seguridad, el contenido de oxígeno en las labores que están funcionando no debe ser inferior al 20%. La disminución del contenido de oxígeno en el aire de mina generalmente va paralela al'aumento del contenido de anhídrido carbónico, elcual se desprende también de las grietas y oquedades,’ delas fuentes minerales, se origina durante los incendios enlas galerías, las explosiones de los gases y del polvo,

' El anhídrido carbónico (C02) es un gas incoloro de gustoligeramente"ácido y olor débil, su peso específico es de 1,52.No mantiene el proceso de la combustión, no sirve para larespiración, es fácilmente soluble en el agua. Como el C02es más pesado que el aire, se acumula junto al suelo de las

labores subterráneas. De acuerdo a las Reglas de Seguridad,el contenido de C0 2 en los tajos activos no debe pasar del0,5%, y en la corriente de aire saliente, 0,75%. El aumentodel contenido de C02 tiene un efecto asfixiante para el hombre.

El monóxido carbónico (CO) es un gas incoloro, sin olorni gusto, su peso específico con relación al aire es de 0,97.Es originado durante los trabajos con explosivos, incendiossubterráneos, explosiones de metano y polvo de carbón.Mezclado con aire, arde con una llama azul celeste. Cuandoel aire contiene de 13 a 75% de monóxido carbónico, seforma una mezcla susceptible de hacer explosión a una temperatura de encendido de 630 a 810 °C. El monóxido carbónico es la causa más frecuente de las intoxicaciones. Suacción tóxica sobre el organismo humano se explica por elhecho de que el CO se combina con la hemoglobina de lasangre 300 veces más rápidamente que el oxígeno, formándose un compuesto llamado carboxihemoglobina, que anula

la capacidad de la sangre de absorber el oxígeno y transmitirlo a los tejidos. Se acumula en los topes ciegos de laboresmineras ascendentes: contracielos, chimeneas, cruceros, etc.El acceso a esas labores se permite a la gente sólo previauna prolija ventilación de las mismas o un análisis del airepara comprobar la ausencia de óxido de carbono.

^Las Reglas de Seguridad autorizan una concentraciónmáxima de CO de 0,0016% en volumen en el aire de mina

Los óxidos nítricos (NO, NOs) se forman durante lostrabajos con explosivos; generalmente, el primero en formarse es el óxido nítrico que, al combinarse con el oxígenodel aire, se transforma inmediatamente én bióxido de nitró

23* 355



geno. El N 02 es un gas de color pardo-rojizo, de olor penetrante y una densidad de 1,58 con relación al aire. Provoca lairritación, do las mucosas de los ojos, la nariz y la boca,tos, dolor de cabeza, etc. Es soluble en el agua.

La masa rocosa fragmentada por la explosión tiene lafacultad de retener los óxidos nítricos y otros gases, quevan desprendiéndose gradualmente durante la carga y pueden ser causa de intoxicaciones.

El e fecto p eligroso de este gas es agravado por el. hechode que el envenenamiento no se m anifiesta de. inmediato,sino de 4 a 30 horas después de haber sido aspirado. Unaconcentración de 0,02 a 0,08% de NQ3 representa un peligro mortal dentro de un breve lapso.

Según las Reglas de Seguridad, la concentración de óxidos

nítricos (reducida a NaOs) en el aire de mina no debe exceder 0,0001% en volumen.

Para evitar el envenenamiento con los gases generadospor los explosivos, no se debe entrar en los tajos antes deque éstos hayan sido totalmente aireados; es imprescindibleregar el tajo y los escombros después de la voladura y airearintensamente los tajos activos.

El sulfuro de hidrógeno (H2S) es un gas incoloro, fuertemente tóxico, de olor característico a huevos podridos ygusto dulzón. Su peso específico es de 1,19. Es fácilmentesoluble en el agua. Arde formando mezclas explosivas cuandosu concentración en el aire es de 6 a 45%. Irrita las mucosasde los ojos y las vías respiratorias.

El sulfuro de hidrógeno se forma durante el proceso deputrefacción de las sustancias orgánicas (madera de entibación), la descomposición de las piritas sulfurosas y el yesopor agua, se desprende de las grietas, oquedades y fuentesminerales.

Las Reglas de Seguridad toleran una concentración desulfuro de hidrógeno en el aire de mina, no superior a0,00066% en volumen.

Las minas cuya atmósfera contiene una concentración desulfuro de hidrógeno que exceda la norma sanitaria admitida, pertenecen a la categoría de minas peligrosas por susgases tóxic os, en las que se adoptan una serie de reglas suplementarias para prevenir los envenenamientos.

El gas sulfuroso (S02) es un gas incoloro, de olor sui gé-neris «picante» y gusto agrio; es 2.2 veces más pesado que elaire. E l gas sulfuroso es corrosivo para la mucosa d élo s ojos.

350

El S 0 2 es generado durante los trabajos con explosivosen menas sulfurosas, durante los incendios subterráneosdebidos a la inflamación espontánea de menas y hullas,durante las explosiones de polvo sulfúreo y sulfuroso.

Según las Reglas de Seguridad, la concentración de S02-en el aire de mina no debe exceder 0,00035% en volumen.

La mezcla de metano (Ct í4), anhídrido carbónico y nitrógeno (a veces, CG, H a, H 2S, S 0 2, etc.) se llama grisú o gasde mina. :

El metano (GH4) es un gas incoloro, inodoro ©^insípido.Gomo su peso específico es de 0,554, se acumula fácilmenteen la parte superior de las galerías. Es un producto dedescomposición de las sustancias orgánicas sin acceso deoxígeno. Los desprendimientos de metano se observan lasmás de las veces en las minas de carbón; en minas de hierro,plomo, oro aparecen sólo cuando a proximidad del cuerpomineralizado se encuentran capas de hulla gasíferas. Elmetano no es tóxico, pero no sirve para la respiración. Espoco soluble en el agua. El peligro mayor del metano resideen su combustibilidad y explosividad. Una mezcla de metano con aire se inflama a la temperatura de 510° C. A unaconcentrac ión de hasta 5% , el CH4 arde con una llama azulceleste, a una concentración de 5 a 16% explota, en concentraciones mayores no explota ni mantiene la combustiónpor ser insuficiente el porcentaje de oxígeno para descomponer el metano.

Durante la explosión del metano se desarrolla una temperatura elevada (de 2150 a 2650° G) y la ráfaga de aire quese mueve con gran velocidad y provoca destrozos considerables en las galerías.

Las propiedades del metano han sido bien estudiadas

y se ha estab lecido un régimen grisutoso especia), en lasminas donde hay escapes de metano. Además, se adoptanmedidas para disminuir el contenido de metano en el airede mina y para eliminar la posibilidad de su inflamación(degasificación artificial de las capas mediante la aspiración del metano a través de perforaciones a la superficie,donde es utilizado para fines industriales y domésticos;ventila ción intensa de las labores subterráneas, uso delmétodo hidráulico para el arranque de la hulla, uso de material eléctrico antideflagrante, empleo de explosivos de seguridad, etc.).



De acuerdo a la cantidad de metano desprendido, lasminas grisutosas se dividen en cuatro categorías (tabla 17).

Tabla 27

CategoríaCantidad de metano desprendido

por día por 1 m» de masarocosa extraída por término

medio ea un día, en m3

Ï hasta 7II de 7 a 14

IIÍ de 14 a 21IV (categoría extra) más de 21

De aeuerdo a las Reglas de Seguridad, el contenido demetano en los tajos no debe pasar de 1 %, y en la com en tegeneral de retorno de aire, de 0,75%.

E l polvo de mina son partículas finas y finísmas de mineral y de estériles (cuya dimensión transversal va de 1 mmhasta fracciones de micrón), suspendidas en el aire de laslabores subterráneas o depositadas en éstas.

Las fuentes principales de generación del polvo en lasminas de m ineral son los traba jos de barrenado (de 50 a85% del volumen total del polvo), arranque con explosivos(de 40 a 20%), evacuació n del mineral del tajo , trabajosde carga y descarga (de 10 a 5% ).

El polvo de mina es la causa de una serie de enfermedades profesionales y de explosiones. El polvo nocivo para lasalud^de los mineros es aquel cuyas partículas tienen untamaño inferior a 5 ó lOfjt en estado de suspensión; en lasexplosiones intervienen polvos con granulosidad de hasta

1 mm. Para el organismo humano es especialmente peligroso el polvo que contiene sustancias tóxicas (plomo, arsénico, mercurio y otras) o microbios patógenos, que provocanuna serie de enfermedades del sistema nervioso central yotros órganos. Aun polvos que no son tóxicos, especialmenteel polvo silíceo, cuarzoso, granítico, de hulla, y otros, sonnocivos, porque, al penetrar en los pulmones, provocan distintas .enfermedades llamadas neumoconiosis (la silicosis,provocada por la aspiración de polvo que contiene sílice;la antracosis, originada por el polvo de hulla; la asbestosis,debida al polvo de asbesto, etc.). Las minas que explotanminerales y rocas que contienen más del 10% de bióx ido de

358

sili cio (S i0 2) libre , se consideran peligrosas por silicosis.El con tenido de polvo en el aire de mina no debe exceder lasnormas establecidas por la Inspección Estatal Sanitaria deMinas de la URSS (contenido máxim o de po lvo minera]con 10 a 70% de SiO*: 2 mg/m8; si es mayor del /0%,lapulverulencia máxima admitida del aire es de 1 mg/m ).

Para prevenir las enfermedades debidas a la acción deipolvo, se lleva a cabo el tratamiento profiláctico de los obreros con rayos ultravioleta en recintos especiales de fototerapia, inhalaciones profilácticas de mentol, penicilina y otrosmedicamentos.

Presenta el peligro de explosion el polvo disperso de lasmenas sulfurosas cuando su contenido en azufre es mayor del

12%, y el de carbón que contiene de 17 a 32% de sustanciasvolátiles (sustancias gaseosas que se desprenden del carboncalentado sin acceso de aire durante la destilación seca). Laexplosión del polvo disperso puede ser una consecuencia delcontacto con una fuente de llama externa, como también celas cargas de electricidad estática adquiridas espontáneamente por las partículas de polvo en su vuelo.

La ventilación eficaz de las labores subterráneas es unade las medidas de importancia más decisiva dentro del con junto general de medidas adoptadas en las minas contra lasacumulaciones de polvo en concentraciones explosivas.

En las labores subterráneas es necesario procurar tenerno solamente un caudal suficiente de aire fresco, sino también las condiciones climáticas adecuadas; temperatura, velocidad de la corriente de ventilación y humedad.

La temperatura del aire de mina aumenta con la profundidad por efecto de la compresión del chorro de aire de ventilación, el intercambio térmico con las rocas circundantes,los procesos de oxidación. Según las Reglas de Seguridad, latemperatura máxima admisible del aire de mina es de26° G. En invierno , la temperatura del aire aportado a lamina no debe ser inferior a 4-2° G. En la práctica , la temperatura del aire requerida en las labores subterráneas semantiene enfriando o calentando el aire antes de su aportea la mina. La rociada de los tajos con agua finamente pulverizada disminuye la pulverulencia, aminora el contenidode los gases (NO a, GOs, H 2S, SOs, etc .) en el aire despties delos tiros y reduce la temperatura del ambiente.

Una gran velocidad de la comente de ventilación ejerceun efecto enfriador sobre el organismo humano y levanta

359



una cantidad excesiva de polv o desde las paredes de lasgalerías; una velocidad insuficiente del chorro de aire puedeser cansa de acumulaciones de gases y polvo disperso enconcentraciones peligrosas y del aumento de la temperaturadel aire ^en mina. Para prevenir los inconvenientes eventuales, según las Reglas de Seguridad, la velocidad del flujoaéreo en los tajos de arranque a una temperatura de hasta20° G, 110 debe ser inferior a 0,25 m/s (excepto en el sistemade laboreo por cámaras huecas, donde la velocidad debe sermayor), mientras que en las labores preparatorias no debeser inferior a 0,15 m/s5para hacer posible la evacuación delpolvo disperso y prevenir la acumulación de gases en laslabores mineras. En las minas de la cuenca de Krivoi Rog,la velocidad mínima admisible de la corriente de aire enlos tajos de arranque es de 0,5 m/s. La velocidad de la corriente de aire tampoco debe exceder las normas siguientes:en las labores de arranque y las preparatorias, 4 m/s; enlas cortavetas, galerías principales de transporte y ventila ción , plan os inclinados maestros. 8 m/s; en las demásgalerías, 6 m/s; en los pozos para materiales, 12 m/s; en lospozos de ventilación no equipados con dispositivos de extracción, así como en los conductos de ventilación, 15 m/s.

La humedad relativa de la atmósfera de mina es de 75 a95%. En invierno, la humedad del aire es menor que enverano. En las minas de 800 a 1000 m de profundidad, elaire es más seco que en las minas poco profundas, debidoa la disminución de la acuosidad y al aumento de la temperatura de las rocas. El control sobre la composición del airede mina, la pulverulencia y las condiciones climáticas esefectuado por los trabajadores del Servicio de ventilación ycontrol del polvo y por la Inspección de Minas, con ayudade aparatos especiales.

Cuando las condiciones climáticas son desfavorables, sepractica el acondicionamiento del aire en las minas pormedio de instalaciones especiales que enfrían o calientan elaire y regulan su humedad.

§ 2. Caudal de aire necesario pava la ventilaciónde una mina

^El cálculo del caudal de aire necesario para la ventilación de una mina se efectúa con arreglo a los fac tores siguientes:

3tí0

1. Atendiendo a la cantidad de gases que se desprendenen forma continua (CH4 ó C02)

= mVmin, (65)

siendo, V, la cantidad tota l de gas desprendido en la minapor día, en m8;

C, el contenido admisib le de este gas en la corrientede retorno, en %.

2. Atendiendo al número máximo de hombres presentessimultáneamente en la mina,

Q — qn, m3/min , (66)

siendo q, la norma de aire por obrero en la mina, igual a6 m3/min según las Reglas de Seguridad;t í,el número máxim o de obreros presentes en las

labores mineras simultáneamente.3. Atendiendo a la producción diaria

Q — qiTb, m3/min , (67)

siendo qXl el caudal de aire aportado a la mina (se determina de acuerdo a la categoría de la mina, conformea los datos referidos en la tabla 18);

T, la producción diaria de la m ina, en m3 de masarocosa;

b, el coeficiente de irregularidad de la producción(generalmente, b = 1,05—1,15).

Tabla 18

IndicesCategoría de la mina según el contenido de grisú

I ir iri Categorías extra

Caudal mínimo eleaire por 1 m3 de producción diaria de masa rocosa, en m3/m i»

í ,4 1,75 2,1 Debe ser tal que el contenido de gas en la corriente general de retorno noexceda 0,75 %, pero nosea menor de 2,1 m3/min

Para las minas de categorías extra, el cálculo se hacedel mismo modo que con el primer método.

3Gi



4. Atendiendo al consumo de explosivos, aproximadamente

12,o.<4 B 3 . . /pQ\Q ~— , irr/mm, (6b)V

siendo A, la cantidad máxima de explosivo empleado porvez en los tiros, en kg;

B , el volumen convencional de óxido de carbonogenerado por la explosión de 1 kg de explosivo,en l (según las Reglas de Seguridad, 401);

tt el tiempo de aeración, en min.El contenido máximo de óxido de carbono convencional

presente en la corriente de retorno después de los tiros, se

adopta de 0,008%. El tiempo de aeración, al efectuarse elarranque por barrenos cortos, se toma de 30 min máximo,y en caso de voladuras masivas, no menos de 8 h. Generalmente, las explosiones masivas se efectúan en vísperas dedías de descanso, acordándose para la aeración unas 20horas.

Se obtienen resultados más precisos al calcular el caudalde aire en función del consumo del explosivo, utilizando lasfórmulas propuestas por los doctores en ciencias técnicas V. Voron in y S. Lugovskó i. El caudal de aire se calculatambién en función de la pulverulencia de la atmósfera demina, el factor térmico, etc. Estos métodos están examinadosen la literatura especializada.

Al estudiarse un pro yec to de ven tila ción de mina, elcaudal de aire necesario para la aeración de las labores mineras es efectuado, atendiendo a cada uno de los factores mencionados. El caudal máximo del aire, obtenido en cualquierade los cálculos, se adopta como necesario para la ventila

ción de la mina considerada. Debido a la existencia de fugasde aire en la mina, el caudal asignado debe ser aumentadoen un 20 a 45 %. El caudal de aire requerido, evaluadoteniendo en cuenta las fugas, es distribuido por los niveles,secciones y tajos separados, los que son compro bados atendiendo a la velocidad admisible de la comente aérea.

§ 3. Ventilación de las minas

El movimiento del aire en la mina es originado por ladiferencia de las presiones o por el tiro de aire, creados entredos puntos por uno u otro medio. En la fig. 174 está dise-

362

Fig. 174, Esquema de las galerías de ventilación

nado un esquema de las labores de mina. Designándose la

profundidad de los pozos por E y el peso específico del aireen los pozos A y B respectivamente por yt y y z, el aire en elpunto C sufrirá una presión

Pi = H yu

y en el punto D,

P ^ H y * .

A igual profundidad de los dos pozos e igual peso volumétrico del aire (yx = y2), el aire presente en las labores demina permanecerá inmóvil. Si se origina en el pozo B unadepresión, y2 será menor que yx, y la diferencia de presionesh en los pozos A y B será

h=*Pi - P 2= H (y i - y &

originándose en este caso un movimiento de aire desde elpunto C hacia el punto D .

La diferencia de presiones h en la ventilación se deno

mina depresión. La magnitud de la depresión representa sólounas centésimas de la presión atmosférica, siendo expresada,para evitar números quebrados en los cálculos, en milímetrosde la columna de agua (la presión de 1 at = 1 kgf/cm 2 —= 10 000 k gf/cm2 y es equiva lente a una presión de10 000 mm H2G sobre la superficie de 1 m2; 1 kgf/m 3 == 1 mm columna de HsO). Cuanto mayor sea la diferenciade las presiones entre dos secciones del flujo aéreo, tantomayor será la velocidad de la corriente de aire. Esta relación es expresada por la fórmula

v = j / r M - i m/Sí (69)



Fig. 175. Dirección de la corriente de aire en una mina por efectodel tiro natural

siendo u, la ve locidad de movim iento del aire, en m/s;7 , el peso de 1 m3 de aire de mina (1, 2 kg/m3); g, la aceleración de la gravedad (9,81 m/s2).

La depresión es originada por causas naturales o creadaartificialmente por medio de ventiladores.

La aeración de las minas no puede realizarse únicamentepor efecto del tiro natural, originado por la diferencia delas temperaturas entre el aire atmosférico y el de mina, lasque condicionan los pesos específicos diferentes del aire.

En tiempo de invierno, la temperatura del aire exteriores más baja que la del aire de mina, debido a lo cual la densidad del aire es mayor en la superficie y menor en las labores subterráneas. En esas condiciones, el peso de una columna de aire exterior H , al ser destapado el yacimiento pormedio de un socavón, será superior al peso de una columnade aire de mina, originándose un tiro natural dirigido desdela bocamina hacia la superficie a través del pozo (o cali

cata) B (fig. 175, a). A l ser destapado el yac imiento por pozos (fig . 175, b),

el peso de la columna de aire B H-i será superior al de lacolumna de aire E%. Debido a la diferencia de las presionesengendradas por las columnas de aire, se origina un tironatural en las galerías, dirigido desde el pozo A hacía elpozo B. En tiempo de verano, el aire de la superficie tieneuna temperatura elevada, pero su densidad es menor quela del aire de mina, debido a lo cual se engendra un tiro dedirección contraria. Cuando son iguales las temperaturasdel aire atm osférico exterior y el de mina, como sucede en

- s

2\

N

r\ v _

4 V 6

K

u

\\

Fig. 176. Esquema ciel ventilador centrífugo

primavera y en otoño o en distintos momentos del día, eltiro natural es casi nulo.

El valor del tiro natural puede calcularse por la fórmula

/in ■—0.Q04-ÍT (¿med—"¿med)í mm íij O, (70)

donde H es la profundidad del pozo, en m;¿íned» temperatura media del aire en el pozo de entra

da de aire, en grados;t'med5 la temperatura media del aire en el pozo de retor

no de aire, en grados.Los inconvenientes del tiro natural residen en la irregu

laridad de su intensidad y dirección y en la escasa cantidadde aire aportado a la mina. De ahí que las Reglas de Seguridad impongan la aeración por ventiladores.

Los ventiladores destinados a la aeración de toda lamina se llaman ventiladores de aeración principal y se hallan generalmente instalados en la superficie (a cierta distancia del pozo de ventilación, en un edificio especial aprueba de incendio) y comunican con el pozo por medio deconductos, por los que el aire es aspirado de la mina o esimpelido a ésta. La boca del pozo de ventilación se hallaen esto caso cerrada. Actualmente se utilizan ventiladorescentrífugos y axiales.

Un ventilador centrífugo (fig. 176) consta de una ruedade paletas 1 alojada en una carcasa metálica espiral 2. La

304365



rueda va montada en un árbol que atraviesa la rejilla de lacarcasa y se apoyaren cojinetes de tope¿6. En la pared opuesta; de;' la carcasa, alrededor del árbol que lleva montadola corona directriz 4 en su punta, se halla un orificio deaspiración 8 para la conexión del ventilador al conducto ocañería£de ventilación» La carcasa termina por un difusor 5 que es un ensanche de sección redonda o rectangular. Larueda de paletas tiene la forma de un tamb or con paletas,generalmente dobladas hacia atrás, en sentido del giro de1.a rueda»

Principio de acción del ventilador centrífugo: al girarla rueda de paletas, las partículas de aíre presentes en losclaros entre los alabes, entran en movimiento impulsadaspor las paletas y adquieren la fuerza centrífuga que las vaimpeliendo desde el eje de la rueda hacía su periferia exterior,- hasta expelerlas a la atmósfera a través de la carcasaespiral y el difusor. Debido a la expulsión de las partículasde aire de la rueda de paletas, se engendra en la entrada deésta una depresión, es decir, una diferencia entre la. presiónde aire en la entrada a la rueda de paletas y la presión atmosférica, la cual origina una afluencia continua del aire porel orificio de aspiración. La forma en voluta de la carcasay la boca ensanchada del difusor cumplen la misión de aminorar la resistencia de salida del áire a la atmosfera,*

La industria soviética produce ventiladores centrífugosde las marcas BI|(VTs) y BI|,H(VTsD), con ruedas de álabesde 1100, 1800, 2500, 3200, 4000, 4600 mm de diámetro y uncaudal de 14 a 320 m3/s, que engendran una presión dehasta 800 kgf/m 2 (mm H aO).

En la fig. 177 se diseña el esquema aerodinámico de unventilador axial de una etapa»

Un ventilador axial consta de una carcasa cilindrica 2,que lleva, alojadas una, dos y más ruedas 2 con paletas 3Afijadas bajo un ángulo determinado respecto del plano derotación de la rueda sobre un buje 4. Para aminorar laresistencia, ante el buje va montado un carenado 7.

Al girar la rueda de álabes, el aire presente en el espacioentre álabes, entra en movimiento en sentido del eje delventilador y en el plano de rotación, es decir, que su movimiento es helicoidal. Para enderezar el flujo aéreo, el ventilador lleva montadas las coronas enderezadoras 5, al pasarpor las cuales el aire sale a la atmósfera a través de un difusor anular 6. El caudal y la presión de impulsión de estos

3.66

-.{•■ í

Fig. 177. Esquema aerodinámico de un ventilador axial monoetápico

ventiladores se regulan variando el número de las ruedas depaletas y el ángulo de instalación de las paletas.

En la Unión Soviética se fabrican ventiladores axialesBOfl(VOD) con las ruedas de álabes de 1100 a 4000 mm dediámetro, un caudal de 15 a 190 m3/s y una presión de hasta530 kgf/m2 (mm H20). Para disminuir el ruido producidopor los ventiladores, se utilizan insonorizadores especiales*

Las instalaciones de ventilación principales (en conformidad con las Reglas de Seguridad) comportan dos ventiladores del mismo tipo y dimensiones, siendo uno de ellosde reserva (en minas no grisutosas se permite instalar unsolo ventilador con un motor de reserva).

Las instalaciones de ventilación tienen dispositivos parainvertir la corriente de aire, tales como postigos, malacatesde desplazamiento de los postigos, casetas de aspiración,conducto de derivación, etc., los que permiten, de ser necesario, cambiar el sentido de la corriente aérea en un lapsomáximo de 10 min. En la fig. 178 está esquematizada unainstalación de ventilación con dos ventiladores axiales einsonorizadores.

La necesidad de invertir el sentido de la corriente deaire surge durante la extinción de incendios o explosiones enla mina, cuando es preciso llegar hasta determinadas secciones de mina siguiendo la comente de aire fresco. El controldélos regímenes de funcionamiento para la mayoría de lasinstalaciones de ventilación y los dispositivos inversores esefectuado a distancia.

367



y.:l ili:; :

.2* r-íO © ..

k“*33oco cC

I «1^ " o<5j O'C-??£ 2«"3J 3 w o^ 3 o o•u c/3a 3 ^

o «h, O• »> asw«2O o o*íC _ o-So «T

o «&«

« « a-- so o-—S'C'S

5 a=>•-“* _ bfi,

? rá£

c'O CfluS’Op;0>S57< c ° s

%2S¿2"3 49o tí,2 cm&2 i rtS.s «®- Z « -s2 'O«CS as— OO+J—1 w® B§§3 ^ r-2. tí <0*0

O g g«•§.5?..«S-tt

&P 3 s•«-«oco **2

^ 3 « « tí .-=• o _ fac »*rr '2--P4 P.O

En algunas minas no grisuosas, los ventiladores axialesde aeración principal se hallan instalados directamente enla boca del poso de ventilación. Los ventiladores estánfdota-dos de un mecanismo variador de paso^de las paletas, con elfin de poder regular los regímenes de "funcionamiento e invertir el sentido de la corriente de aire, sin necesidad de recurrir a conductos de derivación,

§ 4. Esquemas de ventilación de las minas

De^acuerdo aLmétodo adoptado para el destape del yacimiento y la disposición mutua de los pozos, la ventilaciónde las minas es efectuada según dos esquemas principales:central y diagonal.

Según el esquema de ventilación central (fig. 179), elpozo de explotac ión (en el que entra el aire fresco) y el deventilación (a través del cual es aspirado el aire viciado),se hallan situados aproximadamente en la mitad del campominero, a poca distancia el uno del otro.

El aire fresco desciende por el pozo de extracción 1 , seguidamente es encauzado hacia la cortaveta 2 de donde sereparte por las galerías de transporte 5, recortes 4 y asciendepor los contracielos 5 a los bloques de laboreo, donde se

Fig. 179. Esquema central de ventilación:rías1prepararse ei piso por §a!erias Y recortes; b, ai prepararse el piso por gale-

i

24—0 i 02 j 369



Fig. 180. Esquema diagonal de ventilación

distribuye por los tajos. La corriente de aire viciado es dirigida por las galerías del nivel de ventilación 6 hacia el pozo deventilación 7 y es expulsada por un ventilador a la atmós-

Gon el esquema de ventilación diagonal (fig. 180) el airefresco es aportado a través del pozo de extracción .Z, pasapor las galerías del nivel de transporte hacia los bloques delaboreo y va ventilando los tajos. El aire viciado es evacuado al nivel de ventilación, de donde es expulsado a laatmósfera por los pozos de ventilación situados en los flancos del campo minero y dotados de instalaciones de ventilación. La aeración de las minas se efectúa las más de lasveces según el esquema diagonal. Las ventajas de este esquema de ventilación residen en una mayor seguridad de lostrabajos por disponerse de tres (o más) salidas a la superficie;en una depresión menor por ser menos largo el circuito deventilación; en un régimen de ventilación más estable durante el laboreo de un piso.[UlEn la mayoría de las minas se emplea el método de aeración aspirante, por ser más seguro en comparación con elmétodo impelente. Con el método de ventilación aspirante,ocurre en la mina cierta depresión de aire en comparacióncon la presión atmosférica. En caso de una parada de emer

370

gencia de l ventilador, la presión, en la mina aumenta dis-minyendo por ende:el escape de los gases,, a las labores activas y ci-eanaose condiciones más seguras pava la salida- deios o.oreros ele .iu-s tajos.,

. ^ rainas de gran longitud del campo minero, doude elaislamiento entre ios sectores particulares del yacimientoexplotado es considerable y existen.numerosas salidas a íasuperficie, se aplica el método de ventilación combinadoo sea, aspirante e impelente simultáneamente El aire fr°s-coês impulsado por los ventiladores por varios pozos, repartiéndose por los niveles, secciones y tajos separados. El aireviciad o es aspirado a través de los pozos de ventilación (generalmente, situados en ios flancos) o es evacuado parcialmentea través de calicatas. Con este método los pozos de extracciónno se utilizan para la entrada de aire, sino que son -ventilados por una corriente de aire fresco ascendente independiente.

&i método de ventilación es elegido simultáneamente cones(la^ma de ventilación, siendo generalmente precisado

en detalle en el curso de la explotación del yacimiento. Seacual fuera el esquema de ventilación, la corriente de aüeesjmcauzacta de modo que en los tajos de arranque el airese mueva de abajoâmba, lo cual previene la irrupción depolv o en las galenas de transporte, facilita la evacuaciónde los grases livianos (GO, GH4í etc.) de los tajos y permiteaprovechar el movim iento natural del aíre debidos al tironatural. No se permite elâporte de aire fresco a los taiosde preparación y de arranque explotados, ni la evacuación

_del.aire de los mismos a través de escombros y derrumbes.La aeración de una mina debe realizarse de modo que sus

secciones ai&ladas sean ventiladas por corrientes de aire individuales y que, de ser necesario, parte de las secciones

pueda ser desconectada del circuito general de ventilaciónsm que se altere por ello la aeración de otros sectores. Elcaudal ae aire aportado a secciones y tajos particulares seregula artificialmente con ayuda de distintos artefactos deventilación: puertas de regulación con ventanillas, postigos,tabiques de ventilación, etc., que son designados con símbolos convencionales en los puntos de su ubicación sobre losesquemas de ventilación. El control de la distribución delaire en el circuito de ventilación de la mina v el manejo delos artefactos de ventilación principales es efectuado conayuda de transductores y pupitres de mando a distanciadesde la camara del despachador de fondo.

24* 371



§ 5, Resistencia de las galerías mineras y distribución delaire eu las minas

Para aportar el caudal de aire requerido a la mina, senecesita una depresión suficiente para superar las resistencias que oponen las galerías mineras al movimiento del aire.Se distinguen ia resistencia de rozamiento, la resistenciafrontal y las resistencias locales.

La resistencia de rozamiento se debe al rozamiento dolas partículas de aire con el entibado, o las paredes rugosasdo Jas labores mineras, al roce de unas capas de aire conotras, a la turbulencia del flujo de aire en las galerías.

Las resistencias frontales son originadas por el armadode los pozos y contracielos.

Las resistencias locales se deben, a las variaciones dela forma y el sentido de la corriente aérea en los recodos,estricciones, ensanches, etc.

La mayor parte de la depresión es absorbida al vencerlas resistencias de rozamiento; la magnitud de las resistencias locales no pasa del 10% del total de las resistencias.

La depresión k necesaria para vencer la resistencia almovimiento del aire en una labor minera particular, se determina por la fórmula

h = ■7 mm H2G, (71)

siendo a, el coeficiente de resistencia aerodinámica de iagalería, en. kgf-sVm4;

L, la longitud de la galería, en m; P , el perímetro de la galería, en. m;

v, velocidad de la corriente de vent ilación, en m/'s;S, la sección de la galería, en m2.

Puesto que

y = 4 -

siendo Q, el caudal de aire que pasa por Ja galería, en nvYs,se deduce que

h = .., mm l i 30. (72)

El valor del coeficiente a depende del tipo de galeríay de su entibación, do! estado de la entibación, de si están

despejadas o atestadas las galerías; el valor de a so calculae.o. diezmilésimas y cienmilésimas y se tema de las tablascorrespondientes (por ejemplo, para la sección rectangularde los pozos con entibación suspendida, el coeficiente a “— 0,003 a 0,004; en las galerías de tipo longitudinal sinentibación a = 0,0015—0,0025: en los contracielos conencastillado con dos compartimentos y ano de escaleras,a = 0,0050 a 0,0055; en caso de una entibación rota o galerías atestadas, el valor del coeficiente a aumenta un 25a 50%),

‘ En la fórmula (72), la expresión se llama resisten

cia específica de la galería, siendo designada con 1a letra ,R. Sustituyendo dicha expresión por R en la fórmula (72), ésta

adquiere el aspecto siguiente:h = RQ2. (73)

La medición de la resistencia de las labores mineras conayuda de la unidad R no es cómoda, ya que proporciona c,lresultado de la resistencia de las labores en milésimas. Poresta razón se ha adoptado otra unidad, llamada murga, quevale 1/1000 de la unidad de la resistencia específica y sedesigna con letra ja.

La resistencia de una galería, expresada en murgos, seránuméricamente mil veces mayor que la expresada en unidades de resistencia específica, o sea, j.i = lOOOi?, y ia fórmula de la depresión tendrá este aspecto:

b — VQ* HA)n — 1000 • 1 •'

Esta fórmula es la que suele emplearse para los cálculos.Para poder comparar las dificultades respectivas do.aeración de minas y galerías particulares, se emplea unanoción convencional que ha recibido el nombre de aberturaequivalente.

Se llama abertura equivalente un orificio redondo imaginario A practicado en una pared delgada, a través delcual puede pasar el mismo caudal de aire que a través de lamina, siempre que la diferencia de las presiones reinantesde uno y otro de la pared sea igual a la depresión de lamina.



Fig. 181, Conexiones de ventilación de las galerías<t , con el esquema central de vent i lac ión; J, 5, 3; S, 4, 5 , e; s, 7, 8 , e ; 6% s, .?<?,conexiones en ser ie; 3, e , conexión en paralelo; 5, 10, conexión combinada;

» b , con el esquema diagonal de vent i lac ión; 1 , 2 , 3 , 4; S , 1 0 , u , 1 2 , conexionesen ser ie; 4, . . . . 9, conexión diagonal ; i , 1 2 , c onex i ón m i x ta

El tamaño de la abertura equivalente se determinapor la fórmula

A — 0,38 -S — 9 m2.V h

(75)

Llevando a esta expresión el valor de la depresión h,tenemos

12

] / V ’

de donde

144 .u Aa (77)

Atendiend o a la dif icu ltad de aeración, las minas se dividen en tres grupos: difíciles, con A = 0 —í rn2; medianas,con A — 1 —2 m2; fáciles, con A > 2 m 2.

Las labores mineras por las que circula el aire, formanconexiones de aire.

Se distinguen cuatro clases de conexiones de aire entrolas galerías mineras: en serie, en paralelo, diagonal y combinada (fig. 184).

Con la conexión en serle, Ja corriente de aire recorreconsecutivamente cada labor minera, sin ramificarse. Encaso de la conexión de las galerías en serie, la resistenciatotal es igua l a la suma de las resistencias de las galeríasparticulares, o sea,

~b } 2 + (78)

la correlación entre Ja aberturan 4 W í Puesto que jx = -p-

equivalente total A de las galerías conectadas en serie y Jaabertura equiva lente de las galerías particulares es expresada del modo siguiente:

— + (79> A

u

Gomo

lÜOOfc= <?2

siendo

tenemos

h%o% ~ 1

= Qn

(80)

es decir, que la depresión de las galerías conectadas en seriees igual a la suma de las depresiones de cada galería separada. Cuanto más galerías se hallen conectadas en serie, tanto

•más difícil es su ventilación.Con una conexión en paralelo las galerías se ramifican

en un punto y se reúnen en otro punto común, ramificándosey volviendo a unirse en consecuencia la corriente de aire.

En la fig. 181, a son paralelas las corrientes 3 , 4, 5, 6 y 3, 7, c?, 6, cada una de las cuales presenta, a su vez, unaconexión en serie de varias galerías. El esquema de la conexión en paralelo de las galerías está representado en Jafig. 182.

Las depresiones de galerías separadas que se ramifican enparalelo y de toda la conexión son iguales entre sí, porquela depresión es la diferencia de presiones entre el principio 3 y el fin 6 de las galerías, las cuales son comunes para cadauna de las ramas:

h% h %=^h. (81)

374375



Fig. 182. Esquema de la conexión en paralelo de las galerías

La resistencia de una conexión paralela de dos corrientesde aire con resistencias y p,2 es determinada por la fórmula

,u tot 2

14- -ü/J H ^ P-2 / \ ' r fi-i

En el caso particular de =

M'tot — ■ V"

(82)

(83)

es decir, que la resistencia de dos galerías iguales es 4 vecesmenor que la de una sola.

La abertura equivalente de varias galerías conectadas enparalelo es determinada por la fórmula

Á ~ % -j~ Jr *•=4“ aii- (84)

Cuanto más grande es el número de galerías conectadasen paralelo en que se divide la comente aérea general de lamina, tanto más fácil es la ventilación de la mina.

Se llama diagonal1) la conexión en que dos galerías conectadas en paralelo se conectan además entre sí por una o va

rias galerías adicionales (ñg. 183). La conexión con unasola diagonal se llama simple, y siendo varias, se llama

La particularidad característica de las conexiones en diagonal reside en que, de acuerdo a la correlación entre las resistencias de las galerías, el aire puede moverse por la galería diagonal en sentido directamente opuesto, o bien noentrar en ella. Así, si la resistencia de la rama 5, 6, 9 esmayor que la de la rama 5, 8, 9 , parte del aire se desviará en

*) Los métodos de cálculo de las conexiones en diagonal estánreferidos en los manuales especializados,

376

a

Fig. 183. Esquema de la conexión diagonal de las galerías:a, simple; b, complejo

el punto 5 hacía el punto 8, y si la resistencia de la rama8, 9 es mayor que la de la rama 8, 5 , 6, parte de aire se desviará en el punto 8 hacia el punto 5.

Conexión mixta es el nombre que se da a todo el circuitode labores mineras, empezando por la boca del pozo de ventilación y terminando por el difusor del ventilador.

La depresión de toda la mina se calcula después de haberse elaborado el esquema de la ventilación y calculado elcaudal de aire necesario parala aeración y la distribución

del mismo por los tajos separados.|La depresión total de la mina se calcula computándoselas corrientes separadas, tomando cada vez el recorridodesde la boca del pozo de entrada de aire hasta la boca delpozo de ventilación, como la depresión de las galerías conectadas en serie. De entre las depresiones obtenidas paracada corriente separada se elige la máxima, la cual se adopta, precisamente, como depresión asignada de la mina.

La depresión del ventilador es determinada por lafórmula

ky — hmdzhín-i~hÍY7 (85)

377



donde hm es la depresión de la mina, en mm H a0 ;hu 1? la depresión del tiro natural, en mm H 2G (se toma

el signo positivo cuando el sentido requerido dela comente aérea es contrario al sentido de lacomente debido al tiro natural, y el signo negativo, si coinciden ios sentidos de las corrientesaéreas);la depresión de la instalación de ventilación(entre difusor y salida del aire a la atmósfera),en mm H20.

En cuanto al caudal y depresión del ventilador, éste seelige de la clase y tamaño necesarios para asegurar a lamina el costo mínimo de 1 m3 de aire aportado a las labores

mineras.^ Para el cálculo de las complejas conexiones.mistasse utiliza el método de simulación eléctrica. El empleo deeste método se basa en lo siguiente: el movimiento del aireon las galerías subterráneas es regido por la ley cuadrática

h ^ R Q K (86)

El movinuetjto de la corriente eléctrica en los elementoseléctricos no lineales también obedece a la ley cuadrática

ü = k P, (87).

donde U es la tensión, en V; k, el coeficiente de resistencia, en VA2; / , la intensidad de la corriente, en A.

En cierta escala, la tensión es un análogo equivalente dela depresión h, la intensidad de la comente corresponde alcaudal de aire Q, y la resistencia de las galerías, en unidadesde resistencia específica, es análoga a la resistencia óhmica

de los elementos no lineales. En los modelos eléctricos,para calcular los complicados circuitos de ventilación pormedio de los análogos de las galerías subterráneas, se utilizan lámparas de incandescencia de distinto voltaje (de2,5 a 220 V). En el modelo, el circuito eléctrico del esquemade ventilación se monta de modo tal que la resistencia delas lámparas corresponda, en una escala determinada, a laresistencia de las galerías. Se intercala en el circuito unafuente de corriente continua y se mide la tensión y la intensidad de la corriente en las ramas del circuito. Sobre estabase y teniendo en cuenta las escalas adoptadas, se determinan las depresiones de las ramas y el caudal de aire en

las ramas, con una precisión de 5% . El método de simulación eléctrica permite resolver complicados problemas deventilación, irresolubles con otros métodos.

6. Aeración cíe las galerías dudante la excavación

Durante la excavación de las galerías, éstas son ventiladas las más de las veces por ventiladores de aeración localen combinación con conductos o caños de ventilación. Losventiladores más usados son los eléctricos axiales BIVí-3(VM-3) (fig/184), BM-4, BM-5, BM-6, BM-8 (VM-4, VM-5,

YM-6, VM-8), con un caudal de 56 a 412 ms/min y una presión de impulsión de 80 a 315 kg/m2.

Guando es dificultosa o imposible la conducción de la

energía eléctrica al lugar de instalación del ventilador, seutilizan ventiladores neumáticos axiales BMII-3 BMI5-¿BMIÍ-5 (YMP-3, VMP-4,_ VMP -5) que funcionan a partirdo una red de aire comprimido. El caudal de estos ventiladores es de 45 a 120 m8/min y la presión de impulsión, do125 a 150 kg/m2.

En calidad de caños, las más de las veces se empleancaños de lona y tejido para velas o tejido cauchotado, do300, 400, 500, 600 m de diámetro; 5 y 20 m de longitud,o bien caños metálicos de 300, 400, 500 mm de diámetro(en ocasiones , de diámetro mayor ), en tramos de 2 a 3 m.En estos últimos años se han empezado a utilizar caños do

Fig. 184, Ventilador BM-3 (VM-3)



¿ -------------------------- *~j

i>y <yy yA //X$y/ Xsys 'X \v - ,

h ' 'f ' N' ' x \ N / " ^ N " x S N r ' -' ^ v -- y - ' : ' - -A - ? < ' • ' /S < y

>/¿?AÍ 4 / ¿

J 4

yr

i

EJ:

'¿ >/0#> 4 \

&,2

K'<*<$''KK'í<s.<;?-— £, -

Fjg. 185. Modos de ventilación de las galerías ciegas con ventiladores:a, impelente; b, aspirante; c, combinado; 1, galería con corriente fresca; 2, galería ciega; 3, ventilador; 4, tubos de ventilación; 5, tabique

policloruro de vinilo, que se distinguen por una elevadaresistencia mecánica, estanquicidad al aíre, incombustibilidad y coeficiente de resistencia reducido.

La ventilación local con ventiladores se efectúa por losmétodos impelente, aspirante y combinado.

Con el método de ventilación impelente (fig. 185), elventilador se sitúa en la corriente de aire fresco, a una distancia mínima de 10 m de la boca de la galería a ventilar.El aire fresco es aportado a la franja de arranque por loscaños de ventilación, evacuándose el-aire viciado por lagalería.

Ventajas del método: expulsión rápida do ios gases tóxicos desde la zona de arranque después de los tiros; posibilidad de emplear caños de tejido, que en comparación con losmetálicos son más livianos, elásticos, más fáciles parasuspender y transportar y pueden llegar a una distancia

más corta del frente de arranque, facilitando así la aeración.Esa distancia se determina por la fórmula

^ < 6 1 / 5 , t 8 8 )

donde S es la .sección de la labor minera ventilada, en in".Los inconvenientes!’del método de aeración impelente

residen en que la evacuación de los gases tóxicos y polvose efectúa a través de toda la galería con escasa velocidad,lo cual aumenta el tiempo de aeración cuando las galeríastienen una longitud considerable.

Con el método de ventilación aspirante, el ventilador sehalla situado del lado de la comente de retorno, a una distancia mínima de 10 m de la|boca de la labor minera venti

lada (ver fig. 185) y aspira el aire por los caños desde la zonade arranque. Para una ventilación eficaz, el «retraso» máximo del extremo de los caños respecto del frente de ataquedebe ser

í3<3 ys. (89) Ventajas de este método: presencia cíe aire fresco en toda

la longitud de la galería, excepto el tope ciego, lo cualpermite iniciar algunos trabajos en una parte del largo cíe iagalería antes de ser totalmente evacuados los gases delfrente de ataque. Para las galerías horizontales, la longitudde proyección de los gases se determina de un modo aproximado por la fórmula

lSLg= 2 , 44 4 + 1 0 m, (90)

siendo A , el consumo máximo de explosivo, en kg.El inconveniente de este método es la necesidad de situar

el extremo de la cañería a corta distancia del frente de ata

que, lo cual da lugar a las frecuentes roturas de aquélla durante los tiros y la imposibilidad de emplear caños detejido. ,

Con el método combinado (ver fig. 185), las galenas sonventiladas por dos ventiladores, de los que uno es aspirantey el otro,, situado a proximidad del tajo, impelente. Elventilador que aspira el aire del tajones el ventilador principal, y el impelente cumple la misión de ventilador auxiliar para mezclar más intensamente el aire fresco con elviciado y evacuar los gases y polvo del frente de ataque.Para prevenir la succión de aire viciado por el ventilador

381



ímpelente, su caudal se adopta inferior en un 10% al delventilador aspirante, si se coloca un tabique de ventilacióna una distancia de ó0 a o0 >r¡ uei frente de ataque, o inferioreu un 30 % í si se prescinde d e l taixique. iíi método de aeración combinado permito .rechicir oi. tiempo cié ventilacióndespués de los tiros en 5 ó 10 m ,

Cualquiera que sea el método de ventilación, el caudalde los ventiladores de aeración loca l no debe exceder el 70%del caudal aportado al punto de su aspiración a expensas dela depresión general de la mina, porque ele lo contrario estosventiladores alterarán el esquema de ventilación adoptado.La aeración local se eiectúa no solamente después de la voladura de los barrenos en el tajo, sino también en el momento

de carga de los escombros de voladura, barrenado y otrostrabajos, para evacuar del tajo el polvo y los gases que sedesprenden.

|E1 método de aeración se elige, teniendo en cuenta lascondiciones de explotación concretas. Así, durante la pro-hmdización de los pozos, el método de aeración ímpelente esel más difundido, porque el sentido de la corriente aéreadesde el tajo bacía la boca del pozo coincide con el del movimiento natural de los gases después de los trabajos de voladura, reduciéndose en consecuencia el tiempo de aeración.Durante la excavación de galerías horizontales se usa másel método de ventilación ímpelente cuando la longitud delas excavaciones es de hasta 200 ó 400 m, usándose el métodoaspirante o combinado, si esa longitud es mayor, especialmente en el caso de laboreos rápidos. j

Al excavarse contrac ielos, el método de ventilación másadecuado es el combinado, como también una ventilacióna través de perforaciones practicadas desde el nivel de ven

tilación.

7. Desagüe de mina

El conjunto de medidas adoptadas en una mina paraprevenir la inundación de las labores mineras por aguassubterráneas g superficiales, mediante el achique de lasaguas de mina, se llama desagüe de mina (o de cantera).

Se llaman aguas subterráneas todas acprellas que sehallan presentes en la corteza terrestre bajo la superficie.La fuente principal de aguas subterráneas son. las precipitaciones atmosféricas.

3S2

Las aguas subterráneas pendran en las labores minerasdesde las rocaseacuíferas atravesadas por las labores mineras;por las grietas y oquedades existentes en las rocas adyacentes, desde las cavidades cársticas llenas do agua, desde labores antiguas generalmente anegadas. Las rocas más acuíferasson las*,areniscas y las calizas. La inundación de los yacimientos se comprueba simultáneamente con su exploracióny se determina por 3a magnitud del coeficiente de abundancia de agua»

Se llama coeficiente de abundancia^de agua de una ¡ninael inimero de metros cúbicos de agua que deben bombearsede la mina por la instalación de desagüe por 1 t de mineralextraído durante un año:

siendo Q, la cantidad de agua bombeada de la mina en unaño, en miles de ms:

A , la capacid ad de p roducción anual de Ja^mina,en miles de toneladas..

Al diseñar una mina, la magnitud del coeficiente deabundancia de agua se toma en base a la práctica de lasminas más próximas, con condiciones geológicas similares,siendo precisada durante la explotación. La magnitud delcoeficiente de abundancia de agua es diferente para distintas minas y va desde fracciones de metro cúbico por 1 thasta 25 ms y más.

La afluencia de las aguas subterráneas a la mina suelealcanzar su máximo en primavera, disminuye en verano,aumenta en otoño (en menor grado que en la primavera) ydisminuye otra vez en invierno. Estas fluctuaciones son

menores en las minas profundas y mayores en las minaspoco profundas. A medida de que aumenta la profundidadde laboreo, disminuye la abundancia de agua.

Las aguas de mina están generalmente contaminadas conpartículas minerales u orgánicas, con microorganismos; noson potables ni sirven a veces siquiera para el uso industrial.Según las impurezas químicas que contengan, las aguasde mina pueden ser ácidas, alcalinas y dulces. El agua acidacontiene ácido sulfúrico libre y gases. El ácido sulfúricoaparece en el agua a consecuencia de la oxidación de laspiritas (por ejemplo, de la pirita FeS2, calcopirita GuFeS2,galenita PbS y otras). Las aguas ácidas ocasionan un efecto

333



F ig . 186 . E squema de la ins ta lac ión de una bomba centr í fug a :i, cuerpo de Lomba; 2, rueda de álabes; 3, válvula de admisión; 4, tubería de aspiración; S, tubería de impulsión; 6, válvula de retomo; 7, llave de paso

corrosivo sobre las piezas de fundición y de acero de losequipos mineros, carriles, caños, hormigón, calzado y ropade los obreros. Las aguas alcalinas contienen impurezasde álcalis KOH y NaOH que corroen las tuberías y lasbombas. El agua que contiene sal común, produce un efectocorrosivo sobre las piezas de hierro.

Las propiedades de las aguas de mina son tenidas encuenta al elegir los equipos mineros y los medios para con

trarrestar sus efectos nocivos. El medio de lucha principalcontra la afluencia de agua consiste en evacuarla de la minapor medio de grupos motobombas (bomba y motor eléctrico). El equipo de la bomba comporta una válvula de admisión, válvula de retorno, llave de paso compuerta, manguitoacoplador y manómetro.

La bomba puede funcionar sólo estando llenada conagua y exenta de aire. La instalación de una bomba centrífuga está esquematizada en la fig. 186. El principio de funcionamiento de la bomba es similar al de un ventilador.Estando la bomba y la tubería llenadas con agua, la rueda

384

F ig . 187 . E squema de d i spos i c ión de las g a ler ías de desag üe y sue m p a l m e c o n l a s d e l a n c b u r ó n d e e n g a n c h e y e l p o z o :i , pasillo del ancburón a la cámara de bombas; 2 , tabique estanco con puertas; 3, cámara de bombas; 4, pasillo para canos y cables; 5, acceso a los sumideros;6, sumidero; 7, tabique de hormigón; 8, pozo de distribución; 9, colector; 10, pozos de aspiración; 1 1 , pozo de mina; 1 2 , subestación eléctrica

de álabes va expulsando en su giro el agua a través de la-llave de compuerta y la válvula de retorno, al conductoimpelente. Por efecto de la depresión originada en el espaciointerior de la bomba, el agua vuelve a afluir al conducto deaspiración a través de la válvula de admisión bajo la acciónde la presión atmosférica reinante sobre la superficie deldepósito colector. Si la rueda de álabes gira en forma continua, también será continuo el flujo de agua.

La altura de aspiración teórica de la bomba es de 10 m,y la práctica, de 4 a 6 m. La altura de impulsión de lasbombas modernas supera los 1000 m. Los dispositivos dedesagüe se disponen dentro de la zona del anchurón deenganche y constan del sumidero o cuenca colectora de aguasde mina y de las cámaras de bombas. En la fig. 187 se diseñael esquema de disposición de las galerías de desagüe y su

25—01021 385



empalme con las galerías del anchurón de enganche y elpozo.

Los sumideros son depósitos en que el agua se desprendede su carga de finos y llega ya clarificada a las instalacionesde bombeo. Un sumidero comporta dos galerías de captación.Normalmente están funcionando ambas galerías, pero alefectuarse la limpieza, funciona una sola. La capacidad delsumidero en las minas en construcción o en reconstrucción seadopta igual al caudal afluente normal de ocho horas; en lasminas activas, no inferior al caudal afluente de cinco horas.

Los sumideros son excavados con una sección igual o próxima a^la de las galerías de transporte, con entibación dehormigón, ubicándose los 2,5—3 m más abajo del suelo dela cámara de bombas. El sumidero se excava con una ligerasubida hacia la cámara de bombas, para que el agua se vavaclarificando.

Desde el sumidero, el agua llega por un caño provisto dellave de compuerta, al pozo de distribución cuyo fondo sehalla 1,5 m más abajo de la cota más alta del sumidero, dedonde el agua es conducida a través del colector a los pozosde aspiración de las bombas. La cámara de bombas generalmente está consolidada con hormigón. La cota del piso de lacámara de bombas está 0,5 m más arriba que la cota de loscarriles del anchurón de enganche en el lugar de su empalmecon el p ozo, para prevenirla inundación de la cámara. Lacámara de bombas se hace comunicar con el anchurón deenganche por medio de un pasillo en que se coloca un tabique estanco con una puerta que se abre hacia el anchurón.

La comunicación entre la cámara de bombas y el pozo esefectuada por medio de un pasadizo para tuberías y cablesinclinado bajo un ángulo de 25 a 45°. En la cámara de bom

bas se instalan los grupos motobombas. Si la afluencia deagua es superior a 50 m3/h, se instalan no menos de tresgrupos motobombas del mismo caudal, uno de los cualesestá funcionando, el segundo está de reserva y el tercero, enreparación. Cada grupo motobomba debe poder.evacuar dela mina el aflujo diario normal de agua en un lapso máximode 20 horas de funcionamiento.

En la fig. 188 se muestra el esquema de disposición de lascañerías en una instalación de tres bombas y dos columnasde cañerías.

Los grupos motobombas están equipados con dos columnas de cañerías de igual diámetro: uno de servicio y uno de

Fig. 188. Esquema de disposición de las cañerías para tres bombasy dos columnas:i, bomba Jsl 1; 2, primera columna de impulsión; 3, segunda columna de impulsión; 4, bomba N» 2; 5, bomba Jfs 3; 6, cañería al pasillo inclinado

reserva. Las tuberías van montadas de modo a poder conmutar cualquiera de las bombas a cualquiera de las dos cañerías.

A la salida del pasadizo inclinado se coloca un codo ríg ido para soporte de la tubería. En el pozo de mina, la cañe

ría va fijada cada 100 a 150 m a soportes fijos con compensadores a prensaestopas, estando sujeta en los intervalos entreéstos por medio de abrazaderas guías que impiden el pandeode la tubería.

Para el bombeo de aguas ácidas, las bombas y las bridasde los caños son fabricadas con acero al cromo-níquel inoxidable; las ruedas de álabes se fabrican con textolito, plásticovinílico y vidrio. Para prevenir la corrosión de los caños,éstos llevan un revestimiento interior de hormigón preparado con cemento a prueba de ácidos, o de materiales plásticos, estando protegidos exteriormente con pinturas a pruebade ácidos. En presencia de grandes aflujos de agua se instalan en las cámaras de bombeo más de tres bombas.

25* 387



El aflujo anual medio más grande lia sido registrado érila mina de Mirgalimsay (de 10 a 12 mil m3/h). En el períodode la subida máxima de las aguas subterráneas, el aflujoalcanzó 19 000 m3/h. Esta mina está dotada de ocho instalaciones de desagüe automatizadas. La instalación de bombeo principal tiene 16 bombas con un caudal total de19 200 m3/h, de las que funcionan, en primavera, de 10 a12 bombas, con su columna de cañería ind ivid ual cadauna,

La limpieza de las galerías de desagüe comienza generalmente después de quedar enlodada una de las secciones y seefectúa por varios métodos: con bombas de desagüe, elevandoen suspensión con aire comprimido el lodo sedimentado, con

ayuda de malacate de traillado, máquinas cargadoras, elevadores hidráulicos, cargándose el lodo en vagonetas, lasque son elevadas seguidamente a la superficie.

Mientras dure la limpieza de la primera sección, el desagüe de la mina queda prácticamente privado para un tiempoprolongado, de un depósito de reserva para una eventualafluencia de agua superior a la normal. Este inconvenientese elemina mediante el uso de bombas desarenadoras o bombas de dragado y reposaderos de reserva. Con este métodode limpieza, la bomba desarenadora o de dragado se coloca en una sección del sumidero, y la pulpa es transportadapor cañería hasta una galería ciega de 8 a 12 m2 de sección,excavada especialmente o inactiva, a proximidad del sumidero cerca del piso de transporte y llamada reposadero dereserva. El reposadero de reserva se excava con una inclinación de 0,004 y se aísla de las demás labores mineras pormedio de un tabique filtrante de madera desarmable, parael drenaje de los lodos y el escurrimiento del agua clarifi

cada al sumidero. Para llegar al sumidero de reserva, setiende una vía férrea con un apartadero para 6—8 vagonetas. Una vez deshidratado el lodo hasta contener 10—15%de humedad, el tabique se desarma y el lodo se carga envagonetas con ayuda de una máquina cargadora.

La capacidad del depósito de reserva no debe ser inferior a la de una sección del sumidero, o sea, al 50% de lacapacidad total de éste.

El uso de los reposaderos de reserva en las minas de iacuenca de Krivoi Rog ha permitido reducir el tiempo necesario para evacuar de 300 a 400 m3 de lodos, de 2 ó 3 meses(con ayuda de instalaciones de scráper) a unos días.

El funcionamiento de los desagües de mina está automatizado en grado tal que asegura la puesta en marcha y laparada automáticas de los grupos motobombas de acuerdoal nivel del agua en el sumidero, la puesta en marcha automática del grupo motobomba de reserva en caso de una avería de la motobomba en servicio, el control del funcionamiento de las bombas, la transmisión de todos los datos altablero del operador, etc. Los circuitos de automatizaciónincluyen la posibilidad de un mando manual de las bombas.

La autom atización del desagüe se sim plifica considerablemente al utilizarse cámaras de tip o sumergible, que_ sedisponen algunos metros más abajo del nivel a drenar. Lossumideros se disponen en este caso 2,5—3 m más arriba dela cámara de bombeo, de modo que, aun estando aquéllostotalmente desagotados, las bombas permanezcan cebadasy listas para ser puestas en marcha.

Además de la afluencia norm al, pueden ocurrir irrupciones repentinas de grandes cantidades de agua desde laboresmineras antiguas anegadas, cavidades subterráneas llenasde agua, depósitos de agua en la superficie. Para prevenirlas inundaciones repentinas, es necesario llevar sobre losplanos de agrimensura de la mina todas las fuentes de inundación eventuales (labores mineras antiguas, depósitos deagua, etc.), indicándose en los planos las márgenes de lospilares de límite establecidas por el proyecto. Los hundimientos de la superficie en las torrenteras, barrancos y otroscauces de aguas pluviales deben estar cercados con..zanjas de desagüe de modo a impedir la penetración de lasaguas superficiales en las labores mineras.

Las medidas contra las irrupciones repentinas de agua enlas labores mineras son adoptadas de acuerdo a proyectos in

dividuales.Los esquemas de los desagües utilizados están represen

tados en la fig. 189.Los esquemas a y & se utilizan en presencia de grandes

aflujos de agua en minas de hasta 600 m de profundidad.El esquema c se aplica cuando el aflujo de agua en el ni

vel inferior es menor que en el superior o cuando la profundidad es mayor que la altura de impulsión de las bombas.

El esquema d se practica cuando el aflujo del agua delnivel superior es menor que el del nivel inferior.

El esquema e se utili za en minas de gran profundidad .



Fig. 189. Esquemas de los desagües:a, b, directo; e, con trasiego al sumidero del'nivel superior; d, con evacuación deagua por gravedad a través de una perforación, desde el nivel superior al inferior;

e, desagüe escalonado

Se elige aquel esquema de desagüe que acarree los gastosde instalación y de explotación menores.El agua que se va acumulando en el foso colector del

pozo de mina, es trasegada por una bom ba separada al sumidero general de mina.

El aflujo de agua a una cantera proviene de las aguas subterráneas y las precipitaciones atmosféricas. La lucha contralas aguas subterráneas al explotarse un yacimiento a cieloabierto, se efectúa por los métodos siguientes:

1. Drenaje preliminar del campo de explot ación de lacantera, antes de iniciar los trabajos de destape y de extracción, mediante la derivación de los cauces fluviales fuera

390

Fig. 190. Instalación de bomba sumergible:i , motor; 2, bomba; 3 conducto impelente; 4. manómetro

de los límites de las labores, la excavación de pozos de drenaje fuera delos límites del campo de explotaciónpara hacer bajar el nivel de las aguasfreáticas a gran profundidad, drenandolos pozos con bombas suspendidas,perforaciones profundas y bombascentrífugas de profundidad.

2.- Drenaje de explotación, conayuda de las instalaciones de desagüey de drenaje.

3. Drenaje combinado, o sea, usosimultáneo del drenaje preliminar yel de explotación.

El drenaje preliminar, en el pro»ceso de explotación, es efectuado lasmás de las veces por medio de perforaciones profundas y bombas de profundidad. El método consiste esencialmente en abrir perforaciones de600 a 200 mm de diámetro y de hasta 500 m de profundidad, en las áreasmás acuíferas de las rocas agrietadas,,;fuera del perímetro de la cantera odentro de los límites de las banquetas

o el fond o de la cantera. Las perforaciones son conso lida

das con entubado metálico, o bien de plástico o fibra devid rio , si las aguas son ácidas. Las paredes del entubadollevan orificios redondos de 0,25 a 3 mm de diámetro,o ranuras alargadas de 4 X 20 mm.

El agua es evacuada de las perforaciones por medio debombas centrífugas sumergibles de profundidad, bajadas enel pozo junto con los motores que funcionan bajo el agua(fig. 190). Sobre la boca del pozo se coloca una placa deapoyo -para fijar la columna de tubos de impulsión y elcodo de desagüe. El agua bombeada es derivada por unacañería hasta más allá de su retomo posible á la cantera yevacuada a una cuneta de desagüe.

391



Este método de drenjae se aplica con éxito en las explotaciones a cielo abierto de hierro y de carbón de Mijáilovsk,Lebedínsk, Sokolovsko-Sarbaisk, Magnitogorsk, Visoko-gorsk y otras. El control del funcionamiento de las instalaciones de bombeo de las canteras es automatizado. A veceslas precipitaciones atmosféricas y las aguas freáticas sonderivadas de los tajos por medio de cunetas y son encauzadasal punto más bajo de la cantera, donde se excava un fosocolector de agua. Cerca del foso colector se instala una estación de bombeo. Al explotarse un yacimiento a cielo abiertoy por método subterráneo, parte de agua de la cantera esdirigida del fondo de la cantera a través de perforacionesejecutadas desde este fondo, a las labores subterráneas, de

donde es drenada a la superficie por las instalaciones debombeo de la mina,

§ 8. Alumbrado de mina

Un buen alumbrado de las labores mineras aumenta laseguridad de los trabajos, eleva la productividad de trabajode los mineros y facilita el escogido del mineral. El alumbrado de las labores subterráneas se realiza por focos mineros de instalación fija, alimentados a partir de la red eléctrica, y lámparas mineras portátiles individuales. Los focosfijos alimentados por la red sirven para iluminar los pasillos de circu lación, anchurones de enganche, cámaras demáquinas eléctricas, talleres subterráneos, depósito de locomotoras eléctricas, puestos de asistencia médica, depósitosde explosivos, la estación inferior del pozo, los tajos de laslabores preparatorias y las galerías de transporte por locomotoras eléctricas. Para el alumbrado de estas labores seautoriza una tensión no superior a 127 V.

Los frentes de ataque son iluminados con lámparas portátiles de 36 V. Si la altura de la labor minera es mayor de4 m, para su inspección debe utilizarse una iluminación porproyectores con una tensión no superior a 127 V.

En calidad de focos de alumbrado fijos se utilizan losalumbradores de mina normales: PH-60-1, PH-100, PH-200(RN-60-1, RN-100, RN-200) con bombillas de incandescencia de 60, 100, 2Ó0 W y lámparas luminiscentes PHJI-15(RNL-15) (fig. 191). En minas grisutosas y polvorientas seutilizan lámparas mineras de seguridad aumentada tipo PIIy PBJI (RP y RV L). En los focos tipo R P? en caso de dete-

i

Fig. 191. Artefactos de alumbrado de mina fijos:

a, PH-60-1 (RN-60-1); b, luminiscente PHJI-15 (RNL-15)

rioro del globo protector, se opera el corte del circuito y laexpulsión de la bombilla del portalámparas.

Las lámparas luminiscentes consumen menos energíaeléctrica en comparación con las incandescentes y su plazo

servicio es dos veces mayor. L os electrodos de una lámpara luminiscente se calientan mucho menos que los filamentos de las bombillas de incandescencia y por ende no puedenoriginar una inflamación del grisú o del polvo aun en casode deterioro del tubo.

Adem ás de los foco s alimentados a partir de la red eléctrica, se utilizan focos neumoeléctricos e hidroeléctricos de seguridad (antideflagrantes) en que las bombillas de incandescencia son alimentadas por generadores de corriente alternaincorporados a los focos y movidos por una turbina de aire ohidráulica. La distancia entre focos en las galerías se determina mediante el cálculo, en conformidad con las normas de

iluminación indicadas en las Reglas de Seguridad.Para el alumbrado individual se utilizan focos de acumu

lador con bombillas de incandescencia o lámparas luminiscentes. Los focos de acumulador pueden ser portátiles o decabeza. La intensidad de la luz de una lámpara de cabeza.esunas 10 veces superior a la lámpara de mano; el foco se fijaal casco del minero, sujetándose la batería al cinturón. Laslámparas de cabeza son de los tipos siguientes: «Kuzbáss»,Cr-10 (SG-10), «Ucrania», con baterías de 10 A*h de capacidad y una fuente de luz de 1,7 a 3,75 W de potencia . Elpeso de las lámparas es de 1,5 a 1,9 kg.

393



g¥ i

Fig. 192. Lámpara de cabeza a acumuladores «Kuzbass»

La lámpara de cabeza a acumulador «Kuzbáss» (fig. 192)consta de una caja de plástico (que es a la vez la caja de labatería de cadmio-níquel de tres elementos) y un foco deplástico con cable bifilar flexible. Si se rompe el vidrioprotector del foco, la bombilla de incandescencia se poneautomáticamente fuera del circuito de la batería por acciónde un dispositivo de bloqueo especial. La parte principaldel electrólito alcalino se halla embebida por la masa activade las placas, debiéndose rellenar una vez por semana.

En un foco de luz luminiscente a acumulador, la lámparaluminiscente es alimentada por una batería de acumuladorespor intermedio de un inversor de semiconductor, con cuyaayuda la tensión continua baja se transforma en una ten

sión alterna más alta. El flujo luminoso de las lámparasluminiscentes es 7 veces mayor que el de los focos de acumuladores con bombillas incandescentes.

Las canteras son iluminadas de noche por instalaciones deproyectores con lámparas de incandescencia normales de500, 1000 y 2000 W o por focos más económicos con lámparas tipo flKcT (DKsT) (de arco, de xenón, tubulares) de 10,20 y 50 kW. Los focos se colocan sobre mástiles de 15 a 35 mde altura dispuestos en l os bordes de la cantera a lo largode las vías de acceso. El control de alumbrado efectúan fotoelementos fijados en soportes de las líneas eléctricas losque lo conectan y desconectan automáticamente. ,

394

CAPITULO VII EXPLOT ACION DE LOS YACIM IEN TOS A CIELO ABIER TO

Actualmente, mediante exp lota cion es a cie lo abierto , seobtienen en la Unión Soviética más de 2/3 del total de losminerales extraídos. Las investigaciones han evidenciadoque los yacimientos aptos para la explotación económica acielo abierto podían proporcionar cerca del 55% del totaldel carbón, 75% de las menas de metales no ferrosos y 82%del mineral de hierro. La gran difusión de los tajos abiertosy la ampliación continua de su campo de aplicación se explican por toda una serie de ventajas inherentes a este método deexplotación en comparación con el subterráneo.

Ven tajas de los tajos abiertos: mayor segur idad y mejores condiciones sanitarias e higiénicas de trabajo para losmineros; amplio uso de máquinas y mecanismos de granrendimiento y, en consecuencia, productividad de trabajomás elevada de los obreros, lo cual permite lograr un costobajo de las labores de destape y de extracción; menorespérdidas de mineral y mayores posibilidades para una extracción selectiva; organización de los trabajos más sencilla.

Inconvenientes de los tajos abiertos: cierta dependenciade las condiciones climáticas; gastos de instalación considerables en caso de ser necesario un desmonte preliminar de ungran volumen de terrenos de recubrimiento; gastos importantes de reacondicionamiento (recultivación) de su superficie al quedar terminada la explotación.

1, Mecanización de arranque y de carga

El arranque y la carga de menas y de ganga en las canteras son efectuados por excavadoras de cuchara o de cangilones. En la industria minera, la difusión más ampliacorresponde a las excavadoras de una cuchara, utilizándose



las excavadoras de cangilones solamente en rocas y mineralesblandos . Atendiendo a la -construcción de los órganos deataque, las excavadoras de cuchara se dividen en los tipossiguientes: pala de empuje; dragalina (excavadora de cablede arrastre); retroexcavadora (zanjadora); pala rasadora;excavadora de mordazas.

La retroexcavadora, la excavadora de mordazas y la palarasadora tienen aplicación limitada en la industria minera.

En la fig. 19*3 se muestra una excavadora tipo pala deempuje 9KF-8 (EKG-8) (excavadora sobre orugas para cantera, con capacidad de cuchara de 8 m3).

Un ciclo completo de trabajo de la excavadora comportalas operaciones siguientes: cuchareo, giro para la descarga,descarga de la cuchara, giro de vuelta al tajo, bajada de lacuchara, El cuchareo consiste en levantar la cuchara, extendiendo simultáneamente el brazo al comienzo del levantamiento. Algunas operaciones del ciclo, por ejemplo, la vuelta hacia el tajo y el descenso de la cuchara, se realizansimultáneamente, lo cual permite reducir el tiempo delciclo.

En los modelos nuevos de excavadoras [por ejemplo,BKF-8I1 (EK G-8I)], la cuchara va montada sobre un brazo(fig, 194) de sección redonda, desplazable entre las dos vigasde la pluma por medio de un mecanismo de empuje a cable,estando la pluma unida a un puntal de dos patas por mediode cuadrales rígidos. La caseta de la excavadora lleva montada una grúa de consola con una capacidad de carga de 5 t,para los trabajos de reparación.

Además de las palas mecánicas de empuje para tajosabiertos de canteras (tipo C), destinadas a la carga en vehículos de transporte, las fábricas soviéticas producen excavadoras de destape tipo D, que se distinguen por sus grandes

parámetros de funcionamiento. Las excavadoras de destapeestán destinadas esencialmente para traspalear estériles alespacio explotado y cargar en los vehículos de transporteubicados en la banqueta superior de la grada.

Las dragalinas (excavadoras de cable de arrastre) se destinan al arranque y carga de rocas relativamente blandas.Los parámetros de funcionamiento considerables de estasexcavadoras permiten utilizarlas al emplearse métodos deexplotación sin transporte. Las dragalinas se fabrican sobreorugas y «andantes». Las dragalinas de gran potencia sondel tipo «andante».

396

$

Fig. 198. Excavadora 3KF-8 (EKG-8);1 brazo exterior; 2, pluma; 3, cable de levantamiento de ia cuchara; 4, polea;s ’ cable del malacate; 6, mecanismo de empuje; 7, puntal; s, plataforma giratoria;9 corona dentada; 1 0 , tren de rodaje; 1 1 , motor que opera la apertura del fondode la cuchara; 12, cuchara; 13, unas; 14, polea

Fig. 194. Excavadora 3KF-8H (EKG-8I) en el tajo



A diferencia de la pala de empuje, la cuchara 3 de la dra-galma está suspendida en dos cables: el de izar 1 y el dehalar 2 (fig. 195, a). La dragalina ataca el suelo preferente-5J,en ® m^s a^ajo del n ivel en que se halla . La cuchara(ng. 195, b) está unida al cable de tracción por medio decadenas 1, y al cable de izar, por cadenas 2. La bovedilla 3 de la cuchara lleva fijado el cable de descarga 4 . La segundaextremidad del cable ciñe la polea 5 y va sujeta al cable dehalar. Si el cable de halar se halla flojo, se afloja tambiénel ae descarga, bajando entonces la parte delantera de lacuchara (por ser más pesada) y descargándose la cuchara. Altensarse el cable de halar, se tensa también el cable de descarga que, pasando por la polea, levanta la parte delanterade la cuchara, realizándose así el «cuchareo». La construcciónde las dragalinas permite girar la caseta a cualquier ángulo.

Las potentes dragalinas andantes soviéticas se trasladancon ayuda de un mecanismo «andador» hidráulico que comporta cuatro cilindros hidráulicos (dos de levantamiento 1 y dos auxiliares 2) y dos zapatas de apoyo 3 , articuladas aambos costados de la excavadora (fig. 196). La impulsiónae aceite a los cilindros es efectuada por bombas de altapresión.

398

¡

IV Sentido de la marcha

Fig. 196. Esquema de traslación de una excavadora andante

Cuando está funcionando, la excavadora descansa sobreun bastidor de apoyo 4 que es una placa redonda soldada(posición /). Los vástagos de los cilindros elevadores y auxiliares están retraídos a fondo, y las zapatas de apoyo se

hallan en la posición extrema superior. Al inic iarse la marcha (po sic ión I I ), se extienden losvástagos de los cilindros auxiliares; los cilindros principales, girando en sus articulaciones, se colocan en posiciónvertical, en tanto que las zapatas de apoyo se desplazan enel sentido de la marcha. En lo sucesivo, al extenderse simultáneamente los vástagos de los cilindros elevadores y auxiliares, las zapatas de apoyo bajan sobre el suelo (posición III).

La posición IV corresponde al despegue del suelo de unborde del bastidor sustentador junto con la caseta de la excavadora, al ir extendiéndose los vástagos de los c ilindros principales. En esa posición, la retracción de los vástagos en los



Palas

índices O-

ÈÎM©S

w1-1Seoco >r' °

s é

lO *>^ iJ O 5 1

§ 1

Capacidad de la cuchara,e n m 3 .................................... 4,6 6 y 8 12,5 4 y 5Largo de la pluma, en m 10,5 12 18

Angu lo de incl inación dela pluma, en grados . . . . 45 45 55Radio de ataque máximo,■en m ....................................... 14 17,4 22,5 23,5 Altura máx ima (o pro fundidad, para las dragalinas)<de ataque, en m ................... 10,2 12,5 16,9 20,6 Alt ura máx ima de descarg a,en m ....................................... 6,3 8,3 11,7 17,2Radio de giro de la partetrasera de la caseta, en m 5,25 7 7Peso de la excavadora, en t 193 323 615 320

Ve loc ida d de trasla ción,en k m /h ................................... 0,45 0,5 0,5Pendiente franqueable, engrados .................................... 12 12,5 12,5Potencia del motor eléctrico,en k W ................................... 250 520 520Presión específica sobre elsuelo en kgf/cm2 ................ 2,15 1,9 1,95 1,9Duración del ciclo, en s . . 23 26 26 32

(cilindros auxiliares hace desplazar la excavadora en sentido¡de la marcha y la excavadora baja suavemente sobre el•bastidor de apoyo (posición Y). Después de levantarse las

zapatas a la posición inicial, el c iclo se repite. La longitud del paso puede variar entre unos centímetros y 2metros.

Las características de algunas excavadoras tipo palamecánica de empuje y las de la dragalina están detalladasen la tabla 19.

Las excavadoras de cangilones se subdividen en las decadena de cangilones o de rosario y las de rueda de paletaso de roto r. Las excavadoras de cadena de cangilones se fabrican sobre ruedas para carriles o sobre orugas. La excavadora de cadena de cangilones sobre carriles está representada

400

Tabla 19

mecánicas Dragalinas

<Z>? ó£>•§ 6

IT5

T oE-ií>©ÏÏ-

7 0«ia©ti

tiw© 8 9 1

1 1 - 1 5 / 9 0

( E S h - 1 5 / 9 0 )

3 U I - 2 5 / Í 0 0

( E S h - 2 5 / 1 0 0 )

i f

s f

©B

6 y 8 15 35 4 y 5 15 25 8030 : 36 65 45 90 100 100

45 45 45 35 30 30 30

35 40 65 46 82 95 95,6

[26,8 30 50 23 41 47 45,7

22,2 26 45 13,5 37 47 40

9,6 12 19 9 18,5 25 24,5662 1150 2650. 186 1600 2500 8400

0,63 0,31 0,2 0,45 0,06 0,06 0,05

8 7,5 5 12 7 7 7

520 1370 2 X 1450 520 1900 2 x 1600 4 X 3000

1,92 2,58 2,76 0,44 0,8 1 245 50 60 45 63 70 60

en la fig. 197. Consta de una caseta 5 montada sobre bastidor 6 , un bastidor de cangilones 1 con cadena sin fin quelleva fijados los cangilones 2. El tramo principal y el expla

nador 9 del ba stidor van suspendidos a la.pluma de la casetapor intermedio de un sistema de aparejos 3. Con ayuda deun sistema de guinches, el bastidor puede desplazarse en elplano vertical. La cadena de cangilones se pone en movimiento por un tambor motriz montado en la caseta de laexcavadora. Los cangilones cargados de roca se van descargando junto al tambor de descarga, y la roca se vierte en losvagones que llegan por la vía <5.

Las excavadoras de tamaño reducido sobre carriles osobre orugas llevan un dispositivo para la carga lateral, la

26-01021 401



F i g . 1 9 7 . E x c a v a d o r a

d e

r o s a r i o

d e

c a d e n a

cual se efectúa por intermedio de un transportador voladizoen los vehículos de transporte ubicados al lado de la excava-dora. Al funcionar, la excavadora se va desplazando sobrebogies de ferrocarril 7 a lo largo del bando y va cortandouna rebanada de terreno de 0,1 a 0,2 m de espesor. Una vezcortada la rebanada, la vía férrea es desplazada por mediode máquinas correderas de vía de acción continua incorporadas a los bogies. La grúa 4 sirve para mecanizar los traba jos de monta je y de reparación.

Las excavadoras de cangilones pueden situarse sobre labanqueta superior de una grada y extraer la roca más abajodel nivel de la banqueta. Estas excavadoras se llaman «paratrabajar en zanja». De ser necesario, se utilizan excavadoras

gemelas para trabajar en zanja y en talud.Las dimensiones y potencia de las excavadoras de cangilones dependen de la capacidad de un cangilón, la cualvaría entre 250 y 2240 1.

A continuac ión se deta llan las características de unaexcavadora de cangilones sobre carriles, para trabajar enxanja con cabida del cangilón de 1500 1:

Número de cangilones ...........................................30 Ve loc idad del mo vim ien to de la cadena decangilones, en m/s ............................................1,25Número de descargas de los cangilones porminuto .................................................. .................22Profundidad de cuchareo, en m ..........................24 a 29Peso en orden de marcha, en t ..........................2400Número de ruedas de a p oy o ..............................178

Ve loc ida d de la carrera de tra bajo, en m /m in 4Potencia de los motores, en k W ......................2300

Las excavadoras de rueda de paletas (fig. 198) se distinguen de las de rosario por la construcción del órgano de

ataque. Los cangilones de esta excavadora se hallan dispuestos sobre la rueda de trabajo o rotor, montado en su bastidor. El cuchareo de la roca se opera al girar la rueda. Laroca es descargada de los cangilones sobre una cinta transportadora montada en el bastidor del rotor, siendo transbordada a continuación sobre un transportador de descarga.

El brazo del rotor se extiende o se retrae en el proceso detrabajo, siendo levantado o bajado con ayuda de cables.

Actualmente las exca vadoras de rotor de grandes dimensiones se fabrican de preferencia con brazo no extensible,capaz de levantarse, bajar u orientarse en un ángulo comprendido entre 90° y 120° respecto de la excavadora.



Fig. 198. Excavadora de rotor

La mayoría de las excavadoras*¡de rotor,rvian montadassobre tren de orugas. La caseta de la!-excavadora es orlen-table en 360° respecto del tren de .orugas.

Las excavadoras de rotor, comparadas con las de rosario,tienen un rendimiento más elevado, pueden excavar en rocasmás consistentes y realizar una extracción selectiva. Enterrenos tenaces y húmedos, empero, las excavadoras derueda ostentan.índices,peores que.las de rosario..

La cabida de los cangilones'en una excavadora de rotores de 200 a 4000 1, el diámetro del rotor es dé 4 a'Í7 m. Laaltura de cuchareo en las excavadoras de gran potencia alcanza 50 m, y la profundidad de cuchareo,:. 2.5 m ba jo elnivel de su ubicación.

Rendimiento dé las excavadoras. El rendimiento por turno

dé las excavadoras de cuchara única está determinado porla fórmula

Qtar= «g gg iija -, m3/turno, . (92)

siendo V la capacidad de la cuchara, en ms;T , duración del turno, en h;

kn , coeficiente de llenado de la cuchara;¿u, coeficiente de Utilización del tiempo de traba

jo durante el turno;duración del ciclo, éii- min;

fee, coefici ente de esponjam iento de la roca.

La magnitud de los coeficientes indicados depende demuchos factores y varía entre amplios límites. El coeficiente de llenado de la cuchara se adopta según la calidadde fragmentación de la roca, entre los límites de 0,6 a 0,9.

I. El coeficiente de esponjamiento depende de la dureza de lasrocas y oscila entre 1,3 y 2. El coeficiente de utilizacióndel tiempo de trabajo indica la relación entre el tiempo detrabajo de la excavadora en carga y la duración total delturno. La magnitud de este coeficiente depende de la organización dé los trabajos, modo de transporte y organizacióndel tráfico, y es de 0,4 a 0,8.

: La duración del cic lo queda determinada asimismo pori la índole de las rocas en el tajo, el ángulo de giro de la exca

vadora, la pericia del maquinista, etc.; Prácticamente, el rendimiento por tum o de una excava-; dora 9KX -4,6 (EK G-4 ,6) oscila entre 400 y 1200 m3; el de lai excavadora 3K r-8 (EK G-8), entre 700 y 2000 ms. El rendi-: miento por turno de las dragalinas ambulantes granáosles: de 2000 a 4000 m®.i El rendimiento por turno de una excavadora de rosario

puede ser determinado por la fórmula (92), sustituyendo t por

i — (n indica el número de cangilones descargados por minuto).

■ Para las excavadoras de rosario grandes, el rendimientopor turno es de 5000 a 10 000 má, siendo particularmente elevado el rendimiento de las excavadoras de rotor. Por ejemplo, una excavadora de rotor con cangilones de 3600 1 decabida, trabajando en una explotación de carbón a cieloabierto, tiene un rendimiento diario de hasta 100 mil m3 deroca en macizo.

En la fig. 199 se muestran los esquemas para instalar unapala mecánica de ataque frontal y una dragalina en el tajo.La fig. 199, a muestra la forma del tajo y la ubicación de laexcavadora, trabajando en terrenos blandos, que son cargados en vagones o camiones volcadores estacionados en la .plataforma inferior del banco. La altura h del tajo no debe

| exceder en este caso la altura de cuchareo máxima de: laexcavadora. Si esta altura es mayor, en la parte superior delbanco pueden formarse cornisas o rocas sobrecolgadas, querepresentan un : peligro para las gentes y las excavadoras.La anchura A del tajo se adopta igual a l ó 1,5 radio decuchareo de la excavadora en el nivel de su ubicación. En el

¡ segundo caso, el eje de movimiento de la excavadora se sitúa

405



/

F.ig. 200. Esquema del funcionamiento de una trailla de ruedas

150 a 180°, alargándose así el ciclo. Además, aumenta eltiempo muerto de la excavadora por ser más complicadas las

maniobras de acarreo de los vagones vacíos. Todo elloredunda en una disminución del rendimiento de la excavadora, de ahí que los tajos ciegos se utilizan poco.

Las traillas o cucharas de arrastre de ruedas son universales y están destinadas al arranque de la roca, su transportey vaciado en la escombrera. Las traillas de ruedas trabajanacopladas a tractores de orugas o camiones de dos ejes,de 50 a 420 C.V. de potencia. Para cargar, la parte delanterade la cuchara 1 se baja y. la pared delantera 2 se levanta(fig. 200). Durante el movimiento de la trailla, los dientesde la cuchara van cortando unafcapa deroca de 10 a 25 cm deespesor. Al quedar llena la cuchara, la pared delantera bajay la cuchara adquiere la posición horizontal de transporte.Para la descarga, la pared delantera vuelve a levantarse, entanto que la pared trasera 3 se desplaza hacia adelante y expulsa la roca de la cuchara. La trailla es gobernada desde eltractor por medio de cables o de un sistema hidráulico.

Las traillas son fabricadas con cucharas de 3 a 45 m3 de

cabida. Las traillas de ruedas se utilizan en los trabajos dedesmonte, excavación de trincheras, limpieza del techo delos estratos. Las traillas han cobrado una amplia difusiónen la construcción de canales y distintas obras hidrotécnicas. El rendimiento de las cucharas de arrastre depende dela distancia de transporte, siendo de 30 a 100 m3/h por término medio. El uso de las traillas es conveniente cuando lalongitud de transporte oscila entre 250 y 2000 m. Las traillasde gran tamaño se utilizan en recorridos de transporte aúnmayores (de hasta 4 km).

El buldózer o empujadora de tierras es el nombre que seda al tractor dotado de órgano de ataque en forma de escudo

408

(arado, cuchilla empujadora) montado en la parte frontaldel tractor. Con este escudo el buldózer corta y arrastra elterreno a una distancia de hasta 100 á 150 m.

En los tajos abiertos, los buldózers se utilizan tanto enlos trabajos auxiliares (explanación del terreno, limpieza deltecho del estrato) como en las labores mineras principales(explotación de placeres).

La potencia de los buldózers va”de 40 a 380 C.V., el largodel escudo, de 2,5 a 5,7 m. En una carrera, el buldózer desplaza de í a 10 m8 de roca.

En las explotaciones a cíelo abierto se utiliza el transporte sobre carriles, automotor, por cintas transportadoras,hidráulico (este último será examinado en el párrafo 6).Para el desplazamiento de estériles hasta las escombrerasse utilizan los puentes de desescombro y transportadoresde estacada cantiléver (véase párrafo 4), y para la extracciónde mineral de las canteras profundas, los elevadores de skipo de jaula (ver párrafo 3).

El transporte por vía férrea de trocha ancha (1524 mui)es el más difundido en los tajos abiertos modernos. La víade trocha ancha tiene la misma construcción que la de trochaangosta (ver cap. III). Para la trocha ancha se usan carrilestipos P-75, P-65, P-50, P-43 (R-75, R-65* R-50, R-43). Losdurmientes tienen un largo de 2,7 m y un espesor de 13,5 a17,5 cm. La distancia entre los durmientes es de 0,5 a0, 75 m. En calidad de máquinas motrices se usan locomotoras eléctricas (fig. 201) y Diesel.

Para la electrificación del transporte ferroviario se debeutilizar corriente continua de 3300 V de tensión y corrientealterna de 10 kV (párrafo 643, Reglas de Servicio Técnico).La alimentación se efectúa a partir de una línea de contacto(red de tracción). En las vías de instalación fija, el hilo decontacto va suspendido en soportes metálicos o de hormigónarmado a una altura de 5,75 a 6,25 m. En las vías del frentede ataque y de la escombrera, el hilo de contacto se montasobre soportes desplazables (fig. 202, a), a un costado de lavía. Guando trabajan excavadoras de rosario y las vías son ■desplazadas por medio de máquina de desplazar vías deacción continua, los soportes van fijados a la vía férrea yson corridos junto con ésta (fig. 202, fc). Para la toma de



Fig. 201. Locomotora industrial

Fig. 202. Soportes de la línea de contacto

G&er-t’ i l i jg G B

Fig. 203. Vagón, basculador de 95 toneladas

corriente, la locomotora eléctrica está dotada adicionalmente de un tomacorriente lateral.

Las locomotoras eléctricas industriales modernas(IV-KI1-1 (IV-KP-1), EL-1, EL-2, 13-E-i y otras) tienen unpeso adherente de 80 a 150 t, potencia de 800 a 2100 kW¥esfuerzo tractor de 13 a 23 t y una velocidad máxima de 60a 70 km/h; admiten un radio de curva mínimo de hasta 60a 80 m y son capaces de subir cuestas de hasta 0 ,04 arrastrando un convoy de vagonetas cargadas.

La preéencia de la red de tracción hace más complicadoel traslado de las vías del tajo. Este inconveniente de latracción por locomotoras eléctricas se elimina, utilizandolocomotoras de trole y acumuladores, las que son alimenta

das por baterías de acumuladores solamente en los tramosno electrificados de la vía.En una locomotora diesel la corriente para los motores

de tracción es producida por un generador. Para el accionamiento del generador, la locomotora lleva instalado unmotor de combustión interna. Ventajas de la tracción porlocomotoras diesel: rendimiento elevado (25 a 27% frentea 14 ó 15% de la locomotora eléctrica), fuerza de tracciónconsiderable, ausencia de la línea de contacto.

En las canteras, el mineral y la roca se transportan envagones volcadores metálicos (fig. 203), con costados rebatibles o levadizos, siendo los más difundidos los del primertipo. Llevan en cada costado cilindros neumáticos cuyosvástagos están articulados al fondo del vagón. A l ser aportado aire comprimido del depósito a los cilindros, se extienden los émbolos con sus vástagos, y al operarse el bascula-miento de la caja del vagón a un ángulo de 48 a 52°, se abreel costado del vagón. El aire comprimido es aportado al

depósito por medio de mangueras a partir del compresorinstalado en la locomotora.Las características de los vagones volcadores se detallan

en la tabla 20. El transporte automóvil, en comparación con el ferrovia

rio, presenta las ventajas siguientes: permite pendientesmás pronunciadas (de hasta 0,1 con carga y 0,12 a 0,15 envacío) y radios de curvatura menores (hasta 12 a 30 m), locual reduce los volúmenes de las trincheras de destape y losplazos de puesta en explotación de las eanteras; permiteexplotar cuerpos mineralizados de dimensiones reducidas,pero situados a gran profundidad* con un volumen menor



Tabla 20Marca de los vagones volcadores

Indices BC-60(VS-6Q)

BC-80(VS-80)

BC-100(VS-iOO)

BC-480(VS-180)

Capacidad de carga, en t 60 80 100 180Peso muerto, en t ....................

Cabida de la caja, en m329 40 50,5 68

26,74

36 44,6 62Número de e j e s .................... 4 6 8Radio mínimo, en m . . .Dimensiones exteriores,en m:

80 80 80 80

largo . . . . . . . . . 11,72 14,32 16,08 17,58ancho ................................... 3,28 3.21 3,48 3,46a l t o ............................

2,67 2,85 2,94 3,28

de los trabajos de desmonte; ofrece mejores condicionespara la extracción selectiva de las menas; permite explotarcuerpos mineralizados de configuración compleja con pérdidas menores; elevar el rendimiento de las excavadoras en 15a 20% por ser menor el tiempo muerto debido a la esperadel transporte.

El tipo de transporte automóvil principal en los tajosabiertos son los camiones volcadores con una capacidad decarga de 5 a 70 t, que operan la descarga, basculando su cajahacia atrás en un ángulo de 50 a 65° con ayuda de cilindroshidráulicos.

Un camión volcador de 27 t cargándose está representadoen la fig. 204. Las características técnicas de los camiones

. volcadores están referidas en la tabla 21.Tabla 21

: Indices

M A 3 - 5 Q 3 B

( 3 V I A Z - 5 0 3 B )

K p A S - 2 5 4

( K r A Z - 2 5 4

)

o®cóy5®wB

OO<»

esoSs

caoobÑ< <

S B

Capacidad de carga, en t . . . . 7 10 27 40 65Cabida de la caja, en m 3 . . . . 8 8 15,3 21,7 34Peso propio, en t ............................ 6,75 11,58 21,0 27,0 45,0Potencia del motor, en C.V. . . . 180 180 360 520 2 x3 60Número de e je s ................................ 2 3 2 2 3

Velocidad máxima, en kmfh . . . 60 60 55 57 47Radio de viraje mínimo, en m . . --- 10,5 8,3 9,5 14

Fig. 204. Carga de mineral por una excavadora 9RF-4,6 (EKG-4,6)en. un camión volcador EejiÁ3-540 (BelÁZ-540); (en el fondo se veuna perforadora CBffi-250 (SBSh-250)

Además de los camiones volcadores, se util izan en lascanteras tractores de ruedas y de orugas con remolques de 10a 80 t de capacidad de carga. Una de las condiciones necesarias para el uso exitoso del transporte automotor son loscaminos en buen estado, que se dividen en permanentes (enlas trincheras de largo plazo de servicio y fuera de la cantera) y provisionales (en los frentes de ataque).

Los elementos de una carretera para automóviles (fig. 205)

son la faja de tráfico, la banquisa, las cunetas. La faja detráfico de las carreteras permanentes tiene un pavimentoconstituido por una capa de gravilla, pedriza, hormigón,etc. En estos últimos tiempos se emplean pavimentos deplanchas de hormigón armado. Los gastos de construcciónalgo mayores son compensados por la reducción de los gastosde mantenimiento de la carretera y del parque automotor.La superficie de los caminos está nivelada por una excavadora y a continuación explanada por un buldózer; enterrenos inconsistentes, el suelo se compacta por apisona-



Fig. 205. Corte transversal de una carretera para automóviles

La faja de tráfico tiene una pendiente transversal de0,04; la pendiente longitudinal favorable es de 0,06 a 0,10para vehículos cargados y 0,12 a 0,15 para vacíos.

La anchura de la faja de tráfico, cuando el movimientoes unidireccional, es igual a la anchura de un camión volcador más la de los intervalos libres de 0,4 a l m a cada ladode la faja de tráfico. Si el tráfico es en ambos sentidos, lafaja es ampliada en el ancho de un camión más y el espacioentre vehículos marchando en sentido contrario (0,4 al s5 m). Los radios de curvatura en los caminos de canterano deben ser menores de 20 m.

El transporte automóvil es conveniente en la explotaciónde yacimientos de forma irregular y área reducida, cuandoresulta dificultosa la construcción de vías férreas de aceesoa la cantera; al terminar el laboreo de los niveles inferioresde la cantera con el fin de reducir los trabajos de desmonte;en regiones cuyo relieve es desfavorable para el tendido devías férreas.

A l utili zarse el transporte autom óvi l, el recorrido nodebe exceder 2 ó 3 km para los camiones volcadores de 10 a12 t, y 3 —5 km para los de 15 a 25 t=

En el combinado Mijáilovski (Anomalía Magnética deKursk), con recorridos de 4 y 7,4 km, el rendimiento de uncamión volcador BelAZ-540 era de 98 y 60 t/h respectivamente, siendo la velocidad media de servicio del camióncerca de 30 km/h.

El acarreo por cintas transportadoras ha cobrado ampliadifusión en las explotaciones a cielo abierto, para el suministro de minerales, hulla y roca tiernos. En los tajos abiertos se utiliza n cintas transportadoras de 900 a 2200 mm deancho.

Ventajas del suministro por transportadores: pos ibi lida dde subir grandes cuestas (18 a 20°) y por ende, reducción del

volumen de las obras básicas; transporte continuo de ía maáárocosa, lo cual permite elevar el coeficiente de utilizaciónde las excavadoras hasta 0^85; posibilidad de realizar unaautomatización total y disponer tan sólo de un númeroreducido de personal de servicio.

El tamaño de los trozos de mineral cargados sobre eltransportador no debe pasar de 300—350 mm, de aquí que aveces se instalen machacadoras en las canteras. A temperaturas bajas (inferiores a —40 ó —45°G) se utilizan cintasespecia les; a prueba de frío . Las cintas de alta resistenciason fabricadas con entretelas de tejidos sintéticos tipo ca-prón y nylon, así com o de fibra de anido. Los tejidos sintéticos, además de una resistencia mecánica elevada, poseen

una gran elasticidad y resistencia a la humedad, de modoque no se congelan ni pierden su elasticidad a temperaturasbajas. Tienen una resistencia mecánica muy alta las cintasde caucho armadas con cables de acero constituidos de alambres finos trenzados, y dispuestos en una capa. El rendimiento de los transportadores varía de 300 a 15 000 t/hora.

Métodos de abrir las trincheras. El destape o desmonte delos yacimientos se efectúa, excavando trincheras de entrada («caminos de cantera»), y la preparación, abriendo trincheras de acceso. Los parámetros básicos de una trinchera(largo, anchura del fondo, pendiente, ángulo de talud de losbordes) dependen de la misión asignada a la trinchera, elequipo excavador, la profundidad del nivel a destapar y laspropiedades físico-mecánicas de las rocas.

El largo L de la trinchera, su profundidad máxima H ypendiente i = tg a, se hallan ligadas por la relación

El ángulo a indica la inclinación del fondo de la trinchera respecto del plano horizontal. La pendiente queda determinada por la clase de transporte, hallándose su valormedio entre los límites siguientes: para el transporte ferroviario, 0,025 a 0,040; para el transporte au tomóvil, 0,060a 0,200; para las cintas transportadoras, 0,250 a 0,330; paralos elevadores de skips, 0,500 a 1,000.

La anchura mínima de una trinchera en su base tambiéndepende de la clase de transporte y del número de vías,



siendo de 8 a 16 m para el transporte ferroviario y de 6 a14 ni para el automotor. El ancho de una trinchera debecoordinarse con los parámetros de los equipos de escava-ción-iUna trinchera de acceso es excavada horizontalmente ocon una pendiente de 0,003 a 0,005 para el desagüe. La anchura de la trinchera de acceso es adoptada partiendo de lacondición de poder alojar en ella la masa rocosa derribadapor los tiros durante el labore o subsiguiente de uno de losbordes de la trinchera, siendo coordinada a continuacióncon las dimensiones de trabajo de la excavadora. Por logeneral, la anchura de las trincheras de acceso es de 20 a 25 m.Las trincheras excavadas a media ladera muchas veces carecendel segundo borde, llamándose por lo tanto meajas trincheras„

Las trincheras pueden abrirse tanto en estéril como en

mena. En el primer caso, la roca derribada se coloca en losbordes de la trinchera o es evacuada a las escombreras. Según sea la modalidad adoptada, se distinguen dos gruposde métodos para abrir una trinchera: sin transporte y contransporte.

Los métodos de excavación de trincheras sin transporte sepractican cuando los bordes de la trinchera no serán explota-dos durante el laboreo ulterior del yacimiento y por endeno será necesaria una remoción reiterada de la roca depositada en. los bordes.

La excavación de una trinchera por una dragalina segúnel método sin transporte está ilustrada en la fig. 206. Las•dimensiones máximas posibles de la trinchera, b y 7z, quedandeterminadas por los parámetros de trabajo de la excavadoray por las propiedades físico-mecánicas de las rocas. Entre laescombrera y el labio superior del borde de la trinchera debedejarse una banqueta (berma) de seguridad e, cuyas dimensiones dependen de la firmeza de las rocas y la profundidad

de la trinchera. A veces, las rocas se disponen en un soloborde de la trinchera: en este caso, la excavadora se desplazatrabajando más cerca de este borde. Las trincheras anchasquedan abiertas por la excavadora en dos carreras, colocándose la roca primeramente de un lado de la trinchera y se

guidamente, del otro. De ser necesario, para abrirla trinchera se utilizan dos dragalinas. Al practicarse los métodosde excavación sin transporte, la pala mecánica de ataquefrontal se usa poco, ya qué aún utilizando en este caso excavadoras de destape, es imposible abrir una trinchera de lasdimensiones necesarias.

416

Fig. 206. Excavación de una trinchera por una dragalina

Los métodos de excavación sin transporte son los de mayor rendimiento y economía. El coeficiente de utilización dela excavadora alcanza 0,8 a 0,85.

Los métodos de excavación de trincheras con transporte pueden practicarse en las condiciones más variadas. La excavación de una trinchera con tajo largo y carga inferior es lamodalidad más difundida de este grupo y se p ractica en rocastiernas y vivas, siendo la roca cargada en camiones o envagones ferroviarios.

En la fig. 207 se muestra la excavación de una trincheracon tajo largo y carga inferior de la roca en vagones ferroviarios. Después del barrenado de varias filas (2 a 10) deagujeros 6 por las perforadoras 1 y su voladura, la masa ro

cosa es cargada por la excavadora 2 en el vagón 3. Gomo eltajo es un tope ciego, la excavadora puede cargar un solovagón, retirándose seguidamente el convoy más allá de laaguja 4 (fig. 207, a) y la locomotora suministra los vagonesen el desvío muerto 5, donde el vagón cargado es desenganchado y el convoy vuelve a acercarse a la excavadora. Esteproceso se repite después de cargar cada vagón sucesivo. Unavez completamente cargado, el con voy es retirado de Jlatrinchera, llegando hasta la excavadora un convoy vacío.Simultáneamente se efectúa el barrenado de la sección siguiente de la trinchera. El desvío muerto transportable 5

27—01023417



Fig. 207. Excavación de una trinchera con tajo largo con carga inferior de la roca en vagones ferroviarios

va siendo arrimado al tajo a medida que se va excavando latrinchera.

Ultimamente, la voladura de las rocas se efectúa en

tramos de trincheras de longitud considerable (cientos demetros). La disminución del número de tiros en este casocontribuye a aumentar el rendimiento de las excavadorasy perforadoras.

Ventajas del métod o: uti lización de exca vadoras, alabrir las trincheras, con equipo de trabajo corriente y ampliocampo de su aplicación. No obstante, el coeficiente de utilización bajo de la excavadora (0,3 a 0,4), debido a las complicadas^ maniobras del transporte, no permite lograr , unavelocidad elevada en la excavación de trincheras. El usodel transporte automóvil dentro de este método reduce en;un 20 a 30% el tiempo improductivo de la excavadora y per-

418

Fig. 208. Excavación de una trinchera con tajo largo con carga superior de la roca

mite aumentar la velocidad de excavación hasta 150 a180 m/mes. La media vuelta del camión volcador, cuando lopermite la anchura de la trinchera, se efectúa a proximidaddel tajo; en las trincheras angostas, para que los camionespuedan efectuar la media vuelta, se excavan en los bordesnichos espaciados cada 50 a 60 m.

El coeficiente de utilización de la excavadora y la velocidad de excavación se pueden aumentar realizando la excavación de las trincheras con tajo largo con carga superior dela roca por una excavadora de destape (fig. 208, a). La vía

férrea se coloca en uno de los bordes de la trinchera, sin desenganchar los vagones durante la carga del convoy. Estemétodo arroja buenos índices en rocas de dureza no superiora la medíanaJ(la>elocida d de avance es de 150 a 250 m/mes).En rocas vivas muy duras, el rendimiento de las excavadoras de destape disminuye.

El método de excavación por capas sucesivas (fig. 208, b) reúne las ventajas de ambos métodos de excavación contransporte, o sea, carga superior con utilización de palasmecánicas de ataque frontal con equipos de trabajo normales. Con este método, la sección total de la trinchera se divide en varias pasadas ( I a /F ), las que son excavadas consecutivamente. En la fig. 208, c se ilustra el momento de

27* 419



ejecuación de la segunda pasada. La excavadora está ubicada en el suelo de la segunda pasada, en tanto que los vehículos de transporte se hallan en el suelo de la primera pasada.

En el proceso de extracción de cada capa subsiguiente dela trinchera, la vía de transporte se dispone en el suelo de lapasada anterior. La altura de la capa depende de la alturamáxima de descarga de la excavadora, H v, y de la altura delos vehículos de transporte, h. Para la excavadora 3KF~4,6(EK G-4,6 ), al utilizarse vagones volcadores estandartizados,la altura máxima de la capa es de 3 a 3,3 m.

La excavación por capas sucesivas proporciona una velocidad elevada en la excavación de trincheras, especialmente

en rocas blandas (de hasta 150 a 200 m/mes). Empero, ungran volumen de obras viales y la complejidad de los traba jos de barrenado y voladura limitan el campo de aplicaciónde este método. La excavación de la trinchera de acceso porel método de capas sucesivas, debido a las condiciones deltransporte, es posible sólo si se efectúa simultáneamente conla apertura de la trinchera de entrada.

Las trincheras pueden excavarse con excavadoras de rosario, traillas de ruedas, por método hidráulico mecanizadoy método de voladura de despejo, pero, en razón a lo limitado del campo de aplicación de estos métodos, los mismosno son examinados en este manual.

Métodos de destape. De acuerdo a la disposición de lastrincheras, se distinguen los siguientes métodos de destape:por trincheras exteriores (cuando las trincheras se abrenfuera del contorno límite de la cantera) y por trincherasinteriores (cuando éstas se disponen dentro de los contornosde la cantera).

El destape por trincheras exteriores se practica para laexplotación de yacimientos poco inclinados y poco profundos y, a veces, para los niveles superiores de los yacimientosde fuerte buzamiento.

A l practicarse el destape por trincheras exteriores separadas, cada nivel del yacimiento es destapado por una trinchera individual. Este método proporciona un transportede roca independiente para cada nivel, pero se caracterizapor un gran volumen de los trabajos de excavación, porqueal aumentar la profundidad del nivel a destapar, aumentabruscamente el volumen de las trincheras. Por esta razón,las trincheras individuales se practican para el destape de

420

dos o tres bancos a lo sumo. En ciertas condiciones (por ejemplo, en una rampa) el número de niveles por destapar puedeser aumentado, puesto que en este caso disminuye el volumen de las excavaciones (medias trincheras).

Para reducir el volumen de las labores mineras básicas,se practica el destape por trincheras exteriores generales (o de conjunto) (fig. 209). Cada trinchera que destapa el nivelsubyacente, se excava dentro de la trinchera del nivel superior. El número de bancos descubiertos por las trincheras

' comunes llega a 5 ó 6. Ál practicarse el destape de conjunto,un grupo de trincheras descubre los niveles de estéril, y elotro, los de mineral.

El destape por trincheras interiores permite reducir considerablemente el volumen de los trabajos en roca por estar

dispuestas las trincheras dentro de los contornos de la cantera. Las trincheras interiores, al igual que las de destapeexterior, pueden ser individuales, de conjunto y comunes.Las trincheras comunes tienen amplia difusión en la explotación de canteras (de hasta 300 — 400 m de profundidad),cualquiera que sea la forma y el ángulo de buzamiento delos yacimientos.

Entre las trincheras comunes, la mayor ditusion le corresponde al destapeporrampas o bajadas con vía muerta yrampas espirales.

En el caso de rampas con vía muerta (fig. 210), las trincheras de acceso se abren en el borde no explotado de lacantera, en sentidos encontrados. Cada rampa 1 termina, enel nivel de arranque, con una plataforma o banqueta con víamuerta 2, donde el convoy invierte el sentido de su marchapara la bajada o subida. La cantera esquematizada en lafig. 210 presenta cinco niveles: los dos superiores han sidoexplotados ya, el tercero (de estéril) y el cuarto (de mineral)

están siendo explotados, y en el quinto se está excavando latrinchera de entrada. Durante el laboreo subsiguiente delquinto nivel borde derecho de trincheras habrá sido explotadoya, y la rampa de acceso tendrá el mismo aspecto que las delos niveles superiores. En cada rampa se colocan una o dosvías férreas. La capacidad de tráfico de las rampas de doble

' vía es 2 a 2,5 veces superior a las de vía única. Ventajas del destape por rampas con desv íos muertos:

posibilidad de disponer las rampas en un solo borde y ampliocampo de aplicación. El inconveniente mayor es la escasavelocidad media del tráfico ferroviario debido a grandes pér-

421



/

Fig. 210. Destape por rampas de vía muerta

Niveles

didas de tiempo en las maniobras de los convoyes sobre lasplataformas con desvíos muertos.

Al practicarse el destape por rampas espirales, estas últimas se disponen a modo cíe una espiral en los bordes explotado y no explotado de la cantera (fig. 241).



Al final de cada rampa (1, 2, 3 y 4) se halla una plataforma horizontal P en que se instalan los apartaderos. En lasmismas plataformas se hallan los centros de empalme Gn delas vías pertenecientes a los cuatro niveles con las vías permanentes. El destape por rampas espirales permite simplificar las maniobras de los convoyes y por ende elevar el.rendimiento del transporte. Sin embargo, la necesidad degrandes radios de curvatura de las vías (150 a 200 m) limitael campo de aplicación de este método de destape.

Al utilizarse el transporte automóvil, que permite fuertespendientes y pequeños radios de las curvas (25 a 30 m), sehace posib le destapar yacimientos de escasa potencia mediante rampas espirales. Debido a las condiciones de su apli

cación más rígidas y a una organización más complicada delos trabajos de extracción, el destape por rampas espiralesse practica menos que el de rampas con desvíos muertos.

Al aumentar la profundidad de las canteras, aumenta lalongitud de transporte de la masa rocosa desde los nivelesinferiores, alcanzando 8 ó 10 km en las canteras profundas.La longitud total de transporte puede reducirse mediante eldestape por trincheras de pendiente escarpada (con un declivede 15 a 60°). Estas trincheras de fuerte pendiente están equipadas con transportadores (en pendientes de hasta 18 ó 20°)o elevadores de cangilones (skips) o de jaulas. El esquemadel elevador de cangilones está diseñado en la fig, 212.

La capacidad de carga de los skips alcanza 30 a 40 t.El mineral es acarreado hasta la tolva de carga las másde las veces por transporte automóv il.'Los elevadores de jaulasse utilizan para subir y bajar vagones separados o camionesvolcadores con una capacidad de carga de 25 a 50 t. E l hechode prescindir del transbordo del mineral es la ventaja principa l de este método , pero la necesidad de descomponerel convoy es gran desventaja frente a elevadores deskips.

En algunos casos, las instalaciones de elevación se disponen en los pozos inclinados, excava dos a determinada distancia de los bordes de la cantera. En un caso general, eluso de elevadores inclinados resulta económicamente rentable para canteras de profundidad no menor 200 — 250 m.

A menudo la conf iguración com ple ja de los criaderosminerales no permite aplicar una sola variante de destape,de ahí que se empleen métodos combinados, por ejemplo,una combinación de trincheras externas para los niveles

Fig. 212. Elevador de skip inclinado: j , slcip; 2, tolva; 3 , dos ifica dos vagón (o camión volcador); 5, castillete,6, máquina de extracción; 7, carrilera para skips _____

superiores, con trincheras internas para los inferiores, o rampas espirales para los niveles superiores y rampas con desviomuerto para los inferiores. La modalidad de destape de unyacimiento a cielo abierto está íntimamente ligada con elmétodo de explotación, por lo tanto, algunos problemas eledestape serán examinados al detallarse los métodos de explotación.

Clasificación de los métodos de explotación y noción sobre el coeficiente de montera. Los métodos de explotación a cieloabierto no se distinguen por una variedad tan grande como

los de explotación subterránea. Entre las clasificacionesexistentes de estos métodos, las de mayor difusión son laspropuestas por el académico N. Mélnikov y el profesor.E. Sheshko. .

Estas clasificaciones, como también una sene de otrasmás, están basadas en el transporte de las monteras a lasescombreras o terreros. La tabla 22 presenta una elasmeación simplificada de los métodos de explotación, basada enel modo de transportar los estériles a los terreros.

La clasificación referida no es completa y comprende tansólo los principales métodos de explotación, practicados en

425



1 2 3 ^ 5 6

Fig. 213. ilustración explicativa del coeficiente de montera

la industria minera. El método adoptado para el acarreo de

estériles determina no solamente la estructura y las condiciones de aplicación de un sistema de explota ción, sino tambiénsu economía, puesto que en una explotación a cielo abiertola cantidad de estériles evacuados supera varias veces ladel mineral extraído.

Tabla 22

Clase Grupo

I. Sin transporte

II. Con transporte alterrero

III. Con transporte

IV. Gombinadas

1. Simple2. Por reexcavación múltiple1. Por medio de transportadores de estacada2. Por medio de puentes de desescombro1. Con transporte por oferrcarril2. Con transporte automóvil3. Con transporte por cintas transportadoras4. Con transporte combinado1. Combinación de las clases I y III2. Combinación de las clases II y III

En su aspecto general, el coefic iente de montera indica larelación del volumen de los estériles removidos al volumeno peso del mineral extraído (ms/m3 ó m3/t) . Se distinguen,entre otros, los coeficientes de montera siguientes (fig. 213):

el coeficiente medio, que es la relación del volumen totalde los estériles dentro de los contornos finales de la canterao parte de ésta, a las reservas de mineral dentro de los mismos límites:

_ Volumen 1 — 5 — 13mea ~~ Volumen 5 - 6 - 1 3 - 1 4 ;

426

v alores part icu lares de l coe f i c iente medio de montera

, Volumen 3 — 5 — 9n'med ~ Vohimén 5 — 6 - 9 -1 0 '

ó bien

Volu men 2 — 5— 11 Volumen 5 — 6— 11— 12 ’

el coeficiente de contorno (coeficiente de cada nivel),que es la relación entre el volumen de los estériles a evacuarpara poder extraer mineral en uno u otro nivel, y las reservas de mineral de este nivel:

Volumen 3— 4 — 7 — 9 ,?íc— yolumen 7 — 3— 9 — 10 >

Al aumentar la profundidad de laboreo , aumenta el coeficiente de contorno.

El coeficiente de contorno de la montera, para el nivellímite asignado de una cantera, se llama coeficiente límite.Prácticamente, su valor es

Volu men 1 — 2 — 11 — 13^lím Volumen 11— 12—:13—14

Un criadero es explotado por métodos a cielo abiertohasta la profundidad necesaria para que el costo total de 1 tde mineral (cuenta habida de los trabajos de destape) seaigual al costo asignado de su explotación subterránea. Partiendo de esta condición, el coeficiente límite de la monterase determina por la fórmula

n\im = — e— , m3/m 3, (94)

siendo a el precio de costo de 1 m3de mineral provenientede las labores subterráneas;6, el precio de costo de 1 m3 de mineral extraído

a cielo abierto;c, el precio de costo de evacuación de 1 mM e estériles.

Los distintos métodos para determinar la profundidadlímite de una cantera (gráfico, ana lítico y semigráfico)consisten en hallar aquel horizonte para el cual el coeficientede montera de nivel sea igual al límite hallado por la fórmula(94). A veces, tomando en cuenta las ventajas e in convenien-tesdelostajos abiertos, la profundidad de la cantera se adopta mayor o menor que la asignada. Así, en las explotaciones



subterráneas de las piritas sulfurosas, se originan con frecuencia incendios subterráneos que hacen más complicadoel laboreo. En este caso resulta conveniente aumentar laprofundidad de la cantera con respecto a la asignada. En lascondiciones de una extracción selectiva o al explotarse menas valiosas, las labores a cíelo abierto también son más preferibles y pueden realizarse más abajo del límite asignado porel cálculo. Al contrario, en las regiones de clima rigurosoy precipitación nivea abundante, una reducción de la profundidad de la cantera puede resultar conveniente.

La profundidad de las canteras modernas alcanza 250a 350 m,; en tanto que en los proyectos se prevé la excavaciónde canteras de 500 a 700 m de profundidad.

Métodos de explo tación sin transporte. Con estos métodosla evacuación de los estériles al espacio explotado se efectúa por excavadoras tipo pala mecánica o por dragalinas.

En la fig. 214 está esquematizado el método de laboreosin transporte, con remoción de los estériles al espacio explotado.

La excavadora! avanza a lo largo del banco, traspaleandola roca de la pasada P T a la escombrera o terrero T r. Tras dela excavadora 1 se mueve la excavadora de extracción 2 ,cargando el mineral de la pasada P m al camión volcador

3, que se mueve sobre el techo de la capa de mineral.Una vez extraída toda la roca de la pasada P v, la dra-

galina pasa a la extracción de la pasada P tl traspaleando laroca al terrero T%. Mientras tanto, la excavadora de extracción . va explotando la pasada siguiente. La anchura Ai de la pasada en roca, la anchura A2 de la pasada en mineraly el paso A s de terraplenado son iguales entre sí.

La dragalina debe disponer del radio de descarga necesario, cuyo valor se determina de acuerdo a la anchura de lapasada, la altura de los bancos de roca y de mineral (H, &),el coeficiente de esponjamiento de la roca, la anchura de laplataforma de transporte b y plataforma a, los ángulos detalud de los bancos y del terrero. La plataforma a es de reserva y protege el tajo en mineral contra la obstrucción por escombros de roca en caso de un aplanamiento del terrero o unaumento de espesor de la montera. Al tratarse de mineralesduros, esa plataforma es necesaria para colocar en ella losescombros de la masa rocosa derribada por la voladura.

El techo de la capa de mineral es despejado de los escombros rocosos remanentes por un huldózer 4 que va ubicando la

roca junto a la base del banco de estéril. Esta roca es evacuada por la dragalina durante el arranque de la pasada siguiente.

• Las rocas de cubierta compactas son removidas por unaexcavadora de destape tipo pala mecánica de ataque frontal8B3M5 (EVG-15) ubicada sobre el techo de la capa de mineral. En calidad de excavadoras de arranque se utilizan lasexcavadoras de cantera (si el transporte se efectúa sobre elpiso de la capa de mineral) ylasde desta pe8B r-4Jí (EVG-4Í).



Fig. 215. Detalles del método simple de explotación sin transporte

En caso de una extracción selectiva es posible utilizar excavadoras de rotor.

El destape del yacimiento se efectúa por medio de unatrinchera exterior separada I, excavada partiendo de uno delos flancos del yacimiento {fig, 215, a). En el interior de

esta trinchera se practica una rampa 2 para la entrada de laexcavadora, o una trinchera de entrada (camino de cantera)al nivel de arranque, si el transporte se ha de efectuar por elpiso de la capa. A continuación, la excavadora de desmonteabre una amplia trinchera de acceso 3, descargando las rocasestériles sobre el borde no explotado de la cantera 4. Laexcavadora de extracción abre una trinchera de acceso 5 en mineral, terminándose con e llo los trabajos preparatorios»

El laboreo subsiguiente del yacimiento consiste en la extracción consecutiva de las pasadas I , I I y I I I por la excavadora de desmonte, que traspalea la roca al espaciosa ex-

Una vez finalizado el laboreo de lajprimera pasada,

430

Fig. 216. Método sin transporte con remoción múltiple de las rocasestériles

las excavadoras de desmonte y de extracción son trasladadas

en vacío a la posición inicial. Muchas veces, para aseguraruna segunda salida de la cantera, en el otro flanco del yacimiento también se abre una trinchera dé entrada 8. En estecaso, si el frente de trabajo es suficientemente largo, el banco se divide en dos bloques, realizándose las labores de destape y de extracción simultáneamente en dos bloques distintos(fig. 215, b)*

El método de explotación simple sin transporte se practica cuando la capa de mineral es horizontal o poco inclinada.Cuanto mayor es la potencia de la montera y del cuerpo mineralizado, tanto más grandes son necesarias las excavadoras de desmonte para su laboreo. Con una anchura de la pasada de 10 a 12/m y una potencia de la capa de mineral de5 a 10 m, la excavadora 3HI-14/75 (ESh-14/75) permiteefectuar el ataque de bancos de 17 a 20 m de altura.

Si laTpotencia de la montera es considerable y los parámetros de la excavadora de desmonte son insuficientes paraabarcar todo el|espacio explotado al descargar la roca, se

practican los métodos con reexcavación múltiple de las rocasestériles (fig. 216). La dragalina 2, ubicada sobre la escombrera, traspalea parte de estéril descargado anteriormentepor la excavadora de desmonte 1, al terrero secundario 3. La relación del volumen de la roca traspaleada por la excavadora (. AB CD ) al volumen de la roca descargada sobre losterreros interiores por la excavadora 1 (DEFG) se llama coe fici ente de reexcavación . Los métodos de laboreo sin transporte y con reexcavación múltiple de las rocas permitenaumentar la altura del banco de destape hasta 30 — 40 m.

A veces ( especialmente, al explotarse yac imientos aluviales^ los trabajos de destape y de extracción son realizados



l?ig. 217. Método de explotación con transporte de estériles a losterreros por transportador de estacada

en forma alternada por una sola dragalina. Esta variante delmétodo sin transporte se llama «excavadora-cantera». La

montera se traspalea al espacio explotado, en tanto que elmineral es cargado en una tolva movible ubicada en la plataforma superior del banco de desmonte. El mineral acumulado en la tolva es descargado sobre transportadores, envagones o en camiones volcadores. Esta variante resulta conveniente en caso de una capacidad de producción reducida dela cantera o cuando el piso de la capa no es suficientementefirme (embebido de agua).

Los métodos de explotación sin transporte son sencillosdesde el punto de vista constructivo y garantizan el bajocosto de 1 t de mineral por ser reducidos los gastos de evacuación de las rocas estériles. El defecto del sistema estribaen la supeditación mutua de los trabajos de destape y de extracción, lo cual no permite acumular grandes cantidadesde menas preparadas para la extracción. El uso de dragalinaspotentes, con una capacidad de la cuchara mayor de 10 m3,ensancha el campo de aplicación del método de laboreo sintransporte, puesto que permite utilizar esas dragalinas en la

excavación de rocas vivas previamente disgregadas por tirosde barrenos profundos.Con los métodos de explotación con acarreo de roca en terre

ros, para el desplazamiento de la montera al espacio explotado, se utilizan transportadores de estacada cantilever opuentes de desescombro. Los trabajos de desmonte serealizancon excavadoras de cadena de cangilones o de rotor, siendomenos usadas las palas mecánicas de ataque directo con órganos de ataque normales o alargados. Para los trabajos deextracción del mineral también se utilizan excavadoras derosario y de cuchara única.

El moLodo de laboreo con remoción de estéril en terrerosinteriores por un transportador de estocada cantiléver o voladiz o, se ilustra en la fig. 217.

Ei transportador de estacada cantiléver consta de carrosde rodadura 1 con armazones metálicas 2 que sirven de infraestructura para un transportador de cinta. La excavadora S va cargando la roca en la tolva 4 del transportador de estacada, y la cinta transportadora va acarreando esta roca hasta elterrero 5. Los transportadores de estacada se fabrican en lasversiones sobre orugas o andantes.

/^c on tin ua ció n van referidos los índ ices generalizados delos transportadores de estacada cantiléver:

Largo del voladizo de descarga, en m 40 a o c o

Alt ura de desc arga sohr s el nive l dela instalación, en m . . . . . . . . 10 a. 60

An ch o de l a cinta tran spor tadora, en mm 900 a 2 O O o

Peso tota l del. transportador de estacada,en t . . . . . o . . . . . . . . . . ÍGG a 2 000Hendimiento, m3/h 300 a 3 500

Los transportadores de estacada vuelven posible la explotación de yacimientos eon montera de espesores mayores (hasta 30 a 50 m) en comparación con las dragalinas más grandesque trabajan con el método sin transporte. Las rígidas condiciones de aplicación (orientación horizontal o poco menosdel yacimiento de potencia relativamente reducida, y, comoregla, montera blanda) y el carácter estacional de laboreolimitan el campo de difusión de estos métodos de explotaciónde gran rendimiento.

E l pu ente de desescombro (íig. 218) se diferencia del trans-. portador de estacada por tener una larga viga celosía de puente 1 que descansa sobre dos soportes autopropulsados, el detajo 2 y el de terrero 3. La altura de los soportes debe permitir

la instalación d_e equipos de extracción corrientes bajo laviga de puente. Los soportes del puente se trasladan a lo largo de los bancos de la cantera, por las vías de carriles múltiples é. Los puentes de desescombro trabajan en conjuntocon excavadoras de rosario o de rotor; la roca recogida poréstas va siendo cargada sobre un transportador de cinta, paraser descargada en el terrero en la extremidad de la viga cantiléver 5 . El puente de desescombro puede orientarse en elplano horizontal en un ángulo de hasta 30° respecto de lalínea perpendicular al eje de las vías. La construcción dela viga de puente permite variar la distancia entre los sopor-

2 8 - 0 1 0 2 1 433



tes, co mo también, dentro de ciertos límites, la altura délainstalación.

A/ cont in ua ción van referidas las características de unpuente d© desescom.bro de gran tamaño que funciona en lamina de Kamish-Burúnski:

Longit ud total del puente, en m , . . . 336Longitud del voladizo de descarga, en m 140Distancia entre los soportes del puente,en m . . . . . . . . . ..................................175 -\~ 15

Alt ura máxim a del terrero, en m , . . . 41 Ve loc ida d de tra slación, en m/mi n . . . 6 Anc hur a de la cin ta del tran sportad orprincipal, en m ..................... ... ..........................i,8Peso del puente, en t . . . . . . . . . 3 000Rendimiento teórico, en m3/h (en macizo) 3 300

Los métodos de explotación con utilización de puentes dedesescombro permiten beneficiar yacimientos en que el espesor de la montera alcanza 50.aa 60 m. Debido^a las grandesdimensiones horizontales del puente resulta posible disponerde reservas de mineral, preparadas para la extracción,considerablemente mayores que con los métodos de laboreosin transporte o con transportador de estacada. Por lo tanto,el carácter estacional del trabajo del puente resulta un inconveniente menos sustancial que en los métodos de los transportadores de estacada.

El laboreo de una capa de mineral se practicajgeneral-mente por varios bancos (2 a 4), lo cual pemite obtener unrendimiento elevado de la cantera.

El déstape del yacimiento es efectuado por trincherasexteriores generales. La preparacón del yacimiento consisteen excavar una amplia trinchera de acceso, donde se montael puente de desescombro. El volumen de esta trinchera llega

hasta 20 a 30 millones de m3, siendo los escombros acarreados y descargados en los terreros exteriores por medio deconvoyes ferroviarios de gran capacidad.

Los métodos de explo tación con transporte se caracterizanpor el acarreo de las rocas estériles a los terreros por vehículos sobre ruedas o cintas transportadoras. Estos métodos seaplican en presencia de las condiciones de yacimiento delcriadero más variadas, de ahí la gran difusión que los mismos han cobrado.

En la mayoría de los casos, los métodos con transporte sepractican en la explotación de capas inclinadas o de fuertebuzamiento, como también en depósitos potentes, cuando no

es posible disponer los terreros dentro de la cantera.Por esta cansa, las rocasestériles son evacuadas fuera de la cantera, a los terreros exteriores.

El destape de los yacimientos de fuerte buza-miento se'efectúa, al practicarse los métodos de laboreo con transporte, pormedio de trincheras interiores (con desvíos muertos

o espirales). El esquema delos trabajos de acceso porrampas con desvío muertoestá diseñado en lafig. 219.La trinchera de entrada 1 termina con un tramo horizontal 2 que sirve de plataforma con desvío muerto.

Jj Una vez abierta la trinche-a ra de acceso 3, la excavado-g ra ataca el primer banco| mediante pasadas parale-

las 4, 5, etc. Las rocas-§ estériles y el mineral (cuan-® do la excavadora hayag llegado hasta la capa deS. mineral) son evacuados deg la cantera en vagones ¡fe-

° rroviarios. A medida del® laboreo de las pasadas, la

g vía férrea 6 se traslada a-3 una posición nueva.® El traslado de la vía eso efectuado por grúas colo-'o cadoras de vías, que se j| trasladan sobre carriles o

sobre orugas. La capacidadS2 de carga de las grúas es^ de 25 a 45 t y el voladizo

máximo de la flecha es defe28* 435



Fig. 219. Desarrollo de ios trabajos en el destape por rampas de víaciega:a, b, c, d, etapas de desarrollo de la cantera; e, desarrollo de los trabajos en casode rampas indinadas

14 a 16 m. El traslado de las vías se efectúa por tramosseparados (fig. 220, á). E l cic lo de traslado de un tramocomporta las operaciones siguientes: explanación del lechopor un bulldozer, desempernado de las juntas, suspensióny transporte de los tramos a la nueva posición, empérnadods las- juntas, traslado de la grúa a la posición nueva (en

la longitud de un tramo).Durante el traslado de la vía, la grúa puede desplazarseretrocediendo desde la extremidad de la vía hasta la aguja(fig. 220, b) o avanzando desde la aguja ¿hacia el desvíomuerto. En este segundo caso, la grúa se mueve sobre la víanuevamente colocada, y el traslado de la vía requiere mástiempo.

La duración de un ciclo de traslado de un tramo varíaentre 5 y 10 min. Durante un turno se trasladan 400 a 500 mde vías.

Simultáneamente con el laboreo del banco superior, sedestapa y se ataca el segundo nivel, abriendo la trinchera 7

436

' U U' 0 ..U ü u u U U U Ü u u u u u u " u

Fig. 220. Traslado de la vía férrea por medio de una grúa

I (ver f ig . 219, d). El destape, la preparación y la extraccióní de cada capa subsiguiente se realizan de un modo similar alI laboreo del nivel superior. De acuerdo a las dimensiones dei la cantera, los trabajos de extracción o de destape se llevan! a cabo en 2 a 8 (y hasta más) nive les a la vez.

El orden examinado de destape, preparación y extraccióncon una disposición fija de las labores de acceso en el borde

. no explotado de la cantera, es bastante sencillo y permitereducir al mínimo el volumen de los trabajos relacionadoscon el traslado de las vías. Sin embargo, la necesidad de remover un gran volumen de montera en el período inicial, acarrea grandes gastos de instala ción y alarga el plazo de construcción de la cantera. Por esta razón, las trincheras de destape se disponen a veces a proximidad del depósito de mineral o directamente sobre el mismo, a fin de poder iniciar prontamente las labores de extracción (ver fig. 219, é).

En este caso, la explotación" del nivel se lleva a cabopartiendo de la trinchera de acceso en ambas direcciones, y a]llegar al borde no explotado de la cantera se practica unarampa de entrada permanente, Este orden de destape,

437



lì:

con rampas de entrada no permanentes inicialmente («deslizantes»), aún cuando vuelve más complicada la organización de los trabajos, permite reducir bruscamente los gastosiniciales y acelerar la extracción del mineral.

Al prac ticarse el destape por rampas espirales, las trincheras de acceso que son el punto de partida para el laboreode uno u otro nivel, pueden disponerse sobre cualquier ladode la cantera, de acuerdo a la disposición de la rampa deentrada. Por esta razón resulta difícil lograr un desplazamiento paralelo de los bancos, de modo que estos últimos son

explotados conforme al esquema de abanico o combinando elavance en abanico y el paralelo. Además, el destape por rampas espirales no permite el laboreo simultáneo de gran número de niveles. El número de los bancos explotados simultáneamente está limitado por los bancos abarcados por lavuelta inferior de la rampa espiral. Por lo tanto, cuantomás encargadas son las rampas de entrada, tantos más sonlos bancos que pueden ser explotados simultáneamente. Encaso de transporte ferroviario, son^3 a 4 bancos, y en casode transporte automóvil, 6 a 8.

El ancho de la plataforma de trabajo B , usando el métodode laboreo con transporte, (fig. 221, a) se deduce de la fór-

438

mula

B = A + D + C + K + F, (95)

donde A es el anchojde la pasada;D, el desmoronamiento adicional de roca después de

la voladura;!C, el intervalo entre el borde inferior del desmorona

miento y la franja de transporte (2 a 3 m ); . K , : el ancho de la franja de transporte, determinado

por la clase de transporte y el número de vías detransporte;

F, la plataforma que proporciona las reservas de

mineral prontas para la extracción.La^dimensión del desmoronamiento D depende de la altura del banco, de la dureza de las rocas, de la anchura de lapasada A , de la calidad de los trabajos de voladura y varíaentre una y dos alturas del banco. Las dimensiones de laplataforma F dependen de la longitud del frente de los traba jos, de la altura del banco , del rendimiento de la excavadora ;en un caso general, deben proporcionar trabajo a la excavadora durante varios meses. La anchura mínima de la plataforma de trabajo se obtiene, al sustituir la magnitud F porla magnitud K , que es la distancia mínima admisible entrela carrilada y el borde superior del banco inferior.

En caso del transporte automóvil, el ancho de la plataforma de trabajo debe permitir lamedla vuelta del camiónvolcador (con una anchura^mínima de la plataforma de traba jo/ aproximadamente, 2R — K 4- D - f C + A ). Prácticamente, la anchura mínima de la plataforma de trabajo enrocas vivas es de SO a 50 m. p

Desde 1960, en las canteras de la cuenca de Krivoi Rogse practica el barrenado y el tiro microrretardado bajo confinamiento de bancos de 24 a 40 m de altura, con la subdivisión subsiguiente del macizojderribado, ensubgradas o sub-escalones de 10 a 12 m de altura (fig. 221, b). Durante elperíodo de 1980 a 1967, han sido derribados con este métodomás de 50 millones m3 de^masa rocosa. En este caso, la colocación de la carrilada y la traslación de la excavadora sobrélos subescalones superiores se realizan sobre la masa rocosaabatida. La ausencia de tiros masivos en el período de carga,dentro de los márgenes de un macizo considerable de roca,permite tener plataformas de trabajo de dimensiones míni-

439



mas, o sea,

B ~ i- - f ~ K - f - E - f - A .

La práctica de los barrenos profundos permite disminuirel volumen del barrenado por reducirse las «sobreperforacio-nes» de ios agujeros; bajar el consumo de mecha detonante enlas conexiones de las cargas en la superficie y, sobre todo,obtener una fragmentación uniforme de las rocas.

rocas de dureza inedia e inferior a la media, el tirobajo confinamiento permite obtener una granulosidad deroca suficiente (sin fragmentación secundaria) para proporcionar un buen rendimiento de los transportadores, lo cuala su vez, permite aplicar la tecno logía de producción en cadena cíc lica y en cadena en las condiciones de una canteratotalmente mecanizada y automatizada.

En la fig. 222 está esquematizado si método de laboreocon transporte, con terreros interiores. La montera proveniente de las excavadoras de rotor 1 y el mineral suministradopor las excavadoras de rotor 2 , van siendo cargados sobretransportadores longitudinales de tajo S5 desde los que sontransbordados sobre los transportadores colectores transversales 4. La roca estéril es acarreada por el transportador deterraplenado 5 hasta el transportador de estacada 6 que la vadescargando en los pisos superior 7 e inferior 8 del terrero. Elmineral es transportado luego por el transportador principal(o por vía férrea, pasando por un punto de carga 9) a la planta de enriquecimiento.

^Ventajas de los métodos de laboreo con transporte: amplio campo de aplicación; posibilidad de realizar los trabajosde desmonte en cualquier época del año; posibilidad de crearuna reserva considerable de mineral en preparación y listopara la extracción. Inconvenientes de estos métodos: costomás eleva do de 1 t de mineral debido a los gastos considerables que representa el transporte de las rocas estériles y lostrabajos relacionados con los terreros.

Sistemas de explotación combinados. Los métodos de explotación combinados más difundidos presentan una combinación del método que .utiliza transporte con el método sintransporte o con acarreo a terreros. Los métodos combinadosse practican cuando los yacimientos poco inclinados y horizontales se hallan recubiertos con potentes depósitos aluviales, cuyo desmonte total por medio de excavadoras o porinstalaciones de terraplenado es imp osible . La parte iníe-

440

F i g . 2 2 2 . M é t o d o d e l a b o r e o

c o n

t r a n s p o r t e

p o r c i n t a

t r a n s p o r t a d o r a

y t e r r a p l e n a d o

i n t e r i o r



rior de los depósi tos es atacada porel método sin transporte o el métodocon acarreo a terreros, en tanto quela parte superior es desmontada conel método de laboreo con transporte.

En la cantera Bogdánovskí delyacimiento manganífero de Níkopolse practica el método de explotación

La capa de mineral manganíferode 0,75 a 2,5 m de espesor está recubierta con una capa de rocas areno-arcillosas de hasta 65 ó 75 m de po

tencia (fig. 223).La pila de la montera es atacadapor cuatro bancos delanteros dedestape de 10 a 12 m de alturacada uno, mediante excavadoras3KT-S (¿) y 9Kr-4(2) (EKG-8y EKG-4), siendo la roca acarreada hasta los terreros exteriorespor vagones hasculadores 3 de 80 t.El banco de destape inferior esdespilado por [el método sintransporte, por las excavadoras8133-10/60(4) y 9111-15/90(5)(ESh -i0/60 y ESh-15/90). Los escombros son paleados en el terreropor una excavadora 3IH-25/100(é>)(ESh~25/100)o

En los tajos de arranque de

mineral, para la carga se utilizanlas excavadoras de cuchara 9K F-4,6(EKG-4,6). El mineral es acarreadoa la planta de enriquecimiento deacuerdo a un esquema combinado:desde los tajos a la plataforma detransbordo, por camiones volcadores de 10 t, y seguidamente porvía férrea. El volumen anual delos trabajos de desmonte en la cantera alcanza 28 {millones de m3 yel rendimiento en mineral 1,7 mi-

442

Tabla 23

Sistema de explotaciónRendimiento

por obreroen destape

Costo de ido destapo

Simple, sin transporte . . . 0.7 a 1 1 a 1 ,5Con acarreo a terreros . . . 0,3 a 0,8 1 a 3Con transporte.................... 0,05 a 0,1 4 a 9

llories de toneladas. En la tabla 23 están referidos los datoscomp arativos de las principa les clases de los sistemas deexplota ción, atendiendo a sus índices técnico-económ icos.

El bajo costo de los trabajos de destape permite beneficiar por los métodos de laboreo sin transporte y con acarreoa terreros yacimientos con un coeficiente de montera de hasta 15 ó 20 m3/t.

§ 5. Trabajos de terraplenado

La explotación de los yacimientos a cielo abierto está vinculada con la remoción de un gran volumen de estériles, quevan formando los terreros. El proceso de la formación delos terreros interiores en caso de aplicarse los métodos sintransporte o con acarreo a terreros, ha sido examinado ya másarriba. En este párrafo será examinada la formación de losterreros exteriores, al aplicarse los métodos de explotacióncon transporte.

De acuerdo al equipo utilizado, se distinguen los terreroso terraplenes formados por arado, por excavadora y por bulldozer.

Los terreros de arado se practican en el caso del transporte ferrov iario . Las carrileras se disponen a lo largo delborde superior del terrero, descargándose el estéril traídopor los vagones basculadores directamente bajo el talud delbanco del terrero. A medida del llenado de l terrero, la anchura de la banqueta entre las vías y el borde superior aumenta,y parte de estéril viene a quedar en ella. El estéril restantees arrojado cuesta abajo con el arado. El arado de terraplenado MOII-1 (MGP-1) (fig. 224) va montado sobre un vagón plataforma de cuatro ejes. En la parte delantera del mismo estándispuestas las hojas frontales 1 que, al ser bajadas con ayudade cilindro 2 , van despejando la vía del estéril o de la nieve.

443



Las vertederas principa les 3 se hallan sujetas por medio deabrazaderas deslizantes a los montantes verticales 4. respecto de los cuales pueden levantarse, bajarse y orientarse enlos planos horizontal y vertical, accionados por cilindros neumáticos. En el extremo de la vertedera principal va fijadauna vertedera cortataludes 5 orientable en el plano vertical.

El voladizo máximo de la vertedera respecto del eje dela vía, en posición de servicio, es de 7500 mm. El arado pesa60 1, y es transportado por una locomotora eléctrica. La velocidad de trabajo del arado es de 6 a 10 km/h.

La fig. 225 muestra la posición de un terrero en los distintos períodos de su formación. Antes de iniciarse el terra

plenado, el eje de la carrilera se dispone a una distancia de1,7 a 1,8 m del borde, y la vía tiene una inclinación transversal hacia el lado opuesto al talud del terrero (fig. 225, e).

Antes de la primera arada, se cons igue remover directamentecuesta abajo del talud 40 a 45 % de la totalidad de estéril(fig. 225, 6). Después de cada arada (fig. 225, c) se descargaen un solo lugar, como regla, un solo vagón basculador. Eltiempo de descarga de un convoy de cinco a seis vagones esde 3 a 8 min, La arada es efectuada en dos a cuatro pasadasdel arado. Él rendimiento del arado es de 3000 a 8000 ms/tur-no, Al cabo de 7 a 9 aradas, la carrilera es trasladada por una

444

Fig. 225. Pos ició n del torrero onlas distintas etapas del t e r r a p l e

nado

ento de

máquina de desplazar vías deacción cíclica, a una nuevaposición (fig. 225, á). El pasode desplazamiento de la vía* t, oscila entre 2,5 y 3,5 m.

En un turno, las máquinasir vías tipos HY-26U-26 y PP-3) des-

3 a 500 m de ^ía,>áso de desplasami-l a 3;0 m.

Los terreros de arado tienen una altura de 8 a 15 m.Cuanto mayor es la altura delterrero, tanto más grande essu capacidad receptora, que se

mide por la cantidad de roca alojada en el terrero entredos desplazamientos seguidos de la vía, *ji «amero d-trenes que un terrero puede admitir en un turno caracterizasu capacidad de tráfico. . ,

Los terreros de excavadora se practican, ai umiiza.se eltransporte por vía férrea. El esquema de un terrero de excavadora se diseña en la fig. 226. La excavadora se ubica en labanqueta intermedia del terrero. Los vagones basculadosdescargan el estéril sobre esa banqueta. Se descargan simul-tánearSente uno o dos vagones. La excavadora recoge el

estéril y lo distribuye por el perímetro dé la banqueta intermedia, alargando esta última en el sentido de su manchay dejando en pos de sí un montón cuya altura es igual a aaltura de descarga de la excavadora. Una vez que la excavadora haya efectuado una pasada de terraplenado nastael fina l, la vía se desplaza a una nueva posic ion trasladando-ce a la vez la excavadora a una nueva pasada sobre la banqi.eta sunerior o inferior del terrero. La carrilera es transportada 7 r x m a grúa ferroviaria (ver fig. 220) La altura totalde un terrero de excavadora es de 15 a 30 m y el p«so cedesplazamiento de la vía, 20 a 30 m.

445



Fig. 226. Terrero de excavadora

Ventajas de ]os terreros formados por excavadoras : sereducen 10 a 15 veces los gastos de desplazamiento de las víaspor aumentar el paso de desplazamiento y por ser mayor laaltura del terrero; aumenta 1,5 a 2 veces la capacidad detráfico de los desvíos muertos en los terreros; aumenta laestabilidad de las vías en el terrero y la velocidad de movimiento de los convoyes; acrece la productividad de trabajode los obreros ocupados en los terreros y se reduce el costo del

terraplenado.Inconvenientes del terraplenado con excavadoras: necesidad de una reexcavación de estéril en su totalidad, debidoa lo cual aumenta el parque de excavadoras y acrecen losgastos de instalación; no es rentable en caso de un volumenreducido de los trabajos.

Los terreros de bulldozer se practican en caso de utilizarse el transporte automóvil. Cuando el terraplenado se hacecon rocas firmes y la altura del terrero no excede 10 a 15 m,los camiones descargan el estéril junto al borde del talud delterrero, y el bulldozer empuja la roca cuesta abajo. Guandolas rocas son inconsistentes o considerable la altura del terre-

446

a

Fig. 227. Formación de los terreros

ro, para mayor seguridad, el estéril es descargado por todala banqueta del terrero y acto continuo es explanado por elbulldozer. Los caminos para camiones sobre terreros son también explanados por bulldozers. En presencia de rocas incon-

] sistentes, los caminos se recubren con una capa de cascajo j de 30 a 50.cm de espesor y se apisonan con cil ind ros apiso

nadores. Estructura de losHerreros yldesarrollo de los trabajos de te-

| rraplenado. Lo que mejor se presta para formar un terraplena-'f; do es una ladera. En este caso, s*b excava una trincherat a media ladera 1 con el método sin transporte (fig. 227, a)

y se coloca una carrilera 2. Durante los acarreos subsiguientes de estéril y el desplazamiento de la vía, la altura del terrero irá aumentando. Cuando el terrero se dispone en un lu

gar plano, se apila con la excavadora un terraplén inicial1 (fig. 227, b) donde se coloca la vía férrea. El aumento subsiguiente de la altura del terrero se consigue mediante unlevantamiento gradual de la vía.

En el proceso de desarrollo de los terreros, el frente delterraplenado puede desplazarse en paralelo, en abanico y en

: forma curvilínea (fig. 228).Con el terraplenado paralelo, cada posición subsiguiente

de la vía después de su traslado, es paralela a la anterior. El! avance del frente de los trabajos en abanico simplifica elí traslado de la vía férrea y es conven iente en caso del terraple

nado con arado. Tanto con el terraplenado paralelo, como en

447



Fig. 228. Esquemas del desarrollo de los terreros:a, paralelo; b, en abanico; c, curvilíneo; d, terrero circular de dos pisos

abanico, de no adaptarse medidas especiales, el frente deterraplenado se va acortando. Esto se puede evitar, ejecutando un terraplenado curvilíneo, de amplia difusión alformarse los terreros tanto con arado, como con excavadora. Ál llegar a su desarrollo pleno los trabajos del terraplenado, un terrero curvilíneo se transforma en uno circular.

Las canteras de gran potencia suelen tener varios terreros independientes, o bien se disponen varios desvíos muertos en un terrero solo , pero que con f recuencia tiene varios

pisos.

§ 6. Explotación a cielo abierto por método hidráulico

Esquema general de la explotación hidráulica y condi"ciones de su aplicación. El laboreo hidráulico consiste esencialmente en desintegrar las rocas con un chorro de agua bajopresión, proyectado por la boquilla de un monitor o lanzahidráulica. Valiéndose del método hidráulico mecanizado,se pueden realizar en las explotaciones a cielo abierto lossiguientes trabajos: desintegración 7 / transporte hidráulico

448

de las rocas y terraplenado. El método de laboreo hidráulicose usa ampliamente en los tajos ai descubierto para la remoción de los terrenos de recubrimiento y en las explotacionesdesplaceres. El método se practica en presencia de ías condiciones siguientes: terrenos relativamente blandos; existencia de fuentes de suministro de agua adecuadas; bajo costode la energía eléctrica; condiciones climáticas favorables.

Se distinguen dos esquemas principales de laboreo hidráulico: con carga de presión natural o artificial.

El esquema de laboreo son carga de presión natural estárepresentado en la fig. 229. Para crear una carga de presiónnatural se ejecuta un embalse 1 , de donde el agua es suministrada a los monitores 7 por una zanja de toma 2 a través deun tanque de toma 5 y tubo 6. Ál atravesar la zanja depresiones del terreno (por ejemplo, un barranco 3).( se construyencanalones especiales o bien se encauza el agua por los tubos 4. Con el chorro de agua lanzado por los monitores? se desintegra el terreno en el tajo 8t y, habiendo un declive suficientedel terreno* los detritos llegan por gravedad al terrero 9.Cuando es necesario, el acarreo del terreno desintegrado seefectúa por medio de bombas de dragado o elevadores.

El método de laboreo hidráulico con carga de presión natural se practi ca para la remoción de terrenos friables y laexplotación de placeres. En este caso? las arenas atacadaspor elevadores o por gravedad son encauzadas por caños hastalos aparatos lavadores (ver cap. VI II).

El método hidráulico con carga de presión artificial (fig. 230) se aplica para la explotación de terrenos más consistentes, cuando resulta difícil obtener la presión necesariapor vía natural. A proximidad de un depósito de agua 1 sedispone una estación de bombeo 2, de donde el agua es conducida por los tubos 8 a los monitores é . El terreno desinte

grado es conducido por gravedad a un sumidero 5 . Del sumidero, la pulpa es trasegada por las bombas de dragado

. 6 al terrero 8 por un conducto de pulpa 7. En el terrero, losdetritos sólidos se van asentando, en tanto que el agua esevacuada a través de un pozo de drenaje 9. En caso de uncaudal de agua escaso, el terrero 10 se dispone de modo talque el agua clarificada sea devuelta al depósito, vale decir,que se trabaja con recirculación de agua.

Equipos para laboreo hidráulico. Los monitores pueden tener un mando manual o hidráulico. En la fig. 231, a se diseña el esquema de un monitor con mando hidráulico. El

29—GÍ021 449



Fig. 229« Esquema de ia explotación hidráulica con altura de carganatural 6

m j m r / /

®S(í ueina de l a explota ción hidráu lica con altura de cargaa rt if ic ia l . : &

a

Fig. 231. Esquema de un monitor sobre patines y monitor autopropulsado sobre orugas

J; . moni tor consta de un codo inferior 7 al que se empalma el; conducto impelente de agua, un codo superior 4, codo de

unión 3 y tubo 1 con lanza. Los tres codos están unidos entresí mediante articulaciones 2. El codo superior (junto con el

i: tub o) es orientable respecto del codo de unión en el planovertical, en torno al eje / I —// , siendo el codo de unión,a su vez, orientable respecto deí codo inferior en el planohorizontal, en torno al eje I — L De este modo, el chorro del

: mon itor puede ser dirigido hacia cualquier punto del tajo.Los codos son movidos por cilindros hidráulicos 5 y 6,

r que son alimentados con aceite a partir del pupitre de mando

. 29* 45i•v'*



por mangueras de impulsión de hasta 35 m de largo» El pupitre de mando consta de un depósito de aceite, bombas y sistema de gobierno.

El monitor va montado sobre patines 8. Los monitoresautopulsados vienen fabricados sobre orugas rMGJ^-300(GMSD-300) o ambulantes rMC#ffi-300 y rMC£III-5GG(GMSDSh-300 y GMSDSh-500). En la fig, 231, b se muestraun monitor autopropulsado rMCfl-300 (GMSD-300). A con

té

300

360

3515100 a 140

2 9007 630

Las bombas centrífugas 8HMb, 12H$c (6N D v ,8NDv, 12NDs), y otras tienen un caudal de 360 a 1600 m3/hyuna altura de carga de 40 a 180 m H20.

Las cañerías de las instalaciones hidráulicas se dividenen conductos de agua, que alimentan los monitores, y conductos de pulpa, que sirven para el acarreo de la pulpa a losterreros. El diámetro de las cañerías es de 100 a 1100 mm yel espesor de las paredes, 3 a 14 mm.

La bomba, de dragado (draga chupón) es una bomba cen

trífuga especial destinada al trasiego de la pulpa cargadade trozos de roca. En la industria minera están ampliamentedifundidas las instalaciones de bombas de dragado móviles.Los tipos de bombas de dragado existentes 6H3, 8H3, 20P11,(6NZ, 8NZ, 20R11), etc. desarrollan una presión de 25 a 125m H sO y un caudal de 400 a 3600 m3/h (en agua). Estasbombas aseguran el transporte de la pulpa con trozos de untamaño máximo de 60 a 280 mm. El acarreo de la pulpa a distancias reducidas se efectúa por elevadores hidráulicos (bombas de chorro de agua), donde la pulpa es desplazada porun chorro de agua a presión. Los elevadores hidráulicos seutilizan en la explotación de placeres.

tinuacion se detallan sus características.

Altu ra de carg a admis ible, ea ai . . . ,Diámetro del orificio de admisión delcodo inferior, en mm . . . . . . . . .

Ang ulo de gir o del tubo en el pla no ho

rizontal, en grados . . . ......................... An gul o de gir o de l tubo en el pla no vertical, en grados:

hacia arriba . . . . . . . . . . .hacia abajo . . . . . . . . . . .

Diámetro interior de las boquillas, en mmConsumo de agua (con la boquilla mayor),en m3/h ..........................................................

Peso (sin el pupitre de mando), en kg . . . *

452

Fig. 232. Emplazamiento del monitor con relación ai tajo

Tecnología del 'Laboreo por método hidráulico. De acuerdoa la posición del monitor respecto del frente de ataque, sedistinguen dos esquemas de laboreo: en tajo coincidente con sentido de ataque (fig. 232, a, b) y en contratajo ( f i g . 232, c), Según el primer esquema, el monitor se u b i c a en ^a plataforma superior o inferior del banco, y la dirección dei chorrode agua coincide con el sentido de remoeion del terreno. Ueacuerdo al segundo esquema, el monitor se sitúa solamenteen la plataforma inferior, y el terreno desmoronado se desplaza en sentido opuesto al del chorro. La altura del bancoatacado por un monitor no debe pasar de los 20 m.

El alcance máximo del chorro se obtiene orientando eltubo del mo nitor bajo un ángulo aproximado de 45 respectodel plano horizontal, siendo lm&%= alturade carga junto a la boqu illa del monitor, en m i±2u )*

Al comenzar el trabajo, el monitor se ubica a la distanc ia m í n im a admisible del tajo, Esta distancia, conformea las Reglas de Seguridad, no debe ser menor de O,» a 1,1 de la altura del banco. El chorro del monitor es dirigidoa la parte inferior del t ajo, de modo a ejecutar una rozaque p rovoque el desmoronamiento de la parte superior deibanco. Los detritos son evacuados por gravedad al sumí-

La desintegración de la roca con un solo monitor prosiguehasta tanto la distanciaMiasta el tajojguale el alcance eticas del chorro* o sea, hi — 0a3 Im&x H.



^A continuación, el monitor es trasladado a otro lugarmas cerca de! tajo . El avance del tajo es ’

La altura de carga del chorro necesaria depende de la dureza del terreno a remover y tiene los valores siguientes (enm H gO); para la arena, 30 a 50; grava, 50 a 70; terrenos arcillosos, 50 a 120; arcillas, 70 a 180,

El consumo específico de agua depende del carácter de lasrocas (tamaño de las partículas) y la pendiente del pie deltajo , siendo de 4 a 20 m3 por 1 m3 de suelo. Cuanto mayoresson las partículas, tanto mayor es la pendiente que debe tenern fu lx CM ° * ^ara *as arc i as> declive necesario es de

0 080 a 0 arenaS’ 0,030 a ° 5° 60 y para ias g^v as, Al trabajar en tajo coincidente son sentido de ataque

parte ae la energía del chorro es absorbida en empujar losdetritos hacia el sumidero, en tanto que en contratajo laenergía del agua es empleada íntegramente en la desintegración de la roca (despreciándose aquí las pérdidas debidasa la resistencia del aire). Por lo tanto, el consumo específicoae agua es menor con el laboreo en contratajo que con el

„ "I*__. _ r n . ^ * pero se requiere, en cambio, unapendiente mas fuerte del piso del tajo.

Cuando la capa de mineral presenta poca pendiente, parte de ias rocas de recubrimiento queda en su techo (fig. 232 e).¿iSte terreno residual es removido generalmente con bulldo-zers o con excavadoras, que lo acarrean hacia la instalaciónde bombas de dragado para ser evacuado con agua al sumidero. Una vez removido el terreno residual, la instalaciónde bombeo y el monitor se trasladan a una posición nueva.

a i Prac^ carse a excav ación hidráulica, el emplazamiento de ias escombreras se elige, teniendo en cuenta la distanciamínima de acarreo de la pulpa y un volumen mínimo de lostrabajos relacionados con la forma ción de dichos terreros. Elarea destinada a las escombreras se rodea con terraplenes porsu perímetro o bien solamente del lado más bajo, si el terrerose dispone en una ladera o un valle. En el interior del terrerose_ construye un pozo de drenaje a modo de cilind ro de hormigón armado, provisto de varias ventanas dispuestas a distinta altura (fig. 233).

El proceso de terraplenado consiste en el acarreo de lapulpa al area embalsada. Los detritos rocosos se van deposi-

*

Fig. 233. Corte transversal de un terrero hidráulico: 2, conducto de pulpa; 2, dique; 3, roca depositada; 4, pozo colector de agua; 5, cano de desagüe

tando en el fondo, en tanto que el agua clarificada pasa alinterior del pozo por las ventanas y es evacuada por un cañode desagüe fuera de los márgenes del terrero. Durante el la

boreo del terrero tiene lugar el crecimiento del terraplén,al depositarse en el mismo las fracciones de pulpa de granogrueso.

El método hidráulico es viable asimismo al explotarse rocas compactas. En este caso, el trabajo puede organizarse deacuerdo a dos esquemas. En el primero, una excavadora varemoviendo el terreno formando un montón, el cual es desintegrado con ayuda de los monitores. Los detritos van a parar al sumidero, de donde son trasegados por las bombas dedragado al terrero.

De acuerdo al segundo esquema, la excavadora va cargando la roca en la tolva de una instalación móvil (sobre víaférrea o sobre orugas) de bombas de dragado, de donde lapulpa es acarreada por las cañerías a los terreros.

Tabla 24

Método hidráulicoLaboreo

por excavadoras

Indices monitoresy bombasde dragado dragas desucción

Productividad del trabajo,en m3/turno ........................... 49,1 52 15

Costo de 1 m3 de desmonte(re lat iv o ) ................................ i 1,15 1,55

Coeficiente de aprovechamiento del tiempo de trabajo 0,36 0,45 a 0, 5 —

Consumo específico de agua,m3/m3 ...................................Consumo específico de energía eléctrica , kW°h /m3 . .

5 ,7 10,9 —

8,45 10,5 —-

4-55



En estos últimos tiem pos, para los trabajos de desmonte en las canteras, se han empezado a emplear dragasde succión.

Una draga de succión es un artefacto flotante que ejecutael escarificado del terreno bajo el agua por medio de un escarificador rotativo especial. El material desintegrado vasiendo aspirado en forma continua por la bomba de dragadoy evacuado por las cañerías a los terreros.

La explotación hidráulica, existiendo condiciones favorables, proporciona índices más altos en comparación conotros métodos de explotación. En la tabla 24 están indicadoslos índices comparativos de los trabajos de desmonte en lamina de Lebedin (Anomalía Magnética de Kursk) obtenidospor el método hidráulico y con el laboreo por excavadoras.

I CAPITULO VIII EXPLOTACION DE LOS PLACERES

iI

i | i. Explotación subterránea de los placeres

Los placeres son depósitos de rocas detríticas que contienen un mineral útil. Los placeres se han originado como resultado de la desintegración de yacimientos metalíferos originarios. Los productos de la desintegración de yacimientos metalíferos o bien quedaban en el lugar (placeres eluviales y diluviales), o bien eran transportados por corrientes hídricasa distancias considerables (placeres aluviales). Los de mayorimportancia industrial son los placeres aluviales, que suelenhallarse en los valles fluviales y están recubiertos por acarreosllamados turbas (de 1,5 a 20 ó 30 m y más). Las rocas subyacentes se llaman lecho o cama, llamándose arenas la capametalífera. El espesor de las arenas oscila entre 0,5 y 3 m,llegando a veces hasta 10 a 15 m. La longitud de los placeres

y alcanza varios kilómetros, midiendo su anchura cientos demetros. Los placeres contienen los metales y minerales siguientes: oro, platino, diamantes, casiterita, scheelita y otros.

Al ser explotados por método subterráneo, los placeres sondestapados mediante pozos verticales o socavones, siendomucho menos empleados los pozos inclinados. Las dimensiones de los campos mineros, en vista de la poca profundidadde los criaderos, generalmente no pasan de 300 a 400 m.Debido a las condiciones de drenaje, la explotación de unplacer se efectúa, remontando el valle. Los métodos de explotación de los placeres no se distinguen por su variedad,perteneciendo, de acuerdo a la clasif icac ión, a la sexta clasede los sistemas con derrumbe de las rocas encajantes (verp. 6 del cap. V).

i Sin detenernos en los métodos de explotación de los place-; res por pilares, con extracción de los pilares por recortes

y por tajo largo, vamos a examinar los métodos de ataquefrontal (fig. 234)* aplicados al explotarse placeres en las re»



Pendiente de l valle

Fig. 234, Método de laboreo por ataque frontal

gíones de congelación, perpetua,, donde falta o es escaso elaflujo de agua a la zona de derrumbe. La profundidad deyacimiento de las arenas no debe ser inferior a 8 ó ÍO m,ya que, siendo menor el espesor de los terrenos de recubrimiento, puede ocurrir un hundimiento prematuro del techoa proximidad del frente de arranque*

^^La preparación del campo minero para la labor de extracción consiste en abrir, partiendo del pozo de mina, una galería de transporte 1 y galería transversal 2 (fig. 234). Á lolargo de los márgenes del placer se excavan las galerías marginales de ventilación 3, que sirven a la vez de salidas auxiliares del tajo. En los márgenes del campo de mina se excavan calicatas de ventilación 4. La labor de arranque se inicia desde las galerías de recorte 5, que limitan el campo mi

nero pendiente arriba y abajo del valle.Las arenas son arrancadas por el método de barrenos cortos. Los barrenos de 1,2 a 1,5 m de profundidad son perforados por barrenadoras o taladros eléctricos. De acuerdo a laaltura del tajo los barrenos se disponen en dos o tres hileras(simétricas o al tresbolillo). Las arenas derribadas son acarreadas hasta la galería de transporte por cucharas de arrastre,y por la galería de transporte hasta el pozo, en vagonetas.La estructura del sistema permite utilizar transportadores:las arenas son cargadas sobre el transportador del tajo,el cual los trasborda sobre el transportador 6 en la galería detransporte.

Para consolidar el espacio explotado, se coloca a lo largodel frente una serie de montantes distanciados de 1,5 a 2 my dos o tres filas de castilletes. A medida del avance del tajo,cada 6 a 8 m, el entibado es trasladado más cerca del tajo,provocándose el derrumbe del espacio explotado detrás delos castilletes. En raras ocasiones el arranque de las arenasse efectúa con herramientas de mano, con previa descongelación de las arenas con vapor» Las arenas extraídas van siendo acumuladas en terreros hasta los comienzos del verano. Al llegar la estación cál ida y disponerse de agua, las arenasamontonadas en los terreros son acarreadas, a medida de sudescongelación, a los dispositivos de lavado.

I La construcción de dragas,'excavadoras y bulldozers de

gran rendimiento ensancha el campo de aplicación del método de explotació n de los placeres a cielo abierto, de aquí quela explotación subterránea siga siendo conveniente sólopara los placeres yacentes a gran profundidad.

] § 2. Enriquecimiento de las arenasi] Para extraer el metal de las arenas se procede al enrique

cimiento de éstos. El enriquecimiento se efectúa en un medioacuoso y se denomina tratamiento o preparación por vía húmeda. En el proceso del tratamiento húmedo se distinguen lasoperaciones siguientes: lavado, concentración, y afino. El lavado de las arenas se efectúa sobre cribas inclinadas, en cubas o tambores desintegradores lavadores (scrubbers).

! El desintegrador (fig. 235) tiene dos recipien tes: uno¡ ciego cilindr ico 1 y otro perforado 2 de forma troncocónica,¡i Fig. 235. Tamb or desintegrador

459



Fig. 236. Esquema de ima^esclusa

con agujeros de 15 a 25 mm de diámetro. El desintegrador sepone en rotación por un motor eléctrico 4. La velocidad degiro es de 20 a 25 r.p.m. Las arenas aportadas al scrubbera través de la tolva 3 son desintegradas en el tambor ciegoprovisto de resaltes-cuchillas. Simultáneamente con la desintegración mecánica se opera la desintegración de las arenas por el agua aportada a la parte interior del desintegrador.Los finos y el agua se filtran por los agujeros del cilindro perforado y van a las esclusas de lavado o mesas durmientespara su enriquecimiento subsiguiente, en tanto que las fracciones gruesas (guijos) son evacuadas por transportadores

^ d e c inta a los terreros. El rendimiento del desintegrador lavador es de 25 a 30 m3/h.

La concentración de las arenas se efectúa en canaletas

(esclusas) de lavado o en cribas de cajón. Una esclusa de lavado (fig. 236) es una canaleta inclinada de madera o metálica 1 de 0,5 a 1,5 m de ancho. El fondo de la canaleta se recubre con una estera 3 (material lanudo o caucho estriado).Sobre la estera se coloca una plantilla 2 de maderos escuadrados unidos entre sí por dos lagueros. La inclinación dela canaleta (3 a 12°) depende de la granulosidad y peso específico del material a enriquecer. Al pasar por la esclusalas arenas desintegradas, las partículas de metal y los minerales pesados se retienen por la estera y la plantilla,mientras que la roca de menor peso específico es arrastrada de laesclusa por la corriente de agua y evacuada a las escom-

460

breraSo Para una extracción más completa de las partículas finas se utilizan esclusas en combinación con cribashidráulicas, cuya organización es examinada en un cursoespecial. Como resultado de la concentración se separan lasarenas negras o fraccioses^pesadas, que son minerales depeso específico elevado«

El afino consiste en separar desde las arenas negras elproducto final (oro, platino, etc.) y se efectúa sobre mesasde lavado especiales (cajones alemanes).

3. Méf®d©s de lab©?©© coa excavadoras j traillas

Con ayuda de las excavadoras y traillas se explotan losplaceres que yacen a poca profundidad, con aflujos de agua

reducidos" Como los placeres son generalmente formadospor rocas blandas, el desmonte se realiza por dragalinas. Eimétodo de laboreo con excavadoras está íntimamente ligado alcarácter de los dispositivos e instalaciones de enriquecimiento.En los sistemas con aparatos de lavado fijos , la excavadorava cargando las arenas en vehículos de transporte sobre ruedas o en una tolva móvil dispuesta por sobre la cinta transportadora; a continuación, las arenas son transportadas hastalas instalaciones de enriquecimiento. Los aparatos de lavadode instalación fija funcionan en un criadero durante dosa cuatro años, al cabo de los cuales son trasladados a un lugar nuevo, más próximo de los tajos con excavadoras. Enpresencia de un espesor considerable de las arenas, se instalauna sola planta central de lavado, que funciona en el criadero durante todo su plazo de servicio.

Al practicarse la exp lotación por excavadoras, se util izamétodo de laboreo simple sin transporte (ver fig. 124), generalmente, con una sola excavadora para el tajo de destape

y el arranque de mineral (sistema «excavadora — cantera»).Los métodos de laboreo con lavaderos flotantes se practicanen los placeres inundados. Las condiciones de aplicación deestos sistemas presentan mucha similitud con las del laboreocon dragas. El lavadero flotante es una instalación montadasobre un barco. La planta de lavado flotante está equipadacon todos los artefactos necesarios para el enriquecimientode las arenas. A diferencia de una draga, el lavadero flotante carece del dispositivo de excavación (dragado), siendo porlo tanto menos voluminoso, y su traslado de un lugar a otroes mucho más sencillo. Por esta razón, la explotación con

46í



lavadero

Fig. 237. Explotación de un placer por traillas de ruedas:i , bulldozer; 2 , trailla; 3, escombrera de turbas

excavadoras y lavaderos flotantes puede practicarse conmenores reservas de arenas que la e xplo tación por dragas.

Los lavaderos flotantes trabajan en combinación con lasdragalinas, que van cargando en la tolva del lavadero no solamente las arenas sino también las turbas. Si las turbas tienen una potencia considerable, se las remueve previamentecon cucharas de arrastre, bulldozers o excavadoras. Elrendimiento de los lavaderos flotantes alcanza 1000a 1500 m3/día.

Los scrápers de ruedas y los bulldozers se utilizan para la

explotación de placeres reducidos, dispersos sobre un territorio extenso, o en presencia de arenas de reducida potencia,cuando el uso de las excavadoras no es rentable, debido a unllenado incompleto de la cuchara. Los scrápers de ruedas y losbulldozers tienen una aplicación más amplia en los trabajosde desmonte con distintos métodos de laboreo de los placeres. La posibilida d de excavar el suelo en capas o «virutas»finas a medida de su descongelación, permite emplear contodo éxito los scrápers de ruedas y los bulldozers en las explotaciones de los placeres en las regiones de congelación perpetua. En este caso, el derretimiento de las turbas enarenas ocurre por vía natural, por efecto del calor de la radia-

1tii

cion solar, La presencia de -suelos húmedos (especialmente sicontienen gran cantidad de partículas arcillosas) merma elrendimiento de los scrápers, impidiendo en ocasiones su uso»

El laboreo de un placer por las traillas de ruedas se ilustra en la fig. 237. Previamente se elimina la turba de un áreadeterminada, que permita proceder a la extracción de las arenas, A continuación, el laboreo se efectúa porj dos tajos:uno en arenas y el otro en turbas. La trailla puede despla-

I zarsertanto a lo largo, como a lo ancho del criadero. Las tur-*1 *‘x O * ^

] bas se evacúan a los terreros situados fuera de ios límites del j. placér^enttanto que las arenas son transportadas al lavadero j fij o. Por lo general se utilizan aparatos de lavado livianos ,\ que son trasladados a un nuevo lugar cada 800 a 800 m. El

I lecho de roca es barrido por un bulldozer. El uso de scrápers| de 12 a 20 m3 de cabida permite aumentar la distancia detransporte hasta 1000 m. El rendimiento estacional de unatrailla alcanza 150 a 200 mil m3. Si las arenas se extraen porbul l d o z e rS j se abre previamente una trinchera, donde se instala un transportador y una tolva encima de éste. El bulldozer acarrea las arenas a la tolv a dentro de. un radio de50 a 70 m. Los traslados frecuentes de la tolva aumentan el.

| costo de la explotación, de ahí que las arenas sean acarreadas¡ a veces hasta una excavadora que las carga en la tolv a de unI lavadero móvil o f ijo l iviano.

.1 j § 4. Método de laboreo hadráulico cíe los placeres

H El método de laboreo hidráulico de los placeres es altamente rentable y económico y tiene amplia difusión, espe-

. cialmente en las explo taciones de los placeres situados en losbordes del valle (placeres de terraza). Este método se prac

tica cuando el criadero presenta una pendiente considerable(no menor de 0,05 a 0,08), escasa dureza de las rocas, poca,aguanosidad y ausencia o cantidad reducida de cantos rodados (10 a 15% a lo sumo) x).

De acuerdo a las características geólogo-mineras del pla- j: cer, se prac tican dos sistemas de exp lotación principa les: en

tajo coincidente con sentido de ataque y en contratajo. Elmétodo de laboreo en tajo coincidente se aplica en placeres

1) La tecnología de la explotación hidráulica y los equipos utilizados han sido examinados en el capítulo YII; por lo tanto, en estepárrafo se señalan sólo las peculiaridades del método hidráulicoaplicado a los placeres.

463



Fig. 238. Métodogde laboreo de un placer con tajo coincidente consentido del chorro

de hasta 4 a 6 m de potencia. Los trabajos preparatorios(fig. 238, a) consisten en la excavación de una trinchera(zanja) de acceso 3 con un monitor 4 ubicado en la superficiedel placer. El laboreo de extracción, en presencia de arenasde 1 a 3 m de espesor, consiste en ensanchar esta trinchera.Las arenas arrancadas por el chorro del monitor son encauzadas a la trinchera, de donde llegan por gravedad al aparato de lavado 2. Las esclusas del aparato lavador se colocansobre puntales o caballetes. Cuando el terreno presenta unafuerte pendiente que permite disponer las escombreras decolas o relaves 7, las esclusas de lavado se sitúan directamente en el piso de la trinchera. Si el lecho de roca tiene pocapendiente, se instala un monitor especial para evacuar lasarenas por ¡la trinchera.

Los placeres de mayor potencia ( 3 a 6 m) se laborean conun monitor colocado sobre el lecho de roca (fig. 238, b).

Los métodos de laboreo en contratajo se practican cuandoel lecho de roca tiene una pendiente que asegure la remociónde las arenas desintegradas por el monitor, por una corrientede agua libre. Un aprovechamiento más completo de la energía hidráulica del chorro permite atacar en contratajo arenasde mayor dureza que en tajo coincidente»

464

Fig. 239. Método de laboreo de mi placer en contratajo y suministroforzado de las arenas al aparato de lavado:i, terrero; 2, aparato de lavado; 3, conducto de pulpa; 4 „ foso colector inicial;5, pozo; 6, bomba de succión; 7, zanja; 8, escudo; 9, nueva posición del pozo

Si el modelado del terreno no permite acarrear las arenasdirectamente al aparato de lava do, las mismas se van recolectando en un foso (pozo) especial ejecutado en las rocas dellecho. Desde el pozo, las arenas desintegradas son suministradas al aparato de lavado por bom ba de dragado o elevador.

El método de explotación hidráulico de un placer en contratajo y con suminis tro forzado de las arenas al aparato delavado, está ilustrado en la fig. 239.

Las arenas desintegradas en el tajo van a parar al pozo,de donde son trasegadas por la bomba de dragado y conducidas por la cañería de pulpa al aparato de lavado. El pozo estácerrado por una rejilla transportable para retener los cantosrodados de gran tamaño. Para encauzar las arenas al pozo, se

abren en el lecho de roca zanjas conductoras y se colocan vallas de tablazones de 1 a 1,5 m de alto. A med ida del avance del tajo, el poz o se traslada a un

lugar nuevo cada 20 a 60 m.Para reducir las pérdidas, el lecho de roca es explanado

a mano o con bulldozers. Se efectúa asimismo un saneado prolijo de los pozos y de las trincheras. El caudal de agua necesario para la explotación hidráulica es de 20 a 40 m3 para1 m3 de arenas. El rendimiento de trabajo de un obrero porturno osci la entre 15 y 25 m3, llegando a 50 ms en tajos hidráulicos de gran envergadura y existiendo condiciones favorables.

30—01021 465



§ 5« Kxpl©t&ei©a por áieagaá©

Una draga es uña instalación flotante que realiza todaslas operaciones principales de explotación y enriquecimientode las arenas: extracción del tajo, desintegración hidráulicaconcentración y evacuación de las colas o relaves a las escombreras. A medida de la extracción de las arenas, la draea vadesplazándose en pos del tajo. Por medio de dragas se explotan placeres inundados, de una anchura no inferior a 30 ó40 m y exentos de intercalaciones de rocas duras. La profundidad roaxima de yacimiento de un placer no debe superar laprofundidad máxima del dragado, o sea, 30 a 40 m.

Un obstáculo para la ex plotación por dragado es una pen

diente considerable del lecho de roca (más de 0,012 ó 0 02)que dificulta el mantenimiento del nivel del agua en las cotas determinadas. Las reservas de arenas deben asegurarex funcionamiento de la draga en una explotación por lomenos durante 8 ó 12 años, puesto que el traslado de la dragaa un sitio nuevo acarrea grandes gastos de montaje y desmontaje de la instalación.

Organización de la draga. El esquema de disposición deí?g i r ^r*nc^ a*es una draga está representado en la

El pontón 1 de la draga viene a ser un barco de fondochato,_confeccionado con acero o madera, que sirve para si-*tuar allí todo el eq uipo de laboreo. En la proa del pontón havuna abertura para la guía de los cangilones, y en los lugaresde vías de agua eventuales, el casco lleva compartimentos

Fig. 240. Esquema de una draga

J 2 9 1112

estancos. El espesor del revestimiento de los pontones metálicos es de 5 a 20 mm. En el pontón van montadas dos vigasmetálicas 2 (superestructura) a las que se fijan los mecanismos de la draga. Al mástil de proa 3, que es una vígajcompues-ta, con cuatro pies de apoyo , va suspendida la guía de cangilones 4. Para la suspensión de los pilotes 5 y el transportador de relaves 6 se utiliza el mástil de popa 7.

La extracción de las arenas del tajo y su acarreo sobre ladraga son efectuados por el aparato recogedor (guía y cadenade cangilones).

La cadena de cangilones consta de cangilones separados 8 articulados entre sí. Los cangilones son fabricados con aceroal manganeso y tienen una cabida de 50 a 570 litros.

La guía está constituida por una viga metálica de seccióncuadrangular, cuyo extremo superior se apoya con su abrasa."dera en el árbol del tambor superior 9.

La guía de cangilones lleva fijados los rodillos de apoyoque soportan la cadena de cangilones. El largo de la guía (12a 66 m) determina la profundidad de extracción posible. Eltambor superior, de forma hexagonal, es el de mando, y elinferior 10 , de forma redonda, el de guiado.

A l pasar por el tam bor superior, la roca es descargada delos cangilones a una artesa de carga 11 y de ésta se vierte enel tambor lavador o desenlodador 12 , dondeseopera la desintegración de las arenas. El tambor lavad or de una draga de 380litros tiene un diámetro de 2,5 m y un largo de 15,4 m. Lasarenas desintegradas pasan por los agujeros del tambor al distribuidor, y de éste, a las esclusas 13 ó a las cribas hidráulicas. Las esclusas van dispuestas a lo ancho y a lo largo dedraga en dos o tres pisos. La superficie total de las esclusas mide centenares de metros cuadrados; por ejemplo, en

una draga de 210 litros es de 316 m\Las arenas que han recorrido las esclusas (relaves de dragado) son encauzadas a la escombrera situada detrás de ladraga, por los vertederos de relaves 14, que son una continuación directa de las esclusas. El material grueso, pasando porla artesa de guijos 15, se vierte sobre la cinta del transportador de estacada y es descargado en la escombrera de las fracciones groseras.

El desplazamiento de la draga se opera por medio de malacates de maniobra y pilotes. El pilote que es una viga desección cuadrangular provista de una punta de acero, vasuspendido de un cabré y, al desplazarse en guías especiales,

Í0* 467



puede ser izado o bajado, -Cada draga lleva dos pilotes. Enel proceso del trabajo, uno de los pilotes se llalla bajado y supunta está hundida en las rocas de la escombrera. La dragapuede virar respecto de este pilote , a la derecha y a la izquierda, en un ángulo determinado. Con este fin, la draga lleva instalados dos malacates de maniobra cuyos cables pasanpor las poleas fijadas en la ribera, y están sujetos a la draga»

La guía de cangilones se baja al tajo, la cadena de cangilones se pone en movimiento, y la draga, movida por uno delos malacates de maniobra, efectúa la vuelta a derecha o a izquierda en tomo al pilote. Terminada la extracción de unacapa, la guía se baja hasta la capa siguiente, y girando ladraga con el segundo malacate en sentido contrario, se procede a la extracción de esa capa. Una vez explotado el tajo en

toda su altura, se limpia el lecho de roca y se isa la guía. Terminado ei laboreo de una pasada, se hace girar la draga endirección del pilote de trabajo hasta el límite, se hunde enel suelo el segundo pilote y se iza el primero. Seguidamente,orientando la draga en sentido opuesto, se baja el primer pilote y se alza el segundo. Como resultado de estas maniobras,la draga se habrá desplazado en ei valor de un paso. El valordel paso depende de la distancia entre los pilotes y el ángulode giro de la draga (60 a 120°) y varía entre 2 y 8 m . Lasdragas de dimensiones reducidas no tienen pilotes, siendodesplazadas por cinco malacates de maniobras.

En calidad de equipo de fuerza motriz, las dragas llevanmotores eléctricos o máquinas de vapor, o bien motores decombustión interna, cuya potencia total alcanza 1500a 2000 kW. La draga es manejada por 10 a 15 hombres bajoel mando de un draguero, encargado de la dirección generalde los trabajos.

La draga más grande (fabricada por los Talleres de Cons

trucción de Maquinaria Pesada de Irkutsk) tiene cangilonesde 600 1 de cabida y una profundidad de extracción de 50 m.La tolva de carga de la draga tiene un dispositivo automático para arrojar por la borda cantos rodados mayores de500 mm. El tambor lavador tiene un diámetro de 3,2 my un largo de 21 m. El mando de la draga es a distancia,automático, dotado de un equipo de televisión industrial.La comunicación entre los pisos se efectúa en ascensor. Ladraga es manejada por una tripulación de 8 á 9 hombres, A continu ación se deta llan las características técnicas deesta draga.

468

Dimensiones de la draga, en m:largo . ...................... .... ............................2¿oancho . .......................................................50alto, sobre el niv el del agua . . , &o

Lar go de la guía de cang ilones, en 323. 92Peso de la guía de cangilones (armada), en iNúmero de cangil ones en la cadena . . . i o«..Largo del pilote, en m . . . . . . . £§Peso del pilote, en t . . . . . . . . . osPeso de la draga, en t . . . • . . . . .Potencia instalada tofcax, en k # . . . • / d¡WRendimiento de la draga, en nr/h . . . ot>0 a oüO

D es ta pe y m étod os de la bo re o p o r dr ag a. Los placeres enque la afluencia de agua no es suficiente para ei laboreo pordraga, deben ser inundados previamente. El agua es canalizada hasta la parte superior del valle, por zanjas o canos,

desde un río o cuenca Mdrica más cercanos, cuando el espesor de las turbas es relativamente reducido y éstas no contienen inclusiones que estorben el proceso de enriquecimiento o dificulten la extracción (cantos rodados, tocones y raícesde plantas), no se realizan trabajos especiales para iaremo-ción de las’ turbas realizándose su extracción junto con xasarenas por la draga. En condiciones desfavorables para eilab ore o'pc r dragado, los trabajos de desmonte se eiecwancon bulldozers, traillas o excavadoras. Se practican dos modalidades de desmonte principales: por foso y por emnaise.

En caso del desmonte por foso, la draga se arma en el borde de1- foso v, una vez llenado éste con agua, la draga es bajada al misino. Cuando la afluencia de agua es reducida, elmontaje de la draga puede efectuarse directamente en el ioso, evitándose así una maniobra tán complicada y delicada comolo es 3a botadura de la draga. Cuando el destape se efectúapor endicamiento, la draga es armada en la superficie deiplacer y sube a flo te cuando el embalse se ha llenado con agua.

• El laboreo de un placer puedeejecutarse, avanzando pendiente arriba o abajo del val le. Jbil avance pendiente arrio apermite aumentar la extracción del metal, ya que el agua vaarrastrando del tajo las partículas fangosas. ^

Una fuerte inclinación del lecho de roca hace mas complicada la explotación por draga, puesto que exige la adopcionde tales o cuales medidas para mantener el niveldel agua enla cuenca de dragado dentro de cotas delerminacias.

De acuerdo al sentido de avance de la draga, los métodosde explotación de los placeres por dragas son clasificados endos-grupos: por avances longitudinales y transversales.



Mg. 24í. .Esquema de laboreo por tajos contiguos

Ai efectuarse &\ laboreo pe r avances longitudinales , ladraga va desplazándose a lo largo del placer, realizando laextracción en una o en varias carreras, de acuerdo a la anchuradel placer. La longitud de la carrera depende de la inclinación de., lecho de roca y el modo de mantener el nivel delagua en la cuenca de dragado. El laboreo por avances transversales se caracteriza por desplazamientos de la draga a travos ae~ placer« Terminado el laboreo de cada faja,- la dragaefectúa medía vuelta junto al borde del nlacer y, moviéndoseen sentido contrario, va extrayendo la'faja siguiente.

La elección de tal o cual método de explotación dependede las dimensiones del placer, modo de maniobrar la dragademanda de metal y otros factores. Así, un laboreo en sentid^longitudinal permite extraer en primer lugar la parte más

rica del placer (vena del placer), lo cual incide favorablemente sobre *a compensación de las inversiones en el equipo,iil ianoreo por avances transversales permite lograr una extracción más completa de ios bordes del placer, lo cual tienegran importancia al explotarse placeres de anchuralnconstan-te. Jror otra parte, el número mayor de virajes necesariamente ejecutados con el laboreo en sentido transversal, incidedesfavorablemente en el funcionamiento de las dragas decable, puesto que éstas invierten en el viraie un tiempo notablemente mayor que las dragas de pilotes.

Las escombreras amontonadas en pos de la draga tapanparte de las arenas en los bordes de las fajas transversales

470

o longitudinales. Durante el laboreo de las fajas vecinas, laextracción de las arenas tapadas hace necesario el tratamientode gran cantidad de colas. Por esta causa, las arenas tapadasa veces no se explotan, dejándolas en pilares. Cuanto másancho es el frente de dragado, tanto menores son las pérdidasde arenas. Las pérdidas cuantitativas se pueden reducirexplotando cada faja por tajos contiguos.

En este caso, después de la extracción de una pasada A (fig. 241), la guía de cangilones es bajada al tajo en el punto1 , colocándose la draga en la posición 2—8 con ayuda delmalacate de maniobras. Una vez extraídas las pasadas i? y C, la draga se traslada del mismo m odo al primer tajo y ex plotalas pasadas D y E. En este caso, la anchura de la faja abarca

da por la draga queda determinada por el ancho y el númerode los tajos contiguos.El método de explotación por dragas es el.de mayor ren

dimiento y más económico. Puede aplicarse para explotarplaceres muy pobres, con un contenido de oro de 50 aa 100 mg/m8. El rendimiento diario de dragas grandes alcanza 10 a 12 mil m8, y el anual (en condiciones favorables),2 a 4 millones de m3.

CONCLUSION

Principa les tendencias de desarrollo de la industria minera en la UR SS. Para aumentar considerablemente la producción de acero, será preciso elevar notablemente la extracciónde las menas de hierro y manganeso, fundentes y materiasprimas para refractarios. Grandes tareas han sido planteadas asimismo en el campo de aplicación de los metales noferrosos y raros, cuya producción debe acrecentar conside

rablemente. La solución de estos problemas exigirá, en primer término, poner en explotación yacimientos nuevos y ampliar las potencias de producción de las minas y canterasactivas.

En el aumento de la extracción del mineral de hierro, unpapel importante le es asignado a la Anomalía Magnética deKursk. Los tajos abiertos activos y por incorporarse a laproducción en esta región (Lebendinski, Stoilenski, Mijáilov-ski, etc.) permitirán elevar la producción de mineral hasta50 ó 60 millones de toneladas en los años próximos. En perspectiva, la producción de las menas de hierro comercialespuede alcanzar 150 a 170 millones de t.

471



Cobrará un desarrollo ulterior la cuenca ferrífera de Kustanai con sus numerosos yacimientos de minerales ricos:Sokolov.o-Sarbaiski, Kocharslri, Lisakovsld, Ayatski, etc.Irán aumentando sus potencias productoras también lasminas y tajos abiertos de la cuenca ferrífera de KrivoiRo2;

Explotaciones a cielo abierto. El perfeccionamiento dellaboreo con explosivos determinará en mucho el ritmo de desarrollo de los tajos abiertos. Es necesario reemplazar total“mente los trenes perforadores de construcción anticuada porlos de perforación con trépanos de rod illos CEIlí-250, IRA ITT—250, BAfíí-320 y CBIII-320 (SBSh-250, BASh-250, BASh-320y SBSh-320) y perforación térmica CBO-5 (SBO-5), comoasimismo por perforadoras de tipo combinado: termoneu-

mopercusivas, térmicas con trépanos de rodillos, de acciónexplosiva, de perforación con plasma. Una atención particular se debe dedicar al aumento de la resistencia al desgaste delas herramientas de perforación y al estudio de los regímenes óptimos de perforación en rocas con distintas propiedadesfísico-mecánicas. Van a proseguir los trabajos de investigación c ientífica y experimentales relativos al diseño de máquinas y equipos nuevos, que utilizarán los m étodos físicos parala ^desintegración de las rocas (método hidráulico , ultra-acústico, de alta frecuenica, etc.) y la elaboración de los siste-mas y aparatos para el mando programado de los trenes perforadores.

Es de señalar la experiencia realizada en las canterasde los comple jos mineros pertenecientes a la cuenca de KrivoiRog, al efectuar explosiones masivas que abarcan grandesvolúmenes de rocas demolidas a un tiempo (de hasta 250a 300 mil m3), con la práctica del tiro microrretardado deseries^múltiples de barrenos. Es necesario organizar la pro

ducción en escala industrial de los medios para la mecanización completa de los trabajos con explosivos: máquinas ce^-badoras «Aguatol-1», instalaciones fijas,, mecanismos paralos trabajos de carga y descarga en los depósitos de explosivos.En el campo de los trabajos con excavadoras se impone latarea de aumentar el parque de excavadoras con cucharas de6 a 8 m3 de cabida. Las grandes canteras deben ser reequipa-das con palas mecánicas nuevas con cucharas de 8 y 12,5 m3de capacidad dKV~S~ñ, 9KF-12,5 (EKG-8I, EKG-12,5).Contribuirá al ensanche ulterior del campo de aplicaciónde los métodos sin transporte y al aumento de su eficacia

4?;

' La técnica de acción continua en las empresas minerasestá representada por conjuntos excavadores a rotor para desmonte son un rendimiento de íOOO a 5000 ms/h. El uso deesos conjuntos en las canteras de manganeso de ía cuenca deNikóp ol y en las canteras de hierro de la AME ha demostradosu alta eficacia y perspectivas prometedoras para el futuro.La fabricación de excavadoras a rotor con un rendimiento de8000 a 15 000 ms/h permitirá ampliar el campo de su aplicación y reducir el costo de la extracción.

La explotación hidráulica que es uno de los métodos máseficientes de laboreo tiene amplia difusión en los trabajosde desmonte en rocas blandas, como también en el beneficio

de los placeres. Para ampliar esta clase de laboreo es necesario estudiar los métodos de explotación hidráulica de rocasdifícilmente desmoronabas e introducir equipos de alto rendimiento y resistencia al desgaste.

El transporte de cantera ha venido caracterizándose enestos últimos años por el aumento deí peso específico deltransporte au tomóvil. Incide favorablemente en su eficienciala sustitución de los modelos anticuados o camiones volcadores por versiones modernas. Se ha creado un modelo experimental de camión voleador BejiA3-549 (BelAz-549) de75 toneladas. Los constructores de la fábrica de estos camiones se han fijado por meta realizar, en base a ese modelo,camiones volcadores con una capacidad de carga de 90 a Í00 ty autotrenes de hasta 220 t. Junto con los camiones diesel, seutilizarán en las canteras camiones con mando eléctrico,capaces de franquear grandes subidas a velocidades elevadas.

La parte principal del parque de vagones está constituida

por vagones basculadores de 80 a 100.t de capacidad de carga.Teniendo en cuenta que el peso específico del transporte ferrov iario en las canteras seguirá siendo elevado en los 8 a10 años próximos, es necesario acelerar la fabricación de maquinas tractoras con locomotoras eléctricas de comando y vagones basculadores automotores con un peso adherente de 3601,para una tensión alterna de 10 kV, como asimismo proveerlas canteras con locomotoras diesel de 2500 a 3000 C .V. depotencia y vagones basculadores de 140 a 180 t de resistenciamecánica aumentada y dotados de dispositivos para el control remoto de su descarga desde la locomotora»



La práctica de estos últimos años ha demostrado la necesidad de un uso más amplio de los transportadores. Se presume que el acarreo por transportadores se desarrollará a expensas de una reducción de! peso específico del transporteferroviario (de 55 a 45%) y, en parte, del automóvil (de 43 a40%). La introducción del transporte continuo en las canteras se ve embargada por la falta de instalaciones potentesde transportadores con cintas de alta resistencia y cintas degoma armadas con cables. Para emplear con éxito el acarreopor transportadores de las rocas pétreas es necesario disponerde machacadoras de cantera.

Hacia 1975, las grandes canteras tendrán una capacidadde producción en masa rocosa de 80 a 120 millones de tone

ladas por año. De acuerdo a los datos del proyecto, la profundidad de una serie de canteras en la cuenca de Krívoí Rogy en Kazakstán llegará hasta 500 a 700 m. Para fines del siglo en curso, las explotaciones a cielo abierto habrán alcanzado la profundidad de 1 km (por ejemplo, en el yacimientode hierro de Kachar). En esas condiciones tiene buenas perspectivas un transporte combinado: sobre carriles y automotor en los niveles de explotación, en combinación con la extracción por skips (o jaulas) o por transportadores a lo largodel borde de la cantera»

El aumento continuo de la profundidad de las canterasplantea, entre los problemas de primordial importancia, elestudio de diversas medidas tendientes a aumentar la estabilidad de los taludes de sus bordes. Para las canteras profundas surgió asimismo el problema, antes inexistente, dela ventilación y la lucha contra el polvo, que debe ser solucionado en los años próximos.

El intenso desarrollo de las labores a cielo abierto, espe

cialmente en regiones de condiciones climáticas favorablespara los cultivos agrícolas, plantea el problema de^la recul-tivación (reacondicionamiento} de su superficie. Es menesterestablecer normas técnicas y de explotación estrictas, encaminadas a“la conservación y restitución de la^fertilidad delsuelo en las regiones de los tajos aPdescubíerto.

Labores subterráneas. En los próximos 10 ó'T15 años, laexp lotación de los minerales"por vía*subterránea irá en aumento , aun cuando se reduzca su peso especifico en^el balance°ge-nerarm inero. El destape de losr-yacimíentosRse debe realizarteniendo en cuentavla amp!iacíónílde?Í©srlcampos'Me“mma y laconcentración del transporte del mineral dentro de ellos uti

474

lizando chimeneas de mineral maestras y niveles de concentración equipados con instalaciones de machaqueo y tolvasde Pran capacidad. Cobrarán un desarrollo ulterior los pozosde mina inclinados, equipados con extracción por transportadores Se impone la tarea de reducir bruscamente los piados de la puesta en explotación de las minas y la preparaciónde los niveles nuevos. Por lo tanto es necesario aumentar lasvelocidades medias mensuales de trazado de las galenasmaestras y preparatorias.

La fabricación en serie de las barrenadoras con rotacionindependiente del taladro, carros barrenadores móviles, vagones de gran cabida con transportador de fondo que elimina lanecesidad de las operaciones de cam bio en el tajo^ transportadores autopropulsados con brazo voladizo, permitirá crearlas condiciones necesarias para un trabajo altamente productivo de los laboreros. La utilización de los equipos mencionados en la mina «Gigante-Profunda» ha permitido realizarel trazado de una galería con una velocidad ae 628 m/mes.

La profundidad de las labores subterráneas durante lospróximos 10 a 15 años habrá alcanzado 800 a 1200 m enmuchas minas, lo cual tendrá por consecuencia el laboreo enlas condiciones de una presión de la roca elevada. Por lo tanto la mod ificación estructural de los métodos de explotación y organización de los trabajos debe estar encaminadahacia un aumento de la velocidad de la extracción en tantométodo de lucha más eficaz contra la presión de la roca. Estopuede conseguirse disminuyendo las dimensiones horizontales del bloque de laboreo, concentrando las labores de des-pilamiento, aumentando el rendimiento de evacuación delmineral, etc.

Un medio eficaz para aumentar el rendimiento de la evacuación es perfeccionar la tecnología de los trabajos de barrenado y voladura, determinando para ello los regímenes op-timos del tiro microrretardado, hallando una correspondencia precisa entre la disposición asignada y la real de los barrenos, mecanizando el cebado, con lo que se obtiene una densidad elevada de las cargas de explosivo, reduciendo en algunos casos la cantidad de las superficies descubiertas.

Con los tiros bajo confinamiento se obtiene una buenafragmentación del mineral. Se proyecta seguir ensanchandoel campo de aplicación de la explotación por subpisos conhundimiento forzoso, y la explotación por pisos con hundimiento y arranque del mineral bajo confinamiento.

475



En estos últimos años fue introduciéndose en escala creciente el método de explotación, con relleno por mezclas ira-guables, especialmente al explotarse menas ricas e inflamables de metales no ferrosos. Existen buenas razones para afirmar que los métodos de explota ción con relleno del huecoexplotad o con mezclas fraguadles son convenientes tambiénpara la explotación de los minerales de hierro en los yacimientos de la cuenca de Krívoi Rog, el yacimiento íakov-levski de la AMK, etc. Se prevé también el perfeccionamiento ulterior de los métodos de laboreo por cámaras y pilarescon utilización de equipos autopropulsados.

Una de las tendencias relativas al perfeccionamiento^ üelos métodos de exp lotación es la evacuación dei mineral sobre

el piso de las galerías de transporte y su carga subsiguientepor excavadoras subterráneas u otras máquinas cargadoras envagonetas de mina o sobre transportador. Sn este casólesconveniente renunciar totalmente el empleo de las alcancíasy chimeneas, reuniendo en uno solo los niveles de descalce,evacuación y acarreo del mineral.

Problemas serios se han planteado también en el terrenode la ven tilació n de las minas. A l explotarse potentes criaderos minerales de gran extensión, conviene emplear el esquema de ventilación impelente-aspirante; es necesario colocar las minas bajo un control automático y regulación dela atmósfera de fondo atendiendo al contenido de oxígeno,polvo y gases nocivos en ella.

El académico N. Mélnikov define del modo siguiente lastendencias principales que tendrá el desarrollo de la cienciay la industria minera del futuro: «Las tareas de la cienciaminera consisten, en un futuro más lejano, en que ella deberá,en conjunción con las empresas de la industria minera, crearuna tecnología y organización de la explotación mineranuevas, en que

el arranque, el acarreo y 1.a extracción de los mineralesa la superficie se realicen con ayuda de maquinas de laboreoy de transporte gobernadas desde la superficie terrestre;

las minas y canteras queden libres de gases nociv os;las rocas descubiertas en las labores mineras se consoliden

por medios químicos u otros medios sencillos;la energía atómica sea utilizada para la demolición de las

rocas para extraer los minerales útiles y trazar las galenaspreparatorias, o bien para las voladuras de despejo duranteel destape de los yacimientos;

476

los minerales útiles sólidos, de existir condiciones adecuadas. sean obtenidos de los pozos, por ios métodos geoquímicos el método de licuación química con el nomfceo subsiguiente de la masa líquida y su regeneración». _

I.a nueva tecnología de extracción de los minerales útilesya se emplea hoy: extracción del cobre por ex método de lixiviación; de azufre y sal, a través de perforaciones, por losmétodos de sublimación y disolución. Se están mascando so.ventes baratos para los óxidos de mohfcaenü, antimonio,uranio, sulfures de plata, bauxitas y

Se ha iniciado asimismo la explotación de las üqaez«sminerales del océano. La primera explotación sunmarma delas arenas de ilmenita-mtilo-zircón fue realizada en xa u.abben 1966 en el mar Báltico. Los cálculos han demostrar que,

con la extracción en gran escala, eí costo^del conceniraaoserá 2 a 2,5 veces más bajo que en las explotaciones uen«s-tres. Según la opinión de varios especialistas, ei rondo oceánico será en el porvenir la región principal de extracción dematerias primas minerales. Se están realizando investigacienes paía noder aprovechar los procesos microbiologicosen la tecnología de extracción y transformación de ios minerales útiles. Actualmente se están e l a b o r a n d o y ensayandolos métodos que utilizan las bacterias para la smiesis ae los productos útiles dei petróleo y la depuración del mismo deazufre, la disminución del contenido de metano en ei airede mina, la disolución del arsénico, mohbaeno, .aamio,cobalto, cinc y uranio. , ' •-w

La tecnología de extracción de ios minerales utileo uu\ainfluirá también en el carácter de los servicios ae e*ectro-mecánica y agrimensura de mma, como asimismo_en el carácter de los procesos de enriquecimiento y transformaciónde las menas. En la solución de estos grandiosos problemas

planteados ante la industria minera, les corresponde un granpapel a los futuros especialistas de la «plana media», es decir,' a los egresados de las escuelas técnicas de mm ena.



Introducción

Cap ítulo I . Nociones generales sobre las laboresmineras

§ i . Las rocas y l os minerales ú t il e s ..........................................§ 2. La búsqueda y la exploración. Clasificación de las reservas§ 3. Características generales del método de explotación sub

terráneo ...................................................................................4. Clasificación y denominación de las excavaciones sub

terráneas ...................................................................................§ 5. Característica general del método de explotación a cielo

abierto y elementos de una cantera..................................6. Características de algunas menas y yacimientos metalí

feros p r in c ip a le s.......................................................................

Capítulo II . Trabajos de perforación y de voladura

§ 1. Generalidades y clasificac ión de las máquinas perforadoras .............................................................. .... . . . .

§ 2. Perforación de barrenos con barr ena dor as .................§ 3. Barrenado con taladros elé ctr ico s .............................§ 4. Perforación rotopercusiva de los barrenos . . . .§ 5. Perforación rotopercusiva de barrenos profundos . .§ 6. Perforación percusiva-rotativa (neumopercusiva) de ba

trenos profundos ..............................................................| 7. Perfora ción rot ativa de barrenos profund os . . .

§ 8. Perfor ación por método íg n e o ......................................§ 9. Nociones generales sobre la explosión y los explosivos§ 10. Características de algunos explosivos .........................§ 11. Labores mineras con distintos procedimientos de vola

dura ...................................................................................§ 12. Métodos de voladura y cálculo de las cargas . . .

Capítulo II I . Transporte de mina y extracción

§ 1. G en er a li d ad es .......................................................................§ 2. Tra nsporte sobre ca rr il es ..................................................§ 3. Instalaciones de palas de arrastre .................................§ 4. Transporte por cintas transportadoras............................| 5. Extra cción p or pozo de m in a .........................................

478

i

Capítulo Trazad# y entibación de las galerías subterráneas

L l. Nociones sobre la presión del terreno§ 2. Materiales para entibación de min a . ................... .§ 3. Construcciones de la entibación de m in a .....................§ 4. .Laboreo de galerías horizontales....................... ....§ 5. Excavación de galerías ascendentes o contracieíos . . .I 6. Laboreo y profundización de pozos de mina verticales

. § 7. Recorte del a nchurón de enganche y excavación de las

134140143160178189

217

714

17

20

25

31

474850

5258

646870

7386

102

102103115119123

\ Explotación, de los yacimientos metalíferos po r el método subterráneo

1. Orden de la explotación y dimensiones de los distritosy niveles mineros ...................... . . . . . . . . . .2. Requisitos necesarios para la explotación de los yaci

mientos . ■.................. . . . . . . . . . . . . . .3« Métodos de destape de los yacimientos . . . . . .4. Preparación del yacimiento para las labores de arran-

§ 5 . L ab or es d e a rra nq ue o de e xp lo ta ci ón . . . . . . .¡§ 6. Clasificac ión de ios métodos de explotación subterránea§ 7. Métodos de laboreo por

8. Métodos de explotación con almacenamiento del mineral en galería de explotación . . . . . . . . . . . .

9. Métodos de explotación con relleno .10, Métodos de explotación con

§ 11. Métodos de explotación con entibación y relleno de lagalería de explotación ...........................................................

§ 12. Métodos, de explota ción con derrumbe de las rocas enca-

§ 14.

rocas encajantes

15. Elección del método de explotación

Ventilación, desagüe la mina

y alumbrado de

¿1. Atmósfera de mina . . . .2. Caudal de aire necesario para3. Ventilación de las minas4. Esquemas de ventilación5. Resistencia de las galerías

aire en las minas . . . .6. Aeración de las galerías7. Desagüe de mina . . .

le mina . .

una rama

de las minasy distribución del

i excavación . . .

224227

237240261

305

310

314

316

350

351

354

354360362369

379382392

479



C s i C O

- s í * t O

4 0

C a p í tu lo V I I . Ex plot ac ión , de los ya cim ie nt os & cie loabierto

. Mecanizac ión de arranque y de carg a . . . . . . . .

. Transporte en tajos abiertos.......................................... ....Destape de los yacimientos ..............................................

. Métodos de explotación ....................................... . . . .

. Trabajos de terraplenado ^ ; . . . . .

. Explo tación a cielo abierto por método hidráulico . . .

Capítulo V II I. Explotación de los placeres

§ i. Explotación subterránea de los placeres ..................... ....§ 2. Enriquecimiento de las arenas ....................., ; • * * *§ 3. Métodos de lab oreo con excavadoras y traillas . . .§ 4. Método de labor eo hidrá ulico d e los placeres . . . -§ 5. Explotación por dragado .......................................................

Conclusión ...........................................................................

A NUEST ROS LEC TO RES:

«Mir» edita libros soviéticos traducidos al español,inglés, francés, árabe y a otros idiomas. Entre ellosfiguran las mejores obras de las distintas ramas dela ciencia y la técnica; manuales para los centros deenseñanza superior y escuelas tecnológicas; literaturasobre ciencias naturales y médicas. También se incluyenmonografías, libros de divulgación científica y ciencia-ficción.

Dirijan sus opiniones a Editorial «Mir», I Rizhskiper. 2, 129820, GSP I-ilG, Moscú, URSS.

480

395409415425443448

457

457459461463466

571

395

Labores Mineras Por S, Borisov, M. Klokov y B. Gornovoi

Documents

Transcript of Labores Mineras Por S, Borisov, M. Klokov y B. Gornovoi