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

C. C*

B opn coB ,

M. XL

K jio k o b ,

B.

A . FOPHOBOH

8. Borísoy, M. Klókov j BoGornovól

r O P H O E flE J lO

LABORES MINERAS

H 3M TE JIbC TB O «H EftPA» MOCKBA

Editorial Mir Moscú

INTKODUGCí ON

Traducido del ruso por V . Grékov

Impreso en la URSS. 1976

© Traducción al español. Editorial Mir. 1976

Ha HcnaHOKOM H3HKe

La industria m inera constituye la base de materias primas para la industria metalúrgica. Sin metales no podría subsistir ninguna rama de la econom ía de un país. En la econom ía de una nación mucha im portancia tienen metales tales com o el hierro, el cobre, el plom o, el cin c y el estaño. La producción de diversas clases de fundición de hierro y acero requiere el uso de varios otros metales: manganeso, crom o, vanadio, m olihdeno, níquel, cobalto, volfram io y otros más. El alum inio y el magnesio se utilizan en la construcción de aviones y cohetes, en la electrotecnia, la construcción de máquinas y otras ramas de la econom ía. E l platino se u tiliza en la industria quím ica y electrotécnica. E n estos últim os tiem pos ha llegado a tener numero­ sas aplicaciones el germanio, elemento raro u tilizad o com o material sem iconductor. Varios otros elementos raros— el n iob io, el tantalio, el torio, e l zirconio, el selenio— son utilizados en la radiotécnica, la electrónica, 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, la tarea prim ordial de la industria minera. La disciplina que estudia los m étodos y las técnicas de extracción de los minerales se llam a explotación minera. Además de los minerales metalíferos, se aprovechan en la econom ía nacional tam bién otros, no m etalíferos: hulla, esquistos com bustibles, petróleo, diversos materiales de construcción, etc. Por lo tanto, la explotación m inera form a parte de una ciencia más general sobre la extracción de los minerales: la minería. Es rasgo característico de los minerales m etalíferos la necesidad de su transformación subsiguiente con el fin de extraer los componen­ tes útiles que ellos contienen. Los minerales no metalíferos y los com bustibles, empero, pueden aprovecharse en la econom ía sin trans­ form ación alguna. E l lím ite entre los minerales m etalíferos y los n o metalíferos es convencional. Muchos minerales que antes eran utilizados inmediata­ mente después de extraídos, actualmente son som etidos a una reelabo-

ración com pleja con el fin de extraer todos los componentes útiles que contienen. Un mineral útil (por ejem plo, la caliza} en algunos casos no se ■ somete a una reelaboración, en tanto que en otros se lo utiliza como materia prima quím ica. Por eso el término «mineral» ha perdido su significado prim itivo, y se aplica a los minerales n o metalíferos, contraponiéndoselo al concepto de «roca estéril». Es este sentido en que la noción de «mineral» es empleada en el presente manual. La explotación de los yacimientos de minerales comporta una serie de etapas y procesos cuyo estudio, precisamente, constituye el objeto de la minería: excavación y entibado de las galerías subterráneas, transporte y elevación (extracción) de los minerales, ventilación y 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: petró­ leo y gas; turba; carbón y esquistos combustibles; criaderos de mine­ rales metalíferos y no metalíferos; depósitos aluviales o placeres. . En el presente manual son examinados los m étodos de explota­ ción de los yacimientos metalíferos y depósitos aluviales, com o asi­ mismo algunos métodos de explotación de minerales no metalíferos y de carbón mineral, que presentan una tecnología común con los minerales metalíferos (por ejem plo, el sistema de explotación sin transporte es aceptable tanto para el laboreo del carbón com o para los yacim ientos estratificados de minerales de hierro y otros). La minería se halla estrechamente asociada a la geología y la mineralogía, la búsqueda y la prospección de minerales. Por lo tanto, las nociones necesarias referentes a esas disciplinas han sido incluidas en este manual. La asimilación de este curso será posible sólo en base al estudio de una serie de materias de enseñanza general, especialmente las mate­ máticas y el dibujo lineal. Sin el dom inio de las matemáticas es impo» sible efectuar toda una serie de cálculos; determinación del rendimiento de las máquinas mineras, magnitud de las cargas de explosivos, núme­ ro de barrenos de voladura, etc. Sin dominar el dibujo lineal es im­ posible interpretar los esquemas de las explotaciones mineras, bastante com plicados en su mayoría. E llo tiene especial importancia para los futuros agrimensores de mina, esos «navegantes subterráneos», quienes deben 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 nombre de corteza terrestre o litosfera. Su espesor en los continentes alcanza 30 a 40 km, llegando a 70 km bajo las cadenas monta­ ñosas y 6 a 15 km bajo los océanos. Los elementos mas difun­ didos que integran la litosfera son el oxigeno, 49 /o; el si­ licio 26% ; el aluminio, 7,45% ; el hierro, 4 ,2 /6 ; el calcio, 3 25% etc., Sólo unos pocos elementos se encuentran en estado’ nativo (oro, platino, cobre, azufre). La mayoría de los elementos, en cambio, se hallan presentes_en iorma ele compuestos químicos llamados minerales (por ejemplo, cuar­ zo, calcita, magnetita, etc.). _ „ Los agregados de minerales de composicion mas o menos constante, se llaman rocas. Las rocas constan de uno o varios minerales. Así, el mármol consta sólo de granos cristalinos de calcita. A las rocas poliminerales pertenecen el granito, constituido por el cuarzo, los feldespatos y la mica; la sienita’ 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 natura­ leza en estados gaseoso, (gases combustibles), liquido, (petró­ leo) y sólido (hulla, mineral, de hierro, etc.). Algunos minerales (carbón, esquistos combustibles y azu­ fre) se utilizan en la industria directamente despues de ser extraídos del subsuelo, en tanto que otros (minerales de cobre, de hierro, etc.) requieren un tratamiento previo para extraer de ellos el componente útil (cobre, hierro y otros YYl p f

I pQ )

Se llama mena la sustancia mineral de la que se pueden extraer, con suficiente provecho económico, sus componentes

s s b 3b s u r s ? penden

S

t t S

T S J l Calr \ A sí’ los mineraIes de Merro " L

' f S

Z

Í

^

c o n t ie L r T e

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

» =

“ = • if f iK S t e - K á s ;

Fig. 1. Elementos de yacimiento de una capa de mineral: j , 2, rocas encajantes del yacente y d el pendiente; 3, rocas de recubrim iento; 4, m ineral

r a l S| S n m f ¿ l la e a n t id a d d e m e ta le s c o n t e n id o s en u n m in e -

x n e U y p o l i J m ^ Z ? e t ^ : ¿ t:L r e^ i o " S e r

SOl°

tr e ^ a, , T CentraCÍ^ n a tu r a l d e m “ a « Ia c“ te rre s s id e r a e x o T o t a b l ? ? 1“ *0 m eta llf e r o ■ U n y a c im ie n t o se c o n -

estrato se llaman rocas encajantes. Las d im e n s io n e s 'T i? n ^ y S i e dn t r o e derao°r S° ? d“ ady espesor o potencia (ff g 1 )° “ ge° logIca: rumbo- buzamiento

t£

£E£?

línea de rumbo

?r°

5 ^ °

perpendicularmente a la

Con arreglo al ángulo de buzamiento, los yacimientos se clasifican 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 buzamiento va desde decenas de metros hasta varios kilómetros. E l espesor de un estrato, medido como la distancia más corta entre sus superficies laterales (según la perpendicu­ lar), se denomina potencia verdadera o normal. La potencia medida en el plano horizontal se llama potencia horizontal. Tratándose de capas horizontales, se indica con frecuencia la potencia medida en el plano vertical. De acuerdo a su potencia, los yacimientos se dividen en muy delgados (p < 0,6 m); delgados (p = 0,6 a 2,0 m); de potencia 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 la del estrato, se denominan estratiformes. Una veta o filón -es una grieta en la corteza terrestre, rellena con sustancia mineral. En ocasiones, las vetas presen­ tan una orientación geológica constante, pero las más de las veces, su potencia, ángulo de buzamiento y ángulo de direc­ ción varían con la profundidad y el rumbo. Un conjunto de varias vetas recibe el nombre de serie, llamándose veta principal la de mayor potencia. 9

Una columna o tronco es un cuerpo mineralizado de for­ ma irregular; cuando es de dimensiones muy grandes, se llama batolito. Las lentejas o lentes son crxaderos""de forma lenticular, cuya potencia va disminuyendo hacia la periferia. El largo de las lentes mide decenas y, a veces, cientos de metros en rumbo. Un criadero en bolsadas o nidos de mineral presentaim a acumulación de inclusiones^ de menor cuantíá y forma irregular. Los yacimientos metalíferos suelenRpresentar u n o W a r io s cuerpos mineralizados. Los procesos orogénicos alteran la posición primitiva de los yacimientos, ocasionando variaciones en el ángulo de buzamiento, pliegues, desgarramientos de los cuerpos mine­ ralizados, acompañados de desplazamientos subsiguientes de sus partes, unas respecto de otras (fallas laterales y nor­ males). Propiedades físico-mecánicas de las rocas.— Atendiendo a su estructura, las rocas se dividen en coherentes, sueltas y movedizas. En las rocas" coherentes,! las'" partículas' minerales se hallan unidas entre sí por las fuerzas de cohesión interna. Las rocas sueltas se componen de granos separados, sin cohe­ sión entre sí. Algunas rocas sueltas al estar saturadas de agua, adquieren propiedades de fluidez y forman terrenos movedizos. La fuerza cohesiva” entre las^partículas de una roca de­ termina la firmeza o establilidad de las rocas la que tiene una gran importancia en las labores mineras, especialmente subterráneas. Por firmeza se entiende la facultad de las rocas de no desmoronarse al ser puestas al descubierto en una super­ ficie más o menos grande. La firmeza de las rocas disminuye cuando en su seno se originan grietas a consecuencia de las gran­ des presiones de las rocas, o debido a trabajos con explosivos. De acuerdo al grado de firmeza, los minerales y las rocas encajantes pueden dividirse en los grupos siguientes: : \\ ' 1. M uy firmes o consistentes son rocas que pueden ponerse al descubierto desde abajo sobre superficies de decenas y centenares de metros cuadrados, sin derrumbarse durante decenios. 2. Consistentes son las que pueden ser puestas~al~descubierto sobre superficies de importancia sin desmoronarse :lí)

¿urante varios meses. Las galerías de dimensiones^ reduci­ das, excavadas en rocas firmes, pueden durar varios años sin ’ entibación. 3. Medianamente consistentes son las que pueden presen­ tar superficies descubiertas de considerable extensión duran­ te un plazo relativamente breve. _ 4. Flojas o desmoronables son las que requieren una entibación en seguida de ser descubiertas. 5. M u y flojas son las que no pueden permanecer descu­ biertas y, como regla, requieren una entibación previa hincable (cantilever). Entre las rocas más consistentes se cuentan las rocas tenaces, dotadas de una gran fuerza de cohesión entre sus partículas (cuarcitas, granitos de grano fino, calizas silíceas y otras); entre las rocas inconsistentes se encuentran las rocas blandas y friables (arcillas, tierras arcillosas); entre las muy inconsistentes, las rocas sueltas (arenas, detritos rocosos) y los terrenos movedizos. _ ^ Gran importancia para la explotabilidad^de las rocas tiene su resistencia mecánica, que depende de la dureza, tenacidad y elasticidad de las mismas. A l adelantar la característica de las rocas atendiendo a su densidad, se suele emplear la noción de peso volumétrico, es decir, el peso de la roca por unidad de volumen (t/m 3). El peso volumétrico por lo general es numéricamente menor que el peso específico, debido a la porosidad natural de las rocas. E l peso volumétrico promedio de las rocas que inte­ gran la corteza terrestre es de 2,7 t/m 3; el peso volumétrico de algunas rocas (por ejemplo, el mineral de hierro) es de 3,5 a 4 t/m 3. La roca, una vez arrancada del macizo y fragmentada, aumenta de volumen porque se vuelve esponjosa. La friabi­ lidad de las rocas se caracteriza por el coeficiente de esponja­ miento, el cual indica la relación entre el volumen de la roca fragmentada y el volumen de la misma en el macizo. El coeficiente de esponjamiento varía entre 1,1 a 1,2 (arenas, limos arenosos) y 1,8 a 2,0 (rocas vivas monolíticas, tales como granitos, sienitas, basaltos). En la elección del tipo y condiciones de las labores mine­ ras inciden asimismo propiedades de las menas, tales como la higroscopicidad (facultad de la mena de retener agua, debi­ do a su porosidad), la tendencia a.aglutinarse (facultad de los minerales fragmentados de compactarse), la inflamabilidad 11

Tabla 1

(facilitad de ciertos minerales con elevado contenido de azutre de inflamarse espontáneamente, especialmente en presencia de la madera). i ^ aí,a so^uc\onar una serie de problemas relacionados con las labores mineras (determinación de las normas de la presión de la roca, etc.), es imprescindible disponer’ de una clasificación de las rocas atendiendo a determinados indi­ cios. La clasificación de las rocas más sencilla y difundida es . dei Profesor M. Protodiákonov (1874—1930). Según la misma, todas las rocas se dividen en 10 categorías, de acuer­ do a su resistencia mecánica o dureza l) (tabla 1.) A l caracterizar una roca por medio de un índice único, el factor de resistencia 2), M. Protodiákonov considera «... que si una roca es tantas veces más resistente que otra en un aspecto, pongamos por caso, para la perforación, quiere decir que esta roca también lo será en cualquier otro aspecto, como ser para los explosivos, o para la presión ejercida sobre la entibación, etc.» Este principio, precisamente, es el que se na adoptado por base de la clasificación. Para las rocas capaces de resistir el ensayo de compresión el tactor de resistencia es igual a un número abstracto cien veces menor que el valor de la resistencia temporal a la com­ presión. Por ejemplo, si una probeta de roca de 5 x 5 x 5 cm sometida al ensayo de aplastamiento, empieza a quebrarse a una presión de 30 000 kg, el factor de resistencia para esta roca sera 30 000 25-100 “

Categoría

I II

III

■ IIIa IV IVa V ya VI

.

En la clasificación de M. Protodiákonov, las rocas más duras son caracterizadas por el factor 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/cm 2, correspondientes a un factor de resistencia 30. El profesor M. Protodiákonov señalaba que no todas las rocas respondían al principio en que se funda su clasificación y advertía que esta podía servir tan sólo para los cálculos

V Ia V II V IIa V III IX X

ratraS i p t ó o l a “ “/ ’T í T ? ** ,U * aceptaci6n tÍ6ne ® Ia U*®, X Aquí y en los capítulos subsiguientes, el factor de resistencia sera indicado según la escala de Protodiákonov.

Grado de dureza

Roca

Factor de resis­ tencia

Extremada­ Las cuarcitas y los basaltos más du­ 20 mente duras ros, compactos y tenaces. Otras rocas de dureza excepcional. Muy duras Rocas graníticas m uy duras. Pórfido 15 cuarzoso, granito muy duro, esquisto silíceo. Cuarcitas de menor dureza que las de la categoría anterior. Arenis­ cas y calizas de máxima dureza. Granito (compacto) y rocas graníti­ 10 Duras cas. Areniscas y calizas muy duras. Vetas de cuarzo metalíferas. Conglo­ merado duro. Minerales de hierro muy duros. 8 Calizas (duras). Granito de menor Idem dureza. Areniscas duras. Mármol du­ ro. Dolomita. Piritas. 6 Arenisca común. Minerales de hierro. Mediana­ mente duras r. Esquistos arenosos. Areniscas esquis­ K Idem tosas. 4 Esquisto arcilloso duro. Arenisca y Semiduras caliza de menor dureza, conglomerado blando. Esquistos varios (de menor dureza), 3 Idem margas compactas. 2 Esquisto blando. Caliza m uy blanda, Mediana­ creta, sal gema, yeso. Terreno con­ mente gelado, antracita. Marga común. Are­ blandas nisca fragmentada, guijos y guijarros cementados, terreno pedregoso. Suelo ripioso. Esquisto fragmentado, Idem 1,5 guijos y ripio compactados, hulla dura. A rcilla endurecida. 1 A rcilla (compacta). H ulla blanda. Blandas 0,8 Acarreos aluviales duros, terreno Idem arcilloso. A rcilla arenosa liviana, loes, gravas. 0,6 Tierra vegetal. Turba, tierra arcillosa Terrosas blanda, arena húmeda. 0,5 Arena, detritos rocosos, gravas finas, Sueltas terreno de relleno, h ulla arrancada. 0,3 Terrenos movedizos, suelo pantano­ Movedizas so, loes aguado y otros suelos agua­ dos.

preliminares. Para la normación de los trabajos mineros se utilizan clasificaciones de las rocas atendiendo a algunas de las características particulares, por ejemplo, su perforabilidad o «explosibilidad»; en estas clasificaciones están indica­ das, respectivamente, las velocidades de perforación v el consumo de explosivos. Hay empresas y administraciones que utilizan a menudo clasificaciones que tienen en cuenta las particularidades de las rocas de una determinada región. Para poder comparar entre 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 descripción preliminar de su forma, dimensiones y composición mineral, i ara poder apreciar la importancia industrial de un yacimien­ to, es necesario examinar detalladamente.; la calidad del mineral, las reservas del mismo, su orientación geológica, o sea, que se impone la exploración o reconocimiento de los yacimientos. No^ existe un lím ite bien definido entre búsqueda y ex­ ploración, llamándose el conjunto de esos trabajos prospec­ ción geológica. 1 F A l fijar la región de las búsquedas, se tiene en cuenta la estructura geológica de la comarca, y la presencia, en determmados lugares, de rocas asociadas a los minerales útiles. A medida que se realiza la búsqueda, se van llevando ai mapa ios afloramientos de distintas rocas y se van recolectan­ do muestras de rocas que puedan indicar la presencia de minerales útiles. Muchas veces el itinerario de las explora­ ciones sigue los valles fluviales, donde éstos presentan aflo­ ramientos de rocas. Se^ practican ampliamente métodos de exploración geofísicos: la magnetometría, la gravimetría y la electro­ metría. La magnetometría está basada en la medición de las desviaciones que sufre la aguja del aparato (magnetómetro) respecto del meridiano magnético en la región considerada. De un modo general, la orientación de la aguja imantada coincide con el sentido del meridiano magnético, pero en las regiones donde hay criaderos que presentan una permea­ bilidad magnética mayor o menor que las rocas circundantes, 14

el campo magnético normal sufre una alteración, y la aguja se desvía del meridiano magnético. La gravimetría está basada en la medición de la gravedad ranto a la superficie terrestre por medio de un variómetro de ¿ravedad. Una distribución desigual de la fuerza de gravedad es testimonio de una densidad desigual de las rocas en la re­ gión considerada. Este método se utiliza para la búsqueda de menas integradas por minerales muy pesados o muy livianos. La electrometría (prospección geoeléctrica) se funda en la conductividad eléctrica distinta de las rocas. Se la utiliza en la búsqueda de pirita de cobre, galena, magnetita y algu­ nos otros minerales metalíferos cuya conductividad eléctrica supera cientos y miles de veces ia de las rocas estériles. ; Existen, además, otros métodos geofísicos, basados en la medición de diversas magnitudes: velocidad de paso de las ondas elásticas a través de las rocas (sismometría), radiacio­ nes radiactivas (radiometría), etc. E l método de exploración más difundido es el sondeo pro­ fundo (perforaciones de hasta varios kilómetros de profun­ didad). En el proceso del sondeo se extraen de los pozos muestras (testigos) de rocas, según las cuales se determina la constitución litològica del yacimiento. Al practicarse una exploración detallada, se abren con frecuencia excavaciones de exploración (pozos de cateo, calicatas, etc.). Todas las reservas de mineral útil comprendidas dentro de la parte explorada de un yacimiento, se llaman reservas geológicas. Atendiendo a su importancia económica, las reservas geológicas se subdividen en dos grupos cuya esti­ mación se hace por separado: las reservas explotables y las reservas potenciales. Las reservas explotables responden a los requisitos indus­ triales, o sea, que su explotación es rentable. Las reservas potenciales, debido al contenido escaso del componente útil, a la poca potencia de las masas mineralizadas, o condi­ ciones de explotación demasiado complejas o a la necesidad de aplicar tratamientos de transformación demasiado com­ plicados, no pueden ser aprovechadas actualmente, pero pueden considerarse como eventualmente recuperables en el futuro. La diferenciación de esas reservas se hace en base a las condiciones establecidas por organismos de Estado compe­ tentes, para cada yacimiento o grupo de yacimientos simila­ res en cuanto a sus condiciones geológicas y económicas. Las 15

condiciones de calidad estipulan, al par de otros índices, el contenido m ínim o rentable^de componente útil, es decir, el lím ite, más allájdel cual el mineral del yacimiento conside­ rado deja^de ser rentable^en cuanto a su extracción y trata­ miento. ;,;„¡>A1 elaborarse el proyecto para la explotación de un yaci­ miento, se deja a veces al margen de la explotación una parte de las reservas del mismo, que se abandonará en forma de pilares de seguridad debajo de diversas obras y edificios. Esa parte de reservas explotables pasa a integrar las pérdidas previstas en el proyecto, mientras que la parte restante, desti­ nada a la extracciónxonstituye las reservas industriales. En el proceso de la extracción, parte del mineral se pierde ine­ vitablemente, de ahí que las reservas recuperables (mineral extraído) se definenj como la diferencia entre las reservas industriales y las pérdidas de explotación. Además del mineral, en el proceso de la explotación se extraen también rocas estériles. Parte de éstas es traída a la superficie separadamente del mineral (en caso de galerías excavadas en roca), y parte es mezclada con la mena en el proceso de arranque. El mineral extraído a la superficie y mezclado con estériles, se llama masa mineral, llamándose masa rocosa a todas las rocas extraídas (masa mineral y estériles). En la fig. 2 se da una clasificación de las reservas de minerales útiles. De acuerdo al grado en que han sido exploradas y estu­ diadas la calidad de la materia prima y las condiciones mineras y técnicas de su explotación, las reservas de los yacimientos se subdividen en cuatro categorías: A , B , Cx y C 2. La categoría A abarca las reservas totalmente estudia­ das, en tanto que a la categoría C2 pertenecen las menos estudiadas (reservas estimadas). La elaboración de proyectos para la construcción de empresas mineras nuevas o la recons­ trucción de empresas ya existentes se autoriza sólo si las mismas^ cuentan con reservas explotables aprobadas por la Comisión de Estado para las Reservas de Minerales Utiles, requiriéndose, además, una determinada correlación entre las categorías A , B y Cx. En el proceso de explotación de un yacimiento, la explo­ ración no queda interrumpida, sino que, mediante sondeos y trazado de galerías, se van precisando los contornos de los cuerpos mineralizados, como también el porcentaje de metal

|1R Fig. 2. Clasificación de las reservas de minerales útiles: ffe

i , reservas potenciales; 2, pérdidas asignadas p or el p royecto; 3, pérdidas de e x plotación ; 4, reservas recuperables; 5, roca estéril m ezclada con m in eral; 6, roca estéril extraída separadamente del m ineral

';£|j ;....... I

I

m

........

........... . ' .......

,

en las menas. La exploración que se lleva a cabo simultáneamente con la explotación del yacimiento, se llama exploración minera.

- § 3. Características generales del método de í explotación subterráneo p _ Después de haberse explorado detalladamente un yaei.'Jtí:-.Bii&irfco, se procede a su explotación. Por explotación se enj f tiende todo el conjunto de trabajos relativos a la extracción ¿| del mineral útil. Si el yacimiento se halla a poea profundir 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 subterránea de un yacimiento, j Para abrir el acceso al yacimiento, 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 sub terráneo

se trazan las galerías de mina 2 , 3, 4, que dividen el yaci­ miento verticalmente en pisos o niveles. Encima del pozo se halla situado el'castillete de extracción 5; a proximidad del mismo, en un edificio especial 6, se halla instalada la máqui­ na de extracción, que opera el ascenso y la bajada de la vasija de extracción 7, llamada jaula, que sirve para subir o bajar a la gente, los materiales, el mineral, etc. Además del pozo de extracción principal se excava un pozo auxiliar 8 que constituye la salida de emergencia a la super­ ficie y que proporciona las condiciones normales de ventila­ ción. Gomo regla, este pozo viene equipado de una instala­ ción de extracción auxiliar 9 y tiene un compartimento de escaleras 10 (el pozo principal también suele tenerlo). En la superficie, a proximidad del pozo auxiliar, se halla un edificio con una instalación de ventilación 11. La distancia L entre el pozo principal y el auxiliar depende de la modali­ dad de destape y varía dentro de amplios límites, desde dece­ nas de metros hasta 2 ó 3 km. E l laboreo del cuerpo mineralizado se hace generalmente en sentido descendente, es decir que el mineral se extrae primeramente en el nivel superior* entre las galerías 2 y 18

y a continuación, en el piso inmediatamente inferior, entre las galerías 3 y 4, y así de seguida. El proceso de extracción del mineral se llama labor de extracción. Las labores de extracción son precedidas por labores preparatorias o de acceso. Por medio de galerías ascendentes o realces 12, el piso se divide en bloques o plantas B lr B ^ etc., dentro de cuyas márgenes se practican toda una serie de galerías y excavaciones horizontales y verticales (pasi­ llos de circulación 13, coladeros 14, etc.). Esa determinada secuencia de los trabajos preparatorios y labores de extracción se denomina sistema o método de explotación (véase cap. V). El proceso de arranque con el método de explotación por almacenes consta de varias operaciones. El arranque del mineral del macizo se efectúa mediante la voladura de cargas . de explosivo distribuidas en barrenos 15. Los barrenos son perforados con máquinas perforadoras o barrenadoras direc­ tamente desde la superficie del mineral arrancado. El mine­ ral arrancado por el explosivo va bajando por la gravedad hacia los pozos-tolvas 16 y coladeros 14, donde es largado, a través de las bocas de descarga 17, a las vagonetas 18, que son arrastradas por locomotoras eléctricas 19 hasta el pozo de extracción. Las vagonetas, de a una o de a dos, son subidas en la jaula hasta la superficie y descargadas desde la estaca­ da 20 en vagones de gran capacidad que transportan el mine­ ral a la planta de concentración. La concentración o bene­ ficio del mineral consiste en elevar el contenido de metal en la mena eliminando parte de los estériles contenidos en la misma. En un nivel, las labores de extracción y las preparatorias se 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. En la fig. 3 se muestra la excavación de la galería de transpor­ te 4 y la perforación de un contracielo o realce 21. El mineral arrancado^ durante el trazado de galerías va siendo cargado por las máquinas cargadoras y los agujeros de barreno son perforados por las barrenadoras 23. . Durante la explotación, es imprescindible ventilar las galenas subterráneas, pues los trabajos con explosivos pro­ ducen gran cantidad de gases nocivos y polvo. El aire viciado

f

v%f'-

y p o lv o r ie n t o es a s p ir a d o , s e g ú n l o in d ic a n la s fle c h a s eñ p ü iit i l l a d o , a t r a v é s d e l p o z o a u x ilia r y e l c a n a l d e v e n t ila c ió n 24, p o r e l v e n t ila d o r 25. E l a ire fr e s c o es a p o r t a d o , s e g ú n in d ic a n la s fle c h a s d e tr a z o l le n o , a t r a v é s d e l p o z o p r i n c i- J j

§ 4. Clasificación y denominación de las excavaciones subterráneas Según sea su disposición en el espacio, se distinguen las excavaciones o galerías de mina verticales, horizontales e inclinadas. E l esquema de disposición de las galerías subterráneas se diseña en la fig. 4. E l pozo de mina (1, 11) es una excavación minera vertical o inclinada que desemboca directamente en la superficie y está destinada a la extracción del mineral, al descenso y ascenso del personal y los materiales. En el pozo de mina van canalizados los cables eléctricos, los caños de conducción de agua y aire comprimido; a través de los pozos se efectúa la aeración de todas las labores subterráneas. La parte superior 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 principales y los auxiliares. Generalmente, un pozo llena varias funciones^ pero a veces 20

;j|

'|J JJ s

••cC

|| || || |g |g ;j, ^

A-A

P La explotación subterránea trae aparejados grandes afínjos de aguas subterráneas, que se van colectando en un pozo colector 26. Para evacuar esas aguas, en la cámara de bom­ bas 27 se instalan las bombas 28. ^ De este modo, en el proceso general de explotación subte­ rránea se destacan tres etapas principales: el destape, la preparación y la extracción, cada una de las cuales comporta distintas operaciones: arranque, acarreo o carga del mineral, entibación de las galerías, ventilación y desagüe, transporte subterráneo y elevación hasta la superficie. La empresa que explota un yacimiento y que comprende una o varias explotaciones subterráneas o canteras a cielo abierto, se denomina mina. La parte del yacimiento explotada por medio de una mina, se llama distrito o campo minero. De este modo, un piso o nivel constituye una parte del campo minero, lim itada 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 yacimiento es h on zontal o poco inclinada, el campo minero se divide en paneles.

7S

O 43 C5S

|

| =:§

>ao o

©

g W *j g

"CS 2 & to m Sí) fe

;| ,|.■*•-

c L s o rií? ° i I usonesPeclal> PM ejemplo, para el desn e a fín o z o T » n i ° ,6n aS exoa™ i° n e s subterrá­ neas (pozo de relleno), para la aeración (pozo de ventila­ ción), para el desagüe, etc. En la sección transversal, los pozos de mina pueden tel« r d w r ™ dr0XImida? del P°zo de se hallan dispuestas una mío ii exca7 aci03Jes horizontales hechas a modo de cámaras, que llevan el nombre de anchurón de enganche. El anchurón de enganche comporta: rdespejo) comienzan por el laboreo de uno o de ambos bordes de la trinchera de preparación por rebanadas. Después del laboreo de uno de los bordes de la trinchera de preparación, ésta adquiere la forma de rampa o bajada. Dentro del proceso general de las labores de extracción o de despejo, se distinguen las operaciones siguientes: arranque, carga, transporte y formación de la escom­ brera. E l arranque (trabajos por barrenos y explosivos) consiste en perforar con barrenadoras, a lo largo de la pasada, barre­ nos descendientes, cargarlos con explosivos y proceder a la voladura. La carga de roca volada se realiza por medio de excavado­ ras. En presencia de rocás blandas, la excavadora puede fun­ cionar sin necesidad de fragmentar previamente las rocas con explosivos. La sección de la pasada destinada al laboreo por una sola excavadora, se llama bloque. E l 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 mediante transportadores. La formación de las escombreras consiste en acopiar la ganga en los lugares destinados especialmente a ese fin. Cuando el transporte es por camiones, el proceso de forma­ ción de la escombrera consiste en descargar el camión volcador sobre la escombrera y en arrojarla ganga cuesta abajo con el bulldozer. Así, pues, la explotación a cielo abierto compren­ de las etapas siguientes: despejo, preparación, trabajos de desmonte y de extracción. Cada una de esas etapas consiste en arrancar, cargar, transportar mineral y rocas y formar las escombreras (cuando se extrae la ganga). Las superficies laterales que delimitan una cantera, se llaman bordes de la cantera. El borde en que se están efectuan­ do los trabajos de extracción o desmonte, se denomina borde explotado, llamándose borde no explotado aquel en que no se realizan trabajos mineros (ver fig. 7, b). Sobre el borde no explotado suelen disponerse las explanadas de trans­ porte y de seguridad. Las explanadas de transporte sirven para disponer en ellas las vías de transporte. Sus dimensiones son determinadas por las del material rodante y el número de vías. Las explanadas de seguridad cumplen la misión de prevenir los accidentes, deteniéndose en ellas los trozos de roca que se desprenden del talud de una grada. La anchura de las explanadas de seguridad adoptada nunca es inferior a un tercio de la distancia vertical entre ellas. La profundidad máxima de una cantera, adoptada por el proyecto, llámase profundidad límite H y la línea que une el labio superior de la cantera con el labio inferior de la grada más 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 ángulo depende de la firmeza de las rocas y de la profundidad de la cantera, y constituye 50 a 35°. La línea que une los labios superior e inferior de la cantera en el período de su explota­ ción, se llama línea de separación 4, llamándose ángulo de separación el que forma dicha línea con el plano hori­ zontal. E l ángulo de separación del borde explotado a x es siempre menor que el del borde no explotado a 2, y constituye 15 a 30.°

§ 6. Características de algunas menas y yacimientos metalíferos principales Minerales de hierro. Los minerales metalíferos principa­ les son la magnetita (Fe30 4), la hematita (Fe20 3), la hidrohematita (Fe2G 3 -n -H20 ) , la hidrogoetita (Fe20 3 - f reH20 ), la siderita o espato ferroso (FeC03). Todos estos minerales contienen una proporción de 48,3 a 72,4% de hierro. De acuerdo al mineral metálico predominante, se destacan los siguientes tipos de minerales de hierro: menas de magnetita, hematita, limonitas (menas de hidrogoetita), titanomagnetita y cuarcitas ferruginosas (magnetíticas y hematíticas). El peso volumértico de los minerales de hierro oscila entre 3 y 4,5 t/m 3. Estos minerales de hierro contienen con frecuen­ cia elementos que bien mejoran¡su calidad (manganeso, cromo, vanadio, níquel, cobalto), bien le son perjudiciales (fósforo, azufre, estaño, plomo, cinc, cobre). E l valor del mineral de hierro está determinado por el porcentaje de hierro contenido en él, por la presencia de mez­ clas favorables y la ausencia de componentes nocivos, por la facilidad de su enriquecimiento y tratamiento metalúrgico. Así, los minerales magnetíticos son fácilmente beneficiables (separación magnética), pero de difícil reducción, al ser fundidos en altos hornos, en comparación con las limonitas (hematitas pardas). El porcentaje de hierro mínimo admisi­ ble en el mineral varía entre amplios límites y depende del tipo de mineral y del contenido de impurezas. Anterior­ mente se ha dado el ejemplo del yacimiento de Kachkanar con sus minerales de magnetita que contienen 16 a 17% de Fe. La posibilidad de explotar minerales con un porcentaje de hierro tan pobre se debe a la presencia en esas menas de un componente valioso, el vanadio. Los minerales destinados al tratamiento metalúrgico de­ ben tener los siguientes porcentajes de hierro: las limonitas, no menos del 45% y las magnetitas, no menos del 55% . Los minerales con un contenido de hierro más pobre deben ser beneficiados. En la Unión Soviética, un 70% de todos los minerales de hierro extraídos son sometidos al proceso de concentración. La Unión Soviética ocupa el primer lugar en el mundo tanto por sus reservas exploradas, como por el volumen de extracción de los minerales de hierro. Las reservas registra­ das en la URSS pasan de 110 m il millones de toneladas. Entre

las reservas generales exploradas según las categorías A -f+ B + Clt cerca de un 17% está constituido por minerales con porcentajes de hierro mayores del 5 5% , que no requie­ ren el tratamiento de concentración; un 64% está representa­ do por minerales cuyo beneficio es posible según esquemas sencillos y un 19% , por minerales cuyo enriquecimiento exige métodos complicados. A continuación se indican los yacimientos más importan­ tes de hierro explotados actualmente. E l yacimiento de Iírivoi Rog está constituido por depósi­ tos estratiformes de minerales de magnetita y hematita cuya potencia oscila entre 10 ó 12 m a 100 m y más, y una exten­ sión de hasta 1000 m. Los depósitos se hallan rodeados por capas potentes de- cuarcitas ferruginosas pobres. Esta cuenca es el proveedor principal de mineral de hierro en la URSS. Algunas decenas de minas y varios tajos a cielo abierto proporcionan cerca del 50% de todo el mineral de hierro extraído en la URSS. Sobre la base de las cuarcitas fe­ rruginosas ha sido construida toda una serie de importantí­ simos complejos mineros (el Central, el Séverni, el de Ingulets). El ritmo de desarrollo de estos complejos lo ilus­ tra el ejemplo del com plejo minero de Ingulets, que ha sido puesto en explotación en 1965 y que a los dos años ha alcan­ zado y sobrepasado capacidad de producción anual de 20 mi­ llones de toneladas de mineral. Una vez incorporado al ser­ vicio el segundo grupo de este com plejo, su capacidad de producción llegará a 30 millones de toneladas. Entre los grandes yacimientos de minerales de magnetita se hallan varios depósitos de los Urales (en Magnitogorsk, Visokogorsk, Gorá Blagodat, etc.). Uno de los tajos a cielo abierto más importantes de los Urales Septentrionales es el de Kachkanar, cuya capacidad de producción de masa mineral proyectada es de 32 m illo­ nes de m3. E l yacim iento de limonitas o hematitas pardas de Kerch (Crimea) presenta estratos horizontales y poco inclinados cuya potencia oscila entre 5 y 22 m. La escasa profundidad de este yacimiento permite explotarlo por tajos abiertos. Las hematitas párdas integran también los criaderos de la región de Tula-Lípetsk, en el centro de la parte europea de la RSFSR. Numerosos yacimientos de minerales magnetíticos son explotados por tas empresas mineras integrantes del comple­

jo minero ^de Kuzneisk (Tashtagol, Tem ir-Ta% Shereguesh y otros). E l yacimiento mayor del mundo, el de.la llamada Anoma­ lía Magnética de Kursk, presenta depósitos de cuarcitas fe­ rruginosas cuya extensión llega a cientos de kilómetros. En la parte superior de las cuarcitas ferruginosas se halla concentra» da una serie de ricos depósitos de minerales de hierro. En muchos sectores, menas ricas están recubiertas con arenas movedizas. .Actualmente, las cuarcitas ferruginosas son explotadas por labores subterráneas (mina Gubkin), explo­ tándose las menas ricas a cielo abierto (canteras de Lebedín, Stoilensk, M ijailovsk). La capacidad anual asignada de la cantera M ijailovsk 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 de Sokolovo-Sarbái. Dos tajos a cielo abierto de este complejo tienen una capacidad de producción de 135 millones m3 de masa mineral. Entre otras empresas mineras productoras de mineral de hierro, cabe señalar el combinado Korshunovski, la mina de Abakán (Siberia) y la de Olenegorsk (península de Kola). Entre los yacimientos más importantes de mineral de hierro en los países extranjeros se hallan los de hematitas en la región del lago Superior (EE.UU.), de magnetitas en Kirunavar y Luosavar (Suecia), hematitas pardas en Luxemburgo, etc. Minerales de manganeso. Las menas manganíferas están constituidas, las más de las veces, por minerales: pirolusita (M n02) y psilomelano. Estos minerales contienen de 45 a 63,2% de manganeso. Generalmente, se explotan menas de manganeso cuyo contenido en manganeso no sea inferior a 25 ó 30 % . La presencia de hierro o caliza en los minerales de manganeso permite también explotar minerales más pobres. La mayoría de los yacimientos de manganeso son de ori­ gen sedimentario. En la Unión Soviética, los yacimientos más grandes son de Níkopol (Ukrania) y el de Ghiatura (Georgia). E l yacim iento de Níkopol está constituido por capas poco inclinadas de hasta 3 m de potencia, formadas por depósitos de pirolusita y psilomelano. E l contenido de manganeso en la mena es de 25 a 5 2% . La explotación se lleva a cabo por método subterráneo; algunas secciones,

32 3-01021

33

donde eí espesor de las capas de recubrimiento es de^BO a 70 m, se están explotando a cielo abierto. Los criaderos de manganeso más importantes del extran­ jero se hallan en el Brasil, la India y el Africa. Minerales de cobre. Los principales minerales cupríferos son los sulfuros de cobre: calcosina (Cu2S), bornita (Cu5FeS4)s calcopirita (CuFeS2) y otros. Estos minerales contienen de 34 a 79,8% de cobre. Los yacimientos de cobre pueden ser de origen magmàtico (minerales porfídicos y piritas) o bien sedimentario (areniscas cupríferas). Las menas de cobre suelen contener oro, plata, cadmio, sulfuros de hierro, de cinc, de níquel, de plomo, etc. La cla­ sificación de las menas de cobre según su valor ha sido indi­ cada ya anteriormente. La masa mineral sometida a la trans­ formación metalúrgica debe contener no menos de 3 ó 5% de cobre» Los yacimientos de cobre más importantes se hallan en el Kazajstán (yacimientos de Kounradski y de Dzhezka¿gán). El de Kounradski presenta cuarcitas secundarias enri­ quecidas con minerales metalíferos. Además de cobre, los minerales contienen molibdeno. La explotación se realiza a cielo abierto. E l yacimiento de Dzhezkazgán está consti­ tuido por arenisca, cuprífera. En las minas de este criadero se utilizan con todo éxito excavadoras, camiones volcado­ res y vagones automotores. Yacimientos de cobre existen también en los Urales (Gay, Sibay, Uchali, etc.), en Armenia y en Siberia Occi­ dental. Los yacimientos más importantes en el extranjero se encuentran en los EE .U U ., el Canadá, Bolivia y otros países. Menas de aluminio. El mineral que contiene aluminio es la bauxita. Las bauxitas son productos residuales de la desintegración de las rocas que contienen los minerales diasporo, boehmita e hidroargilita. Estos minerales contie­ nen 65 a 85% de alúmina (A120 3). Generalmente, las menas de aluminio contienen 40 a 60 % de alúmina, no debien­ do el porcentaje mínimo ser inferior a 20 ó 25% . En la Unión Soviética, los yacimientos de bauxitas se hallan situados en los Urales Septentrionales, en la región de la ciudad de Tijvin, en el norte de Kazajstán y en la región de Krasnoiarsk. Los yacimientos nordurálicos de bauxitas presentan ca­ pas de poca pendiente y depósitos lenticulares encerrados 34

en calizas de 2 á 15 m de potencia. Estos yacimientos son explotados por el método subterráneo (minas de bauxita de Sévero-Uralsk). También existen yacimientos importantes de bauxitas en EE.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, cad­ mio, a veces antimonio, bismuto, estaño. Los principales minerales plomíferos son la galenita (PbS) y la cerusita (P bC 03). El mineral básico del cinc es la esfalerita (blenda de cinc) (ZnS). En las menas que van directamente a la fundición 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 pueden ser asimismo el volframio, el molibdeno y otros. Los yaci­ mientos más ricos de menas polimetálicas se encuentran en los montes Altai (Leninogorsk, Zirianovsk, etc.), en la región premontafíosa del Tian Shan, en el Cáucaso. Sin detenemos en las características de las menas de otros metales, indicaremos los porcentajes mínimos admisi­ bles de metal, requeridos para una explotación rentable de los minerales. Las menas de cromita entregadas para el trata­ miento metalúrgico, deben contener un porcentaje mínimo de 45% de óxido de cromo. En la industria química se apro­ vechan minerales de baja ley, con un contenido del oxido de cromo de 30 a 40% . E l contenido mínimo rentable de níquel depende del con­ tenido de los elementos acompañantes (cobre, platino, cobal­ to, etc.) y constituye 1 a 2 % . Los yacimientos primarios de estaño son generalmente explotables con un porcentaje de metal en la mena de 0,3 a 0 ,8 % , pero en caso de existir condiciones económicas favorables, el contenido mínimo rentable de metal puede bajar hasta. 0,1% . Los yacimientos de plata son explotados cuando el con­ tenido metálico en las menas no es inferior a 0,05 ó 0,1% . En las menas polimetálicas, resulta.suficiente un porcentaje de plata de 0,01 a 0,015% . Los yacimientos primarios de minerales auríferos deben tener un contenido mínimo de 2 a 5 g de oro por tonelada. Los criaderos de oro y platino aluviales (placeres) son explotables con un contenido de 100 miligramos de metal por metro cúbico de roca. 3*

35

CAPITULO II TRABAJOS DE PERFORACION Y DE VOLADURA

§ 1. Generalidades y clasificación de las máquinas perforadoras El método principal de arranque de rocas durante el trazado de galerías y ía extracción de mineral son los traba­ jos de perforación y de voladura. Las cargas de materias explosivas se colocan en ¡barrenos o perforaciones, ^que son agujeros cilindricos abiertos en las rocas por máquinas per­ foradoras. ¿ a diferencia entre barrenos y perforaciones reside en sus dimensiones. Los barrenos suelen tener un diámetro de 30 a 75 mm y profundidad de hasta 5 m, mientras que las perforaciones tienen un diámetro de 50 a 300 mm y una profundidad mayor de 5 m (hasta 30 a 60 m )^ Los barrenos y las perforaciones se disponen en sentido vertical, inclinado u horizontal. Para caracterizar las con­ diciones de utilización de las perforadoras, todas las varieda­ des de los frentes de ataque pueden dividirse, de acuerdo al sentido de su progresión, en ascendentes (que avanzan de abajo arriba), descendentes (que avanzan de arriba abajo) y laterales (cuyo avance sigue el sentido horizontal o poco menos). Los barrenos son perforados con perforadores (barrenado­ ras), perforadoras rotopercusivas y taladros eléctricos, y Jas perforaciones lo son por máquinas o trenes de perforación, los cuales, atendiendo al principio de su acción, se dividen en perforadoras de percusión a cable, de acción rotopercusiva, de acción combinada percuvisa-rotativa (perforación neumopercusiva), de perforación rotativa, y las que utilizan el método ígneo. Las máquinas de percusión a cable van siendo reemplazadas en todas partes por máquinas de otros tipos, de rendimiento superior. A continuación, vamos a examinar el diseño y el prin­ cipio de funcionamiento de las principales clases de máquinas perforadoras.

Fig. 8. Esquema de una barrenadora manual

§ 2. Perforación de barrenos con barrenadoras Las barrenadoras son máquinas percusivas-rotativas accio­ nadas por aire comprimido. De acuerdo a su peso y al modo de instalación en el frente de ataque, las barrenadoras se subdividen en manuales, de columna y telescópicas. Las barrenadoras manuales tienen un peso que oscila entre 12 y 30 a 35 kg y se utilizan para la perforación de ba­ rrenos de 30 a 50 mm de diámetro y de 2 a 4 m de profundidad distribuidos sobre los frentes de ataque laterales o descen­ dentes. Durante el barrenado de los tajos laterales, las barrenadoras manuales se colocan sobre soportes neumáti­ cos. Para la perforación de barrenos descendentes se prescin­ de de cualesquiera soportes. Las barrenadoras manuales se dividen, de acuerdo a su peso, en livianas, medianas y pe­ sadas. La fig. 8 presenta el esquema de una barrenadora de mano. Consta de un cilindro 1 , cabeza delantera 2, tapa 8, disposi­ tivo distribuidor de aire, mecanismo percutor giratorio y dispositivo de alimentación con aire comprimido y agua. E l mecanismo percutor giratorio consta de un émbolo con 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 en la superficie interior de la rueda. Esta rueda va fija a lcilin -

dro. De esta suerte, la varilla helicoidal puede girar en un solo sentido respecto de la rueda de trinquete. La varilla helicoidal lleva un fileteado en hélice por cuyo intermedio la misma engrana con el émbolo. A l ir desplazándose el émbolo por la varilla, ambos van girando el uno respecto del otro. E l vástago del émbolo lleva salientes longitudinales que entran en las ranuras correspondientes del manguito conductor (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 casquillo guía 11, caja distribuidora de aire 12, válvula anular 13 y tapa de válvula 14. La tapa de la barrenadora lleva tetones para la empuñadura 20 y para el grifo de arranque 15. En la tapa se inserta también el pico de admisión de agaa que, luego de atravesar los conductos de la tapa, el tubo lavador 21 dispuesto según el eje de la barrenadora, y el canal de la barrena, es aportada al barreno perforado. La tapa, el cilindro y la cabeza delantera están acoplados por medio de pernos 23. La barrenadora funciona del modo siguiente. El aire com prim ido, luego de pasar por el grifo de arranque 15 y los orificios de la rueda de trinquete, casquillo guía y caja distribuidora de aire, entra en el espacio anular 16 de donde es aportado a la parte trasera del cilindro A y ejerce presión sobre el émbolo. El émbolo se desplaza a la derecha y golpea la barrena 22. El aire presente en la parte delantera del cilindro B , sale a la atmósfera por el grifo de escape 17. A l ir moviéndose hacia adelante, el émbolo cierra el orificio de escape, el aire presente en la parte delantera del cilindro se comprime y pasa por el canal 18, practicado en el cuerpo 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 orificio de escape, la presión en la parte posterior del cilindro A y en la parte derecha del espacio circular bajará, y la válvula 13 se desplazará a la derecha, ceirando el orificio anular 19. El aire comprimido comenzará a entrar en la parte delantera del cilindro por el canal 18, y el émbolo se desplazará a la izquierda.’ A l quedar cerrado el orificio de escape por el émbolo, el aire presente en la parte trasera del cilindro se va comprimiendo y empuja la válvula. Una vez que vuelve a abrirse el orificio de escape, la presión de aire en la parte

delantera del cilindro - y» consecuentemente, en la parte izquierda del espacio anular, bajará casi hasta la normal, y la válvula irá a desplazarse a la posición extrema izquierda bajo la acción de la presión excesiva. La carrera de la vál­ vula constituye tan sólo 0,5 a 0,6 mm. Acto continuo, el aire vuelve a ser admitido a la parte posterior del cilindro* y el proceso se repite. En un minuto, el émbolo ejecuta cerca de 2000 golpes en la barrena. A l desplazarse el émbolo hacia adelante (carrera de tra­ bajo), su movim iento progresivo se efectúa sin rotación, en tanto que la varilla helicoidal gira en un ángulo deter­ minado, que depende del paso de la hélice del filete. Durante la carrera de retom o (en vacío) del émbolo, los trinquetes impiden la rotación de la varilla helicoidal, y la rotación la efectúa el ém bolo. Junto con el émbolo entra también en rotación el manguito conductor, que transmite el giro al manguito rotativo por intermedio de las levas. Gomo el manguito rotativo está acoplado a la barrena, ésta también gira. El próximo golpe, la barrena lo aplicará ya en un punto nuevo del fondo de perforación. Los detritos de perforación son evacuados del hoyo por el agua inyectada en el mismo a través del tubo de lavado y el conducto de la barrena. E l consumo de agua varía entre 3 y 6 lit/m in, según la potencia de la barrenadora. En ciertos tipos de martillos perforadores, la ^aspiración y precipitación del polvo son efectuadas a través del con­ ducto de la barrena, por medio de captadores de polvo especiales.. En el proceso de barrenado de los tajos laterales, las barrenadoras manuales se colocan sobre soportes neumáticos (fig. 9) que constan de un cilindro 1 y un émbolo cuyo vástago 2 se afirma contra el suelo. La barrenadora se fija a la parte superior del cilindro. La presión del aire presente en el cilindro engendra un esfuerzo F cuya componente vertical F v va equilibrando el peso de la barrenadora G, mientras que la componente horizontal Fh proporciona el avance de la barrenadora hacia el frente de ataque. Cuanto menor es el ángulo a de inclinación del soporte neumático respecto de la horizontal, tanto mayor será el esfuerzo de avance de la barrenadora en el frente de ataque. El soporte neumático ü -8 tiene un peso de 15 kg y una longitud de 1200 m m en estado comprimido; la carrera máxúna del ém bolo es de 800 mm.

Fig. 9. Instalación de la barrenadora de mano sobre soporte neumático 5

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

\

Las perforadoras de columna cuyo peso es de 30 a 75 kg se utilizan para la perforación de barrenos de voladura de hasta 70 u 80 mm de diámetro. Se suelen utilizar para barrenar los tajos laterales. La notable potencia de las barrenadoras de columna permite aplicarlas para efectuar perforaciones de hasta 20 ó 25 m de profundidad. Esos barre­ nos profundos se llaman con frecuencia barrenos de barra por ser perforadas con barras perforadoras. El diseño y el principio de funcionamiento de las perfora­ doras-de columna casi no se diferencian de las manuales. Igualmente se las clasifica de acuerdo a su peso en livianas medianas y pesadas. El movim iento de avance hacia el frente de ataque en las perforadoras de columna es efectuado por m edio de mecanismos de avance automáticos de husillo de em bolo o de cadena. ’ En el mecanismo de avance automático de husillo (fig 10) m m otor neumático reversible 1 (con reductor) transmite la

;í I | r í

-■ ¡

_________

•

_

rotación al husillo de avance 2. A l girar éste, la tuerca 3 se desplaza junto con la barrenadora 5 por la bancada 4. Los mecanismos de avance automáticos junto con las perfo­ radoras se colocan sobre columnas apuntaladas horizontales o verticales o sobre brazos de los carros de perforadoras. Los carros de perforadoras o carros barrenadores son pla­ taformas montadas sobre un tren de rodaje sobre carriles, orugas o ruedas, que llevan montadas varias (de 2 a 10) barrenadoras. E l carro barrenador autopropulsor SBKNS-2 (fig. 11) está destinado a la perforación de barrenos de 40 a 52 mm de diámetro durante el trazado de galerías horizontales de 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, provista de un pupitre de mando 3, dos manipuladores de flecha 4 y dos mecanismos de avance automático 5 con las barrenadoras de columna respectivas 6. Los manipuladores permiten colocar las barrenadoras en cualquier punto del frente 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 perfora4oras permite reducir el tiempo gastado en las operaciones 41

Fig. 12. Esquema de la barrenadora telescópica

auxiliares y hace factible el ma­ nejo de varias barrenadoras por un solo operador. Las barrenadoras telescópicas (peso: de 30 a 50 kg) sirven para taladrar barrenos de hasta 75 mm de diámetro en frentes de arran­ que ascendentes, como también perforaciones (barrenos de barra) de hasta 12 ó 15 m de profun­ didad. / La Barrenadora telescópica 1 (fig. 12) va montada sobre una columna telescópica 2 que cons­ tituye a la vez el mecanismo de avance automático. La columna telescópica va fijada a la cabeza trasera 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 el émbolo. /L a s barrenadoras manuales, las de columna y las teles­ cópicas teniendo el mismo principio de funcionamiento, se diferencian en cuanto a potencia, modo de distribución del 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 vibra­ ciones, las barrenadoras son provistas de amortiguadores; la reducción del ruido se consigue mediante silenciadores especiales. Todas las perforadoras soviéticas vienen diseña­ das para una presión normal de aire de 5 at. La fabricación de las perforadoras está reglamentada por las normas de estado. Los tamaños-tipo y los parámetros principales de las barrenadoras están referidos en la tabla 2. Herramientas para las barrenadoras. La disgregación de las rocas durante la perforación con barrenadoras es efectuada por la barrena, que es una varilla de acero de forma hexago42

Fig. 13. Elementos de una barrena: 2, espiga; 2 , Y ástag o; 3, c a b e z a ; 4 , ca n a l p a ra e l a g u a ; s , filo

nal o redonda. Se distinguen barrenas de acero enterizas, cuya cabeza está reforzada con una plaquita (inserto) de aleación dura (fig. 13), y barrenas compuestas, constituidas por una barra y una corona desmontable, también armada con insertos de aleación dura. Las barrenas compuestas son de uso más amplio debido al menor consumo de acero y a la mayor facilidad de suministro de las herramientas de perforación a los frentes de ataque. Las barrenas y las barras enterizas son fabricadas con acero al carbono o acero aleado. Para perforar un barreno de determinada profundidad se necesita un juego de barras de diferente largo. Para iniciar un barreno se emplea la barra más corta, de 400 a 600 mm de largo. Cada barra subsiguiente excede a la anterior en una longitud que está determinada por la comodidad y la seguridad de la perfora­ ción, o por la carrera del mecanismo de avance automático (400 a 800 mm). A l perforar barrenos profundos («de barra») con barrena­ doras de columna o telescópicas, se utilizan las herramientas de perforación de barras que comportan una barrena inicia­ dora o primaria de 400 a 600 mm de largo, varias barras perforadoras de 2 a 2,5 m y un juego de colas cuyas longitudes se diferencian en 0,4 a 0,6 m. El empalme de las barras entre sí y con las barrenas iniciadoras y las colas- se efectúa por medio de uniones cónicas o de manguitos de acoplamiento provistos de rosca de perfil especial. En el extranjero, los barrenos profundos son perforados a veces con barrenas enterizas flexibles de hasta 9 ó 10 m de largo, confeccionadas con acero de forma rectangular. El hecho de no perder tiempo en el enrosque y desenrosque de la herramienta de perforación, como sucede en la perforación con barras, contribuye a aumentar el rendimiento. El aumen­ to de la velocidad se debe asimismo a la ausencia de uniones 43

o o

O y~200 (SBU 125/160 y SBU-200). La perforadora percusiva-rotativa' autopropulsada 4SBU-125 se destina a perforar barrenos profundos verti­ cales e inclinados de 105 a 125 mm de diámetro, en rocas de dureza 14 a 20. La cadena cinemática de la perforadora 1SBU-125 está representada en la fig. 20. La perforadora va montada_ sobre un carro de orugas con marido por motor eléctrico. Las barras 3 y neuxnepercusor 5 se ponen en rotación por un motor eléctrico 1 y reduc­ tor 2. El mecanismo rotativo se halla montado sobre una plancha 18 desplazable a lo largo del mástil de la perforadora. El avance y la elevación del rotor se operan a partir del motor neumático 7 del mecanismo de avance a través de un reductor de engranaje sin fin 12 y transmisiones de cadena 13 y 17. El enrosque y desenrosque de las barras es efectuado por una llave hidráulica 19. En la parte inferior del mástil van montados los cilindros 4 y 15 del apresador hidráulico que mantiene suspendida la columna de barras durante las operaciones de bajada y subida. El mástil lleva un dispositivo alimentador de barras 16 cuyo tambor aloja ocho barras de 2,5 m de largo cada una. Este dispo­ sitivo entrega mecánicamente las barras durante las manio­ bras de descenso y ascenso. En el momento de entrega de una barra en el eje de la perforación, el tambor gira 1/8 de vuelta impulsado por dos cilindros de alimentación 14 y es bloqueado por un fiador. El mástil es levantado con ayuda del cilindro hidráulico 11. Durante la perforación, la máquina se coloca en posición horizontal por medio de los gatos 6 y 8. La presión necesaria en el sistema hidráulico es engendrada por el motor eléctri­ co 10 del grupo impulsor de aceite. Los detritos de perforación son evacuados del hoyo por la mezcla aero-acuosa aportada a través de la colnmna de barras y el neumopercusor, siendo el polvo aspirado desde la boca del agujero por un ventilador £.\La alimentación 54

de la perforadora con aire comprimido se efectúa a partir de un grupo compresor m óvil o de la red general de aire comprimido de la cantera. El comando se opera desde la cabina 20 donde se halla el pupitre de mando de los proce­ sos de perforación y traslación de la perforadora. Las caracte­ rísticas de algunas perforadoras neumopercusivas están indicadas en la tabla 5. Tabla 5 4

Fig. 20. Cadena

cinem ática.de la perforadora

4CBy~125

{1SBU-425)

En labores subterráneas

En tajos a cielo abierto

Indices

Diámetro de la perfo­ ración, en m . . . Profundidad de per­ foración, en m . . . Sentido de la perfo­ ración respecto de la horizontal, en grados Modo de instalación Mando del mecanismo rotativo ....................... Potencia del mando del rotor, en kW . . Esfuerzo máximo de avance, en kgf . . . A v a n c e ........................ Velocidad de trasla­ ción de la máquina, en k m / h .................... Altura de la máquina, en m ............................ Peso de la máquina,

HKP-100M (NKR-iOOM)

¿inc-s (LPS-3)

1CBY-125 (ÍSBTJ-125)

CEy-200 (SBU-200)

105

155

105, 125

200

Hasta 80

hasta 35

22

34

0 a 360 Sobre columna

0 a 360 Sobre bas­ tidor con riostras

Eléctrico

Neumático Eléctrico

2,8

4 CV

600

900

Neumático

14 a 114 60 a 90 Autopro pulsadas sobre orugas

4 ,5

Hidráulico 13,8

1340 3000 A a idena

---

_

0 ,9

0,65

---

---

5,6

12,5

235

254

4600

36 000

En el rendimiento de la perforación neumopercusiva influyen, además de la presión del aire comprimido, dureza de las rocas, etc., también la profundidad de perforación, la orientación del agujero, la velocidad de rotación de la herramienta de ataque, el esfuerzo de avance y el consumo de agua.

A medida que aumenta la profundidad de la perforación, disminuye la velocidad de la misma por aumentar la resis­ tencia a la evacuación de los detritos del agujero, dismi­ nuyendo a consecuencia de ello el salto de presión en el neumopercusor y en el agujero perforado, junto al orificio de escape. A l reemplazarse la corona embotada, con la profundidad aumenta el tiempo necesario para el ascenso y descenso de la herramienta de ataque. Prácticamente, el rendimiento merma sensiblemente a una profundidad de perforación mayor de 20 ó 25 m. Al perforarse agujeros de voladura horizontales y poco inclinados, el rendimiento es de 10 a 30% más alto que al perforarse agujeros descen­ dentes. El rendimiento por turno de la perforación neuxncpercusiva en las labores subterráneas es de 8 a 35 m , y en los tajos a cielo abierto, de 10 a 40 m.

Polvo de perforación 77^

Fig. 21. Esquema de la perforación por to m illo sin fin

§ 7. Perforación rotativa de barrenos profundos La perforación rotativa de los barrenos profundos se efectúa con máquinas de perforación a tornillo sin fin, con corona de diamante y con trépano de rodillos. 1 ' La perforación a tornillo sin fin se practica en rocas blandas en explotaciones a cielo abierto. En su esencia, es similar a la perforación con taladros eléctricos: la desinte­ gración de las rocas se efectúa con las cuchillas 1 con inser­ tos de aleaciones duras, evacuándose los detritos de perfo­ ración por las espiras helicoidales 2 de las barras del tipo de tornillo sin fin (fig. 21). El número de revolucionas de la barra por minuto es de 80.a 250, la presión sobre el fondo, de 500 a 8000 kg. La perforadora autopropulsada SBR-125 está destinada a la perforación de agujeros de 125 mm de diámetro y 25 m de profundidad, en rocas de dureza 3 a 4. El rendimiento de 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 verti­ cales e inclinados de 160 y 200 mm de diámetro y de hasta 25 m de profundidad en rocas de mayor dureza (f = 6), se fabrica la perforadora SBR-160 de 17,7 t de peso, monta­ da sobre tren de orugas. En la industria minera las perforadoras con tornillo sin fin no tienen mucha difusión.

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

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

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

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

en el interior de la corona (testigo o núcleo), va pasando al tubo portatestigos y es arrancada periódicamente del tajo por un rompetestigos especial, para ser extraída de la perforación junto con la herramienta de ataque. La perforación con coronas de diamante permite reali­ zar perforaciones de diámetro constante (30 a 60 mm), siendo asimismo una de las modalidades m ás. importantes de perforaciones profundas en la prospección geológica. Perforación con trépanos de rodillos. La perforación rota­ tiva con trépanos de rodillos tiene su difusión más amplia en las explotaciones a cielo abierto, siendo utilizada también en las labores subterráneas. Este modo de perforación tiene una aplicación amplísima en el sondeo de pozos profundos petrolíferos y gasíferos. E l esquema de la perforación con trépanos de rodillos está representado en la fig. 23, a. En la parte inferior del trépano 1 van montados sobre cojinetes, desuno a cuatro rodillos 2. Los rodillos están reforzados con dientes de aleaciones duras 3 y giran libremente en la armazón del trépano. A l girar la barra y el trépano y al ejercerse una gran presión axial sobre el fondo de la perforación, los rodillos van rodando sobre el fondo y desintegrando la

roca con sus dientes; los detritos de perforación van siendo eliminados del pozo por agua o aire 4 aportados a través de las barras huecas (fig. 23, a). Los trépanos de rodillos con dientes a insertos duros se utilizan para la perforación de rocas duras. En rocas de dureza media resulta conveniente emplear trépanos dentados (fig. 23, b) que desintegran la roca en el tajo con dientes de acero tallados en el cuerpo de rodillos. Estas perfora­ doras pueden usarse y en ¡rocas blandas (/ «< 6), reempla­ zando los trépanos de rodillos por los de tipo cortante. La industria soviética produce varios tipos de perfora­ doras autopropulsadas de diversas construcciones con tré­ panos de rodillos para labores a cielo abierto (2SBSh-200, SBSh-250 y SBSh-320) destinadas a perforar agujeros de distintos diámetros (de 200 a 320 mm), diferenciándose por lo tanto por su peso, potencia, mecanismo rotativo, modo de avance y elevación de la herramienta de ataque, etc. E l esquema de los órganos principales de una perforadora con trépanos de rodillos está representado en la fig. 24. Las barras de perforación 1 son puestas en rotación a partir de un motor asincrónico 2 por intermedio de un

60

61

reductor $ y acoplamiento dentado 4 que protege el motor contra las vibraciones axiales y radiales. La alimentación del motor eléctrico y la inyección de la mezcla aero-acuosa en la perforación se realizan a través de una guirnalda flexible 5 que aloja el cable eléctrico y las mangueras de aire y agua. El agua y el aíre comprimido llegan a la herra­ mienta de ataque a través de un dispositivo prensaestopas 8 dispuesto a continuación de un órgano de apoyo 7. Para que la guirnalda no tenga flecha y no ocurra su deterioro eventual durante el descenso y ascenso del rotor, se ha utilizado un mecanismo tensor especial, enlajado cinemáticamente con el mecanismo de avance. El rotor y el dispositivo de apoyo van montados en un carrillo común, desplazable por las guías del mástil. El mástil se coloca con ayuda de gorrones en los cojinetes del bastidor de apoyo de la perforadora. Por medio de los cilindros hidráulicos, el mástil puede colocarse en posición vertical o inclinada para la perforación, y en posición horizontal, para su traslado. El mecanismo de avance (también montado en el mástil del tren perforador) consta de dos cilindros hidráulicos 8 (en el esquema figura uno solo de ellos), poleas fijas 9 y móviles 10 y sistema de cables superiores 11 e inferiores 12. Los cables superiores están enlazados con el rotor, y los inferiores, con el dispositivo de apoyo. AI ir saliendo el vástago 13 del cilindro hidráulico, íes cables inferiores van tensándose y los superiores aflojándose; se opera el avance de la herramienta de ataque. A l retraerse el vástago, la herramienta sale de la perforación. Un aparejo de cu&tro cabos permite efectuar, durante la carrera de 2 m del émbolo del cilindro hidráulico, un desplazamiento de 8 m de la herramienta de ataque, o sea, el largo de una barra. Las barras se empalman automáticamente con ayuda del tambor alimentador de barras giratorio montado en. el mástil (análo­ gamente a la misma operación en la perforadora 1CBY-Í25 (1SBU-125). El agua es impulsada en la perforación por la bomba 14 a partir del depósito 15, y el aire comprimido es aportado bajo una presión de 5 a 7 at desde el recipiente 16 del com­ presor 27. Los detritos de perforación son evacuados del agujero, cubierto con una campana 18, por un ventilador 19 a través de un ciclón 20 y filtros 21. Estos últimos se ponen en acción (por medio de las chapaletas 22) sólo al hacerse

la perforación en seco, porque un polvo húmedo tapa rápi­ damente los tejidos de los filtros. Todos los mecanismos de la perforadora van montados sobre una plataforma con orugas. El tren de perforación se coloca en posición horizontal por medio de gatos hidráuli­ cos. Las perforadoras para las labores subterráneas son autopropulsadas tipo ABILI (ABSh) o transportables, insta­ ladas para la perforación sobre columnas de arriostramiento Efll-145, GB-5 (BSh-145, SB-5), etc. Las características de las perforadoras con trépanos de rodillos están detalladas en la tabla 6. Tabla 6 Pe¡ íoradoras Indices

Diámetro del trépano, en mm Profundidad de perforación, en m . . . . . .................... Sentido de la perforación respecto del horizonte, en grados ................................ ... Dureza de las rocas perfora­ das ........................................... Presión axial máxima, T Velocidad de rotación del trépano, r.p.m ......................... Par de torsión, kgf-m . . . Potencia del mecanismo ro­ tativo, en k W ........................ Carrera de avance, en m Gasto de agua de lavado, en l i t / m i n .................................... Rendimiento de los compre­ sores para barrido, en m 3/ m i n ................................... Velocidad de traslación, en k m / h ........................... ... Pendiente franqueable, en grados .................................... Potencia instalada de los motores, en k W .................... Dimensiones exteriores, en m l a r g o .......................

Bffl-145 (BSh-145)

CBirr-250 (SBSh-250)

CEnr-320 (SBSh-320)

145

243; 269

295; 320

50

24 y 32

40

. 0 a 360

60 a 90

60 a SOj

hasta 16 12

8 a 16 30

basta 18 60 '

175 156

81; 157 372; 722

30; 50; 80:, 130 890; 960

28 0,75

75 8,0

•130 17,5

hasta 130

—

—

"

—

9x2

24x2

—

0,6

0,5

12

15

—

322

[550j

2,7 1,9 1,8 1,3

7,8 4 ,7 14,5 50

10,2 5,5 22,8 120

—

m La velocidad de la perforación, con trépanos de rodillos aumenta al aumentar la carga sobre el trépano. E l aumento de la presión axial resulta particularmente eficaz al per­ forarse rocas blandas y medianas. La carga máxima se establece teniendo en cuenta el diámetro de la perforación, la dureza de las rocas, la resistencia mecánica del material de la herramienta perforadora. La evacuación intensa de los detritos de perforación del agujero es una condición importantísima para el rendimiento de la perforación. La práctica enseña que el barrido del agujero perforado proporciona un rendimiento mayor que el lavado, de ahí que en la mayoría de las perforadoras con trépanos de rodillos el polvo sea evacuado por aire com prim ido. E l rendi­ miento de dichas perforadoras es de 20 a 60 m por turno. § 8. Perforación por método ígneo La perforación ígnea o térmica consiste en desintegrar las rocas con un chorro de gases calentados hasta una tempe­ ratura elevada (hasta 2200 °G), inyectado en el fondo d é la perforación por un mechero a reacción / En la fig. 25 está esquematizado el mechero de reacción. E l queroseno 2 y el oxígeno gaseoso 3 son aportados a la cámara de combustión del mechero de reacción 4 por los Fig. 25. Esquema de un mechero de reacción

Fig. 26. Esquema de los órganos principales de una máquina de per­ foración ígnea

conductos de las barras huecas. Los productos de combustión son proyectados desde las boquillas del mechero con una velocidad supersónica (1800 m/s) y calientan la roca. Como el mechero gira sobre su eje, el caldeo de la roca alterna con su enfriamiento por el agua 1 inyectada en el tajo. Como consecuencia, se produce el agrietamiento («descamación») de la roca, en tanto que la energía cinética elevada de los chorros de gas 5 proporciona el arranque de las partículas desintegradas de ]a roca. Los productos de combustión y el vapor acuoso engendrado en la perforación, van evacuando la roca desintegrada del barreno a la superficie. ;En escala industrial, la perforación térmica se practica sólo en explotaciones a cielo abiertoJ La perforadora térmica más difundida es la SBO-160/20, destinada a la perforación de agujeros verticales en rocas muy duras. 'La perforadora funciona con oxígeno y aire comprimido. La fig. 26 muestra el esquema de los órganos principales de la perforadora térmica.. La perforadora va montada sobre una plataforma con tren de orugas, accionadas por dos motores eléctricos con reductores 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 m óvil (inferior) ae este mecanismo rotativo está acoplada al extremo superior de] árbol de salida hueco del reductor. A través del colector del dispositivo de admisión, llegan a la barra de perforación 6 el oxígeno, el agua y el combustible. E l ascenso y descenso del 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 acopiando al reductor 8 el motor correspondiente 9. El agua (que en invierno es calentada por el calentador 10) y el queroseno (a través del filtro 11) son impulsados por las bombas 12. E l consumo de los flúidos de trabajo es con­ trolado por medio de fluidómetros (medidores de caudal) 13 y la presión, por los manómetros 14. . -> as?-- E l gas y el vapor son evacuados de la perforación por la acción de dos ventiladores centrífugos aspiradores de polvo 15, a través de una trompa aspiradora 16 y conducto 17 suieto al mástil. La carrocería de la perforadora esta dividida en dos par­ tes: una cabina abrigada y un compartimento de máquinas. La cabina está dotada de ventilación impelente, con calen­ tamiento de aire en invierno. La perforadora esta equipada con sistemas automáticos que mantienen la distancia óptima entre el mechero y el tajo y regulan las proporciones de los componentes de combustible. _ A , La máquina permite perforar agujeros de 180 a 220 mm de diámetro y de hasta 20 m de profundidad. Las perforaciones pueden ser ensanchadas en cualquier punto hasta un diáme­ tro de 500 mm. La velocidad de perforación en cuarcitas terruginosas (/ - 17 a 20) llega hasta 12 a 15 m/hora. E l consumo horario de los componentes de combustible representa: queroseno o combustible diesel, 150 kg, oxigeno,

1

350e Í 1 p e r fo m d ía térmica CECM60/40 (SBO-160/40) los componentes de combustible a herramienta de ataque (de 7,5 m de largo y 160 mm d^ diámetro) a través de una barra flexible articulada, enrollada sobre un tambor. Esto permite, pese a la escasa altura de la per­ foradora, hacer perforaciones de hasta 40 m de profundidad. La rotación del mechero es operada por un motor hidráulico aloiado en el interior de la herramienta de ataque. La per­ foradora puede funcionar con diversos oxidantes: oxigeno, ácido nítrico y aire comprimido. Se están realizando inves-

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

tigaciones sobre la posi­ bilidad de uso del méto­ do ígneo en las labores subterráneas. Están pasando la eta­ pa de las pruebas en escala industrial las per­ foradoras combinadas de acción percusiva y rota­ tiva con rodillos, y ter­ mo-rotativa con rodillos. Están pasando las prue­ bas experimentales algu­ nos métodos electrofísicos (ultrasonido, alta frecuencia), hidráulicos y otros procedimientos de perforación y desinte­ gración de las rocas. Actualmente, la per­ foración con trépanos de rodillos es la que mayor difusión tiene en las explotaciones a cielo abierto (más del 5 0 % de todas las perforaciones), en tanto que en las labores subte­ rráneas se utilizan con-preferencia la perforación percusivarotativa y la rotopercusiva. E l -número de perforadoras necesarias se determina de acuerdo al rendimiento desuna sección de mina, un bloque o 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

n t el número de turnos en que kan funcionado las perforadoras por día; P , el rendimiento de la perforadora en un turno, en m; M , el rendimiento en masa rocosa por metro de per­ foración, en m3. E l rendimiento en masa rocosa por cada metro de per­ foración es determinado dividiendo el volumen del bloque, de la capa, etc., arrancado por explosión, por el metraje total de las perforaciones practicadas en ese bloque o capa. Cuando la distribución de las perforaciones es uniforme, el rendimiento en masa rocosa puede determinarse, dividiendo el volumen de las rocas correspondientes a una perforación, por el largo total de la misma. los explosivos Se llaman explosivos las sustancias susceptibles de descom­ ponerse bajo el efecto de una acción exterior, engendrando gran cantidad de gases fuertemente calentados. Estos gases, que en el momento de la explosión sufren presiones elevadísimas (decenas de miles de atmósferas,) desintegran las rocas. De este modo, una explosión se caracteriza por la alta velocidad de la reacción, por lajform ación de productos gaseosos y el desprendimiento de calor. Los explosivos empleados en la industria minera vienen a ser compuestos químicos homogéneos (nitrato amónico N H 4N 0 3, trinitrotolueno C6H 2(N 0 2) 3CH3, etc.), o bien mezclas mecánicas (amonita, dinamita, etc.). La velocidad de la descomposición explosiva se mide por cientos y miles de metros por segundo. Así, las amonitas se descomponen con una velocidad de 2000 a 3000 m/s, la nitro­ glicerina, 8400 m/s y la pólvora negra, 400 a 800 m/s. Un caso particular de la explosión es la detonación, que es una descomposición con velocidad constante, la máxima posible para las condiciones consideradas, que llega a miles de metros por segundo. En determinadas condiciones (poca densidad, elevada humedad), algunos explosivos se descom­ ponen con escasa velocidad (varios metros por segundo). Esta descomposición se llama combustión lenta del explosivo. Durante la combustión lenta de un explosivo, el desprendi­ miento de gases se opera con lentitud y no da lugar a la destrucción de la roca.

Cuanto mayor sea la velocidad de la descomposición ex­ plosiva, tanto mejor será la disgregación de la roca. En la minería se utilizan explosivos con propiedades rompedoras bien patentes: son explosivos rompedores o altos explosivos. A diferencia de éstos, los explosivos cuya velocidad de des­ composición es relativamente baja, se denominan explosivos de proyección o propulsivos. La potencia rompedora de los explosivos se mide en m ilí­ metros y determina el grado de compresión de un cilindro de plomo de dimensiones definidas, al estallar en él 50 g de explosivo. La capacidad de trabajo de los explosivos se determina haciendo estallar 10 g de la materia explosiva considerada en el canal del cilindro de plomo. El aumento de volumen del cilindro (expresado en cm3) caracterizará, precisamente, la capacidad de trabajo del explosivo. E l poder rompedor y la capacidad de trabajo son los índi­ ces principales que caracterizan la potencia de un explosivo. Además de estos dos índices, las características del explo­ sivo comprenden: 1) la densidad (g/cm3); cuanto mayor es la densidad del explosivo, tanto mayor es su eficacia, ya que un barreno podrá alojar una cantidad de explosivo mayor; 2) la resistencia a la humedad, o sea, la aptitud del explosivo de no perder sus propiedades explosivas en ambientes húmedos o en el agua; 3) la resistencia o los factores físicos y quími­ cos, que caracteriza la aptitud de un explosivo de mantener invariables sus propiedades; 4) la sensibilidad, que se define por la cantidad de energía necesaria para la explosión de la materia explosiva considerada. Esta energía exterior recibe el nombre de impulso inicial. E l im pulso inicial puede ser térmico (llama, caldeo del con­ ductor por corriente eléctrica), mecánico (golpe, fricción) .y explosivo (energía de explosión de otro explosivo). Los explosivos reaccionan de.un modo distinto frente a las dis­ tintas clases de impulsos. Así, pequeñas cantidades de trini­ trotolueno (TNT) arden tranquilamente, mientras que una chispa provoca la detonación del fulminato de mercurio. Cuanto más sensible es un explosivo, tanto más fácil es pro­ vocar su explosión, pero tanto más peligroso será su manejo. La explosión es una reacción de oxidación, y el oxígeno necesario para esa reacción entra en la composición del propio explosivo. En la industria minera suelen emplearse explosiyos balanceados (equilibrados), o sea, explosivos que contie69

nen tanto oxígeno cuanto se necesita para la oxidación com­ pleta de todos los elementos combustibles del explosivo. A l haber un exceso de oxígeno (explosivos sobreoxigenados) o escasez del mismo (explosivos suboxigenados), se genera una cantidad elevada de gases nocivos (monóxido carbónico u óxidos nítricos). § 10, Características de algunos explosivos Los explosivos utilizados en las labores mineras en cali­ dad de carga principal, se denominan explosivos industria­ les. Atendiendo a su estado físico, pueden ser sólidos (mono­ líticos o a granel) y plásticos; una de las variedades de estos últimos son los explosivos líquidos. En cuanto a las condiciones de su utilización, los explosi­ vos se dividen en tres grupos. . I. Explosivos autorizados sólo para explotaciones a cielo abierto; generalmente, desprenden gran cantidad de gases tóxicos; algunos de ellos pueden detonar sólo en cargas de gran diámetro. La envoltura de los cartuchos con explosivos de este grupo es de color blanco. II. Explosivos aprobados para explotaciones subterrá­ neas, excepto las minas con gases o polvos peligrosos (despren­ den no más de 40 lit de gases tóxicos por i kg de explosivo). La envoltura de los cartuchos conteniendo explosivos es de color rojo. IIL Explosivos aprobados para las minas con gases o pol­ vos peligrosos o explosivos de seguridad. Su temperatura de explosión es más baja. La envoltura de los cartuchos conte­ niendo estos explosivos es de color amarillo, azul, verde o negro, según la índole de las rocas para las que están desti­ nados. El diámetro de los cartuchos de explosivos es de 32 a 45 mm, su peso es de 200 a 550 g. Los cartuchos son embalados en paquetes que van alojados en cajones. El peso de un cajón con explosivos es de 30 a 40 kg. Los explosivos a granel se envasan también en bolsas de papel kraft de 40 kg. Los explosivos industriales, por su composición, se divi­ den en explosivos de nitroglicerina, nitroaromáticos y de nitrato amónico1). *) Los explosivos de oxígeno líquido (comburentes impregnados con oxígeno líquido), las pólvoras y otros explosivos que tuvieron mayor difusión en la minería, no son examinados en este manual. 70

Llámanse explosivos de nitroglicerina aquellos cuyo compo­ nente principal es la nitroglicerina o el nitroglicol. En con­ diciones normales, xa niroglicerina y el nitroglicol son lí­ quidos incoloros, aceitosos, sensibles a los choques, potentes en cuanto a sus propiedades explosivas. Entre los explosivos de nitroglicerina, ha sido aprobada para el uso la dinamita al 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 nitro­ glicerina, forma una masa gelatinosa), el nitrato potásico o sódico, harina de madera, soda y tiza. La dinamita no es higroscópica y tiene gran potencia específica (por unidad de peso y, especialmente, por unidad de volumen), debido a su elevada densidad. A l par de ello, las dinamitas presentan numerosos incon­ venientes, de los que cabe señalar los siguientes: alta sensi­ bilidad a los influjos mecánicos que vuelven peligroso su manejo; escasa estabilidad química, que se evidencia en la reducción, con el tiempo, de la sensibilidad para la trans­ misión de la detonación; exudación, que se manifiesta en la segregación de nitroglicerina líquida y nitroglicol en las vainas de los cartuchos, al cabo de un almacenamiento prolongado, lo cual aumenta el peligro de su manipula­ ción. Explosivos nitroaromáticos. — El troiil (tolita, trinitrotolueno, TNT) es un polvo cristalino de color amarillo. El TNT es poco sensible a los influjos exteriores, es insensible al agua, tiene buena estabilidad química. Este explosivo pertenece a los de gran potencia rompedora. El trotil puro se emplea en los tajos abiertos, para la carga de barrenos húmedos, siendo utilizado también como aditivo en los explosivos de nitrato amónico. A l ser fundido el trinitroto­ lueno con polvo alumínico, se obtiene un explosivo potente, insensible al agua, granulado, el alumotol. La tolita de granulometría gruesa, fácilmente sumergible en agua, se llama granulotol. El hexógeno es un polvo cristalino blanco que en estos últimos tiempos se ha utilizado como componente de poten­ tes explosivos industriales y en los artificios de explosión. A l mismo grupo pertenece la dinitronaftalina, de propiedades similares a las del trinitrotolueno. Explosivos de nitrato amónico. Su componente principal el nitrato amónico que es un polvo cristalino blanco o ama71-

Tabla 7 E xplosivo

■Amonita 6K B

Capacidad de trab a jo, en cm3

Estado de agregación

Potencia rom pe­ dora, en mm

Costo rela­ tivo

Densidad, en g/cm 3

Campo de aplicación Inundación adm isible de los barrenos

Dureza adm isible de las rocas

Para la voladura de los barrenos en las labor, es a cie lo abierto y subterráneas I Cartuchos 0 32; 3 60 -3 8 0 Medianamente y 60 min pul­ Húmedos verulentos

Dinaftalita

Aguanita N° 2

j Plástico 17

A lum otol

* A granel

aIa

I 1 .5 - 1 , 6 I -

j Idem

| Mem

voladura de los barrenos a cielo abierto

1

1

'Granulotol

Idem

285—295

6700 (en agua)

Macrogranulita «0 /2 0

Idem

350 -3 70

3500

Macrogranulita -30/70

Idem

310—330

4500

Granulita AG (AS)

Idem

350—400

Aguatol

Plástico

350— 360

1,0

2,5

Idem

Idem.

1,2

Medianamente duras

Secos

1,1

1,4

Idem

Húmedos

3230

0 ,9 -- 1 ,0

1,0

Medianamente duras y flojas

Secos

5400

1 ,4- -1 ,5

1,7

Duras

Coa agua viva

0,95-- 1 ,0

Para la voladura de los barrenos en labores subterráneas ¡Dinamón AM-10

Cartuchos 0 60 430— 460 a 90 mm y pul­ verulento

4200

0,95- -1 ,1

1,5

Medianamente duras

Húmedos

•Granulita AC-8 (AS-8)

Pulverulento

> 0 0 -4 3 0

3650

0,95

1,3

Idem

Secos

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

Idem

360—380

3800

0,95--1 ,0 5

1,2

Idem

Húmedos

Aguanita N0 3

Plástico

1030*

5000

1 ,5 - -1 ,6

—

Duras

Con agua viva

* Calor de explosión (kcal/kg). * * A quí y a con tin uación : velocidad de detonación (m /s).

rillo sobreoxigenado, con propiedades explosivas relativa­ mente pobres y sensibilidad baja. El nitrato amónico es higroscópico; al ser almacenado se va aglutinando (compactando); viene fabricado en forma de^ polvo, gránuios o escamas. Empleando determinados métodos de fabricación (añadidura de una solución de sul­ fato ferroso y tratamiento subsiguiente de los gránuios con una mezcla de ácidos grasos y parafina), se obtiene el nitra­ to amónico insensible al agua, marca 5KB (ZhV). Los explosivos de nitrato amónico se subdividen en los grupos siguientes: 1. Las amonitas son mezclas mecánicas de nitrato amónico con tolita (5 a 21 % ). Además de la tolita, se le agregan a veces otros explosivos o aditivos comburentes (harina de madera, aluminio en polvo, etc.). De acuerdo a la canti­ dad y tipos de aditivos, las amonitas tienen distinta poten­ cia y propiedades diversas. Las granuiitas de grano grueso son mezclas macrodispersivas de nitrato amónico con trotil (hasta el 30% ). Las amo­ nitas para rocas vivas se diferencian de las corrientes en que, además del trinitrotolueno, entran en su composición el hexógeno y el aluminio en polvo. Una variedad de la amo­ nita es el amonal, que es una amonita insensible al agua y conteniendo aluminio en polvo. La dinaftalita, de propie­ dades similares a las de las amonitas, es una mezcla de nitrato amónico y dinitronaftalina. 2. Las detonitas son explosivos pulviformes, de propieda­ des similares a las de los amonales, pero con aditivos (6 a 15% ) de nitroglicerina o nitroglicol. 3. Los dinamones son mezclas de nitrato amónico con comburentes no explosivos. Las granuiitas son mezclas de nitrato amónico granulado con combustible líquido (3 a 5 %), espolvoreadas con harina de madera o polvo alumínico para prevenir las pérdidas de combustible líquido durante el almacenaje y transporte del explosivo. A diferencia de la granulita, producida industrialmente, la igdanita es pre­ parada en el lugar de su utilización, impregnando el nitrato amónico con aceite diesel. 4. Los aguatóles (explosivos líquidos) son una mezcla de nitrato amónico granulado, trinitrotolueno (hasta el 3 5 %) y agente espesante. A l agregárseles un 15 a 20% de agua a los aguatóles secos (directamente en el lugar de utiliza­ ción), se obtiene una pasta viscosa, con una consistencia

de masa de harina, susceptible de colmar las cámaras de voladura y desalojar de ellas el agua. Las aguanitas no presentan una fluidez muy manifiesta (contienen 4 a 10% de agua); su consistencia depende de la temperatura (se van poniendo más espesas a medida que se van enfriando). Para excitar la detonación, muchos explosivos de escasa sensibilidad (alumotol, granulotol, granulita, macrogranulita, aguatol) requieren el uso de detonadores intermedios de amonita pulviforme o comprimida, detonita, petardos detonadores de trilita o trilita y tetrilo. Las características 3' las condiciones de utilización de algunos explosivos industriales están referidas en la tabla 7. Los explosivos iniciadores o cebadores se emplean en cáp­ sulas detonantes, detonadores eléctricos y mechas detonan­ tes. A ellos pertenecen el fulminato de mercurio, nitruro de plom o, «teneres» (derivado de tetranitropentaeritrita. N. del t.). Estos explosivos estallan por la acción de una chispa o choque ligero. Suelen utilizarse en combinación con iniciadores secundarios menos sensibles, pero más poten­ tes: tetrilo, tetranitropentaeritrita o nitrato de pentaeritrita (PETN), etc« Los explosivos de seguridad se emplean en minas con gases y polvos peligrosos. Estos explosivos llevan en su composición sustancias apagallamas que aminoran la tem­ peratura 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 seguri­ dad. Pertenecen a los explosivos de seguridad algunas amo­ nitas: 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 (nitroglicerina y otros). § 11. Labores mineras con distintos procedimientos de voladura La voladura de las cargas se divide en voladura a fuego o por ignición (y por electroignición), voladura con mecha detonante y voladura eléctrica. Voladura o tiro por ignición y electroignición. La voladura por ignición se utiliza en el método de tiro por barrenos 75

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

en los tajos, tanto subterráneos como a cielo abierto. Con este método se utilizan los estopines inflamantes que constan de una cápsula detonante y un trozo de mecha lenta o Bickford 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 con revestimientos impermeables a la humedad. En los frentes de arranque secos se utiliza una mecha asfaltada, y en los húmedos e inundados, una mecha doble asfaltada o de caucho masticado. El diámetro de la mecha es de 5 a 6 mm, la velocidad de combustión, 1 cm/s. La mecha lenta viene fabricada en trozos de 10 m de largo, arrollados en cercos que forman adujas de 25 cercos cada una, embaladas en cajones de madera.

La cápsula detonante es üna vaina 1 metálica o de papel en cuyo interior se halla una copita o cápsula 2 conteniendo el explosivo iniciador primario 3 y secundario 4. La copita tiene en su centro un agujero de 2,5 mm de diámetro. La cápsula detonante tiene un largo de 45 a 51 mm, un diámetro exterior de 7 a 8 mm y diámetro interior de 6,5 mm. La extremidad de la capsula detonante tiene una cavidad semiesférica (cumulativa) que proporciona la concentración de energía durante la explosión y la detonación completa del material explosivo empleado en la voladura. En la industria minera, la mayor difusión la tienen las cápsulas detonantes al nitruro de plomo y tetrilo, en las que se utiliza en calidad de explosivo iniciador primario, el nitruro (azida) de plomo, y como iniciador secundario, el tetrilo o el PETN (nitrato de pentaeritrita). Las cápsulas detonantes vienen embaladas en cajas conteniendo 100 uni­ dades por caja. La mecha lenta se enciende con un fósforo (si la carga es unitaria), con una cuerda mecha o con un cartucho incendia­ rio. La cuerda mecha está constituida por hilos de algodón o lino impregnados con un compuesto combustible especial. E l grosor de cuerda mecha es de 6 a 8 mm. Se enciende con un fósforo, y su velocidad de combustión es de 0,5 a 1 cm/min. E l encendido de una mecha puede efectuarse con un encendedor eléctrico (fig. 28, b) que consta de una vaina de papel 2 provista de un inflamador eléctrico 3 insertado en la misma. Una vez encajada en el encendedor eléctrico, la mecha lenta es mantenida en éste mediante el apriete del casquillo metálico 1. Este método de voladura en que las mechas son encendidas por com ente eléctrica se llama electroígneo. Con este método de voladura se utilizan tam­ bién cartuchos incendiarios que llevan los inflamadores eléctricos incorporados. E l cartucho incendiario es utilizado para el encendido simultáneo de varias mechas lentas. Es una vaina de papel 3 abierta en un extremo (fig. 28, c). En el fondo de la^ vaina se coloca el compuesto inflamable 2 de «pulpa» de pólvora. En la vaina se introduce un haz de mechas lentas 1 (7 a 37 mechas). La pulpa de pólvora y las mechas se encienden a partir de una mecha Bichford corta (15 a 25 cm) introdu­ cida en el cartucho y encendida con un fósforo o una cuerda mecha.

Voladura de los barrenos. Los materiales necesarios para ios trabajos de voladura (cartuchos con explosivos y esto­ pines miíamantes) son recibidos por el dinamitero en el deposito de explosivos conforme a una orden firmada por el jeie de sección o por el capataz que dirige los trabajos de voladura. El dinamitero lleva los explosivos hasta el taio en bolsos. J _ Para los trabajos con explosivos en los frentes de excava­ ciones subterráneas se adaptan estopines inflamantes de 2 3 qní? íar§°* Los estopines de esa longitud arderán 200 a 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 los detritos de perforación mediante el barrido con aire compri­ mido. A continuación se confeccionan directamente en el tajo ^los cartuchos cebos (fig. 28, d) que son un cartucho común con explosivo en que va introducido el estopín ínilamante. Para preparar un cartucho cebo se desenrolla la envoltura en uno de los extremos del cartucho, se practica un hoyo con un palito de madera y se inserta la cápsula detonante del estopín. Seguidamente, la envoltura del cartucho se liga con cordel alrededor de la mecha lenta. Los cartuchos con explosivo se introducen en el barreno por medio de un laqueador o atacador, que es una. varilla de madera o de aluminio de 2 a 3 m de largo (según la pro­ fundidad del barreno). Presionando con el taqueador sobre ios cartuchos en el barreno, se los hace compactar, obte­ niendo asi un llenado más completo del barreno con explo­ sivo. * El cartucho cebo o cebador se coloca generalmente en el penúltimo lugar a contar desde la boca del barreno, atacán­ dolo con cuidado, sin compactar. El agujero de barreno se 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 gene­ ralmente de una mezcla de arena y arcilla, que se coloca en el barreno en forma de cilindros continuos, con ayuda del taqueador. Terminada la carga, el dinamitero enciende las mechas en una secuencia determinada y se retira a un lugar seguro. 78

En el proceso de ios trabajos de voladura se dan señales (con un p ito)© La señal avisadora (un silbido prolongado) indica que es necesario retirar a la gente no ocupada en la voladura, a un lugar seguro. En los puntos de acceso posible al lugar de la carga se colocan puestos de vigilancia. A conti­ nuación, los dinamiteros proceden a la carga de los barrenos. A l darse la señal de encendido (dos silbidos largos), los dinamiteros encienden las mechas. La tercera señal (tres silbidos cortos), de fin de alarma, se da después de inspeccionarse el lugar de la explosión y significa el fin de los trabajos de voladura. Si se descubren cargas sin explotar, no se permite el acceso de los obreros al tajo hasta su liquidación total con uno de los procedimientos autorizados. En las condiciones subterráneas, las entradas a las labores en que quedaron cargas falladas, se cierran con tablas cruzadas. Para controlar el tiempo, los dinamiteros utilizan relo­ jes. En los tajos a cielo abierto, durante las voladuras a fuego, se utiliza un estopín de control, que es un estopín inflamante acortado en por lo menos 60 cm. Este se enciende antes de ser encendidas las mechas restantes y la explosión de su cápsula detonante significa que ya ha vencido el tiempo acordado para el encendido de las mechas y que el dinamitero debe abandonar el tajo de inmediato. La operación final, o sea, el encendido de las mechas directamente en el tajo, es peligrosa, si el retiro del dina­ mitero hasta un abrigo resulta dificultoso. Por esta razón, la voladura a fuego está prohibida en galerías cuya pendiente sea mayor de 30°. Durante los trabajos de voladura por método 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 el encendido consecutivo en las labores subterráneas, no se permite hacer volar más de 16 cargas en un tajo. Voladura con mecha detonante. La mecha detonante consta de un alma preparada con un material explosivo de alto poder rompedor (PETN) y de una envoltura exterior (trenzado) de hilo de algodón, con una capa aisladora imper­ meable. E l diámetro de la mecha es de 5 a 6 mm. A dife­ rencia del color oscuro de la mecha lenta¿ la mecha deto-

liante, es de color blanco con un hilo rojo. Se suministra en adujas de 50 m de largo. La mecha detonante sirve para transmitir la detonación a la carga de explosivo a partir de una capsula detonante o detonador eléctrico. La velocidad de su detonación es de 6000 a 7000 m/s. La mecha detonante tiene amplio uso en la voladura de cargas explosivas en barrenos profundos, en tajos a cielo abierto y labores subterráneas. Durante las voladuras en masa en una cantera, se hacen estallar simultáneamente cargas de explosivos en varías decenas y, a veces, hasta en centenares de barrenos dispuestos a lo largo de un escalón, ® üna. r°. varias filas. Siendo el diámetro del barreno de 200 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 6 bolsas de explosivo). El explosivo se transporta en bolsas directamente hasta las perforaciones,, En cada agujero se introduce la punta de la mecha detonante con el cartucho cebador, y a continuación, valiéndose de embudos espe­ ciales, se echa explosivo en conformidad con la carga asigEn caso de explosivos de poca sensibilidad, se sujeta a la punta de la mecha detonante introducida en el agujero, un petardo detonador, o bien se coloca en el agujero una pequeña cantidad de explosivo más sensible. La parte restante del barreno se rellena con carga de atraque. En calidad de atacado se utilizan las colas o relaves de las plantas 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 con aire intercalando cartuchos de papel o bolsas para explosi­ vos 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 caso concreto por vía experimental. En el tajo a cielo abierto del Combinado Minero del Sur (K rivoi Rog), el hueco de aire se deja entre la carga explosiva y el taco. Para meca­ nizar la carga y el atascamiento se utilizan instalaciones autopropulsadas para la carga y atascamiento de los aguieros de voladura. 5 J La instalación universal de carga C¥3H~5 (SUZN-5) esta destinada para la carga de agujeros de voladura tanto secos com o húmedos con explosivos granulados preparados en tararea, o mezclas que se preparan en el proceso de su carga (igdanita, aguatol).

En el chasis del camión KpA8-256 (KrAZ-256) van montados una tolva para explosivos, dos artesas con tor­ nillos sin fin, un alimentador con manguera, un compresor para el transporte neumático de explosivos, un sistema hidráulico para la preparación de la igdanita y las mezclas explosivas líquidas, La instalación de carga es manejada por el chófer y un operador-dinamitero. Han sido fabricadas las primeras partidas de instalaciones cargadoras mezclado­ ras «Aguatol-1», cuyo rendimiento es de 6 a 7 t/h en la carga con explosivos líquidos. En las instalaciones de atascamiento, el material es aportado por medio de un tornillo sin fin desde la tolva al canalón de descarga, de donde llega por la gravedad al barreno, Á proximidad de la boca del agujero, a lo largo del escalón, se colocan las líneas troncales de mecha deto­ nante, a las que se sujetan con cordel los extremos de las mechas detonantes que salen de los agujeros. E l empalme de las mechas debe tener un largo mínimo de 10 cm. A una distancia de 10 a 15 cm de la extremidad de la mecha detonante troncal se sujeta la cápsula detonante del estopín inflamante. Para éste se toma una longitud de 2 a 3 m* Después de estallar la cápsula detonante del estopín inflamante, se produce instantáneamente la explosión de la mecha detonante y de todas las cargas de explosivos en los barrenos. Si es necesario hacer volar los barrenos con mecha deto­ nante con una secuencia determinada, se recurre a los retardadores pirotécnicos (relés de detonación) tipo K3flHI (KZDSh) (fig. 29s a). A l estallar un barreno, el siguiente estalla al cabo de milésimas de segundo. La voladura de cargas explosivas con intervalos tan breves como milisegundos, se llama voladura poco retardada o microrretardada. Los relés pirotécnicos K 3flni-62-2 (KZDSh-62-2) vienen fabricados con retardos de 10, 20 y 35 ms. Mediante la conexión en serie de varios relés se pueden obtener retardos de mayor duración. Uno de los posibles esquemas de montaje de la línea de tiro para la voladura poco retardada de tres hileras de barrenos, se muestra en la fig. 29, c, E l relé 4 tiene un retardo de 10 ms y el relé ñe

volcadoras:

manual: b. ele capacidad

de 4 m 3 con

bascuhimiento

m ecánico

VWSB

Fig. 40. Vagoneta de caja fija

de los enganches ordinarios, en que las operaciones de en­ ganche y desenganche se efectúan a mano, se utilizan los enganches automáticos que facilitan y aceleran el proceso de formación del convoy. La fig. 39, a muestra una vagoneta volquete que se descarga a mano, levantando la palanca 1 hacia arriba. La vagoneta representada en la fig. 39, b tiene enganches auto­ máticos y se descarga por medio de un voleador que gira la caja del vagón por su buje 2. Simultáneamente, el sistema de palancas 3 opera la abertura de la pared lateral de la vago­ neta» Las vagonetas de caja fija (fig. 40) se descargan por medio de un dispositivo basculador en volcadores rotativos.' Actualmente, en las explotaciones mineras de metales ferrosos y no ferrosos, el mineral es transportado principal­ mente en vagonetas de caja fija. Las características de las vagonetas fijas de gran capacidad están referidas en la tabla 8. Las locomotoras de mina pueden ser de trole (fig. 41) y de acumuladores. En la industria minera gozan de'm ayor difusión las locomotoras de trole, en tanto que en las explo­ taciones carboneras, las de acumuladores. Los elementos componentes de una locomotora son: el bastidor, el tren de rodaje (trenes de ruedas, cajas de grasa y ballestas), la impulsión (motores con reductores), el sis­ tema de mando, el sistema de frenado, los dispositivos de 107

de gran capacidad, se han fabricado locomotoras con un peso adherente de 20, 25 y 35 t. Han sido designadas para Ja producción en serie locomotoras con nn peso adherente de 20 y 28 t. Las características de algunos tipos de locomotoras so­ viéticas están detalladas en la tabla 9. Tabla 9

„ de ias principales características de la locomotora eléctrica es su peso adherente, o sea, el peso aplicado a los Tabla 8

Capacidad de la caja, en m3 Capacidad de carga (siendo el peso volumétrico del mi­ neral desmenuzado de 2,5 t/m 3, en t ................ Vía, en m m ............... Número de ejes Base rígida, en mm ! ! ! .' Dimensiones

mm:

exteriores,

(4 4 >

donde

N es el número total de barrenos en el frente de ataque; 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.); P j, la norma para evacuar roca abatida con una cargadora (en el macizo), en m3/h; -Pent? ©1 rendimiento de un entibador, en cuadros de entibado en una hora; r, la distancia entre los cuadros de entibación, en m; Wb, n h- ne,' el número de barrenadores, máquinas cargadoras para limpiar el tajo y entibadores respectiva­ mente* Luego de efectuar las transformaciones necesarias, obte­ nemos la fórmula siguiente para determinar la profundidad de los barrenos:

P\ñ\

— Pen-ti?íeatí'

■ m



Cuando se utiliza la entibación por pernos colgantes, el últim o sumando del denominador en la fórmula para la profundidad del barreno tendrá este aspecto:

siendo Pent el rendimiento de un entibador en pernos de an= olaje por una hora; n, número de pernos por fila; r, distancia 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 de laboreo más elevadas en la práctica soviética se han alcan­ zado con un funcionamiento simultáneo de 5 a 8 barrenado­ ras. E l área del frente de ataque por barrenadora era de 1,9 a 1,12 m2. A l excavarse galerías cuya sección es mayor de 9 m2, a veces la limpieza del tajo y el barrenado se efec­ túan en parte simultáneamente. El uso de carros con barrenadoras de columna proporciona, en comparación con las barrenadoras de mano, una reducción del gasto'" de trabajo en* el barrenado y en rocas de dureza mayor de 14 ó 15, reduce el tiempo de barrenado del frente. El hecho de que un laborero maneje dos o más barrenadoras permite reducir el número de laboreros« Carga de la roca abatida. Después de la voladura del frente de ataque se procede a la eliminación de las rocas descolgadas por medio de barretas o martillos picadores, y seguidamente, a la carga. La carga de la roca o mineral volado es una de las tareas más laboriosas en el laboreo de las galerías. Para mecanizar la evacuación de la roca se utilizan dis­ tintas máquinas cargadoras u otros dispositivos de carga, en combinación con diversos dispositivos para el cam bio de vagonetas. Las máquinas cargadoras utilizadas en el laboreo de 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), cargadoras de cuchara y transportador tip o (PPM-4m), y las de acción continua XIHB-1 (PNB-1), ÍÍHE~3k (PNB-3k); atendiendo a la clase de energía consumida, en neumáticas y 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 es la IÜIH-3 (PPN-3) (fig. 85). C on stare un bogie 1 para^ vía férrea,- una plataforma de trabajo 2 montada sobre^una placa giratoria sobre apoyo esférico, una colisa 3 con cuchara 4 t un equipo de fuerza constituido por dos motores neumáti­ cos (de traslación y de levantamiento) y palancas de mando 5 y 6. La plataforma de trabajo gira en un ángulo de 30° en ambos sentidos respecto del eje longitudinal. El levantamiento de la cuchara se efectúa poT medio de una5,cadena que se°enrolla en un tambor. Cuando la cargadora trabaja en el tajo (fig. 86), se la ubica aproximadamente a 1,5 m de la roca volada a cargar; la cuchara 1 es bajada hasta 167

Fig. 86. Esquema del funcionamiento de una cargadora en el tajo

Fig. 85. Máquina cargadora IIIIH-3 (PPN-3)

su posición inferior extrema, seguidamente se hace avanzar la cargadora 2 con la velocidad necesaria para que la cuchara muerda en la roca (posición I). Para un llenado más completo de la cuchara, ésta se «sacude», mediante embragues y desem­ bragues^ periódicos del motor de levantamiento de la cucha­ ra. Una vez cargada5 la cuchara se eleva de modo a descargar la roca en la vagoneta 3 (posición I I ) ubicada^ detrás de la cargadora. La cuchara vuelve a la posición inicial por efecto de 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 sobre transportadores desplazables o fijos, con la altura del borde no superior a 1550 mm. La cargadora 3IIM-2 (EPM-2) es similar a la cargadora n iIH -3 (PPN-3) en cuanto al principio de funcionamiento, pero en vez del mando neumático lleva uno eléctrico por botones. La cargadora ü HB-S k (PNB-3 k) (fig. 87) consta de un tren de rodaje (de orugas)-Ty jin^mecanismo cargador (patas recogedoras y transportador de 'rastras)* transportador de transbordo giratorio, equipo eléctrico, pupitre desmando y sistema hidráulico para operar la variación del ángulo de 168

inclinación del brazo transportador y el ángulo de giro de éste con respecto al eje longitudinal de la máquina. La roca es recogida por las patas y transferida al transportador recep­ tor y de éste, a la cinta transportadora de descarga. La altura mínima de descarga es de 1200 mm, la máxima, de 2400 mm. Las características técnicas de algunas cargadoras mecá­ nicas están detalladas en la tabla 13. El rendimiento de una cargadora depende del tiempo ne­ cesario para el cam bio de vagonetas en el tajo, la capacidad de las vagonetas y de la cuchara, como también del tamaño de los trozos (granulosidad) de la roca. Para efectuar el cam bio de las vagonetas cargadas por las vacías, se utilizan desvíos muertos para una vagoneta, placas de maniobras amovibles, transportadores de trans­ bordo móviles, etc. E l esquema del cambio de las vagonetas por medio de un desvío muerto está representado en la figo 88. De la cola del convoy se desengancha una vagoneta vacía y se traslada al desvío muerto con ayuda de un malacate de arrastre. Seguidamente se engancha la vagoneta cargada a la locom otora, y ésta retrocede arrastrando la vagoneta cargada más allá del desvío. Desde el desvío se hace venir la vagoneta vacía de modo a colocarla a la cabeza del convoy. La maniobra completa se repite para cada vagoneta. Una vez cargada la última vagoneta# la locomotora arrastra el con­ voy cargado hasta el punto de descarga o hasta un apartaderoV'para^cambiar^el convoy. E l eambio de una vagoneta lleva 3 —4 minutos.

Tabla Î3

Tipo de máquina Indices

Se

3£

coi?

33 K8

Fig.

87. Máquina

cargadora

IIHB-3 k (PNB-3Ì0

Características de la construcción . . . . . .

Capacidad de la cucha­ ra, en m 3 ........................ Dimensiones exteriores de la máquina en posi­ ción de servicio, en mm: largo . . . . . . . . ancho ............................ alto (con la cuchara levantada) . . . . . . Frente de carga, en m Número de cucharadas por r a i n ............................ Número de motores . . Potencia total de los motores, en kW . . . . Peso, en t . . . . . . . Rendimiento de la má­ quina (técnico) en tiem­ po de servicio neto, en m3/h ................................ Tamaño del trozo admi­ tido, en mm . . . . . .

II

sS" foco «05

K8-

trans­ Sin transbordador Con trans­ Con bordador bordac or sobre ruedas sobre rue­ sobre orugas das 0,32

0,5

0,2

0,25

2500 1320.

3120 1785

2370 1460

7435 1700

6500 1100

8500 2000

2350 2 ,6

2800 3,2

2070 2,2

2150 4

1100

—

1800 —

4.

3

4 3

4 2

4—5 2

44 3

44 4

31 5

38 6, 5

21 4,42

18,5 8,6

18 4,7

88 24

48

75

40

45

87

180

Hasta 400

100 a 150

Hasta 600

7

3

10

Hasta Hasta 100 a 150 400 600

Para la excavación de galerías con secciones (2,4 x mayores de m2 X 2,5)

8,7

7

Las placas de maniobras amovibles (fig. 89) son confec­ cionadas con planchas de acero de 8 a 10 mm de espesor. La placa lleva soldados rieles de 11 kg/m de peso, que forman un cambiavía simétrico. Las placas de maniobras se colocan junto al frente de arranque de modo a recubrir los cuatro carriles de la vía permanente o provisional, proporcionando así^un cambio cóm odo de las vagonetas. 171

i

A- A

Fig. 8 8 .f Esquema^del cam biojáe vagonetas con utilización^de un ^desvío muerto: l,

8, vagonetas; I a I I I , posiciones de las vagonetas

Fig. 90. Disposición de los equipos en el tajo durante la carga en un transbordador seccional? i , cargadora IIH B -3 k (P N B -3 k ); 2, sección de carga; 3, sección in term edia; 4 S sección de descarga; 5» transbordador vib ra torio; 6, vagoneta

Fig. 89. Placa de maniobras postiza (a) y esquema del cambio de vagonetas por su intermedio (5)

Las placas de maniobras se trasladan a medida del avance del tajo, con ayuda de la cargadora mecánica, lo cual permite reducir notablemente el tiempo de cambio de las vagonetas. Las placas de maniobras se utilizan para vagonetas cuya capa­ cidad de carga no excede 2 toneladas. E l rendimiento máximo de carga se ha obtenido al utilizar transportadores de trans­ bordo. La fig. 90 muestra la disposición del equipo en el tajo durante la carga sobre un transbordador seccional. E l largo de una sección del transportador es de 9 a 10 m, el ancho, de 1000 a 1100 m. La cinta tiene 800 mm de ancho y se mueve con una velocidad de 1,2 m/s. El rendimiento del transpor­ tador es de 3,5 m8/m in. La roca acarreada por el transporta­ dor es cargada por intermedio de un alimentador vibratorio en vagones de gran capacidad de carga de un convoy estacio­ nado sobre una vía paralela. En la fig. 91 está esquematizada la disposición del equi­ po en el tajo. Un transbordador de cinta autopropulsado ÍIIII-4 (PSh-4) permite efectuar la carga continua de ocho vagonetas BP-4 (VG-4). E l transportador va montado sobre el bastidor de unas plataformas especiales sobre ruedas. Las plataformas llevan colocados los carriles que empalman c o d la vía férrea de la galería mediante una rampa inclinada por 173

Q =

Fig. 91. Esquema de disposición de ios equipos en el tajo: i , cargadora con patas recogedoras IIH B-Sk (P N B -3 k ); 2, transbordador de m ina n ffl-4 (PSh-4); 3, vagonetas B.F-4 (V G -4 ); 4, locom otora eléctrica 14K P (14K R )

la cual las vagonetas son arrastradas dentro del transbordador por el cable del malacate de arrastre ubicado a la cabeza del transbordador. La cabeza del transbordador está reali­ zada en base a la locomotora eléctrica de mina 10KP (10KR), cuya armazón lleva fijado el dispositivo tensor de la cinta transbordadora. Las vagonetas son cargadas más allá de la rampa inclinada, sobre las vías de la galería. Los. vagones son retirados del transbordador por una locomotora eléctrica 14KP (14KR). A l ser cargados en los transbordadores, la capacidad del convoy suele adoptarse igual al volumen de la roca abatida en el tajo durante un ciclo. El inconveniente de los trans­ bordadores reside en la dificultad de su uso al excavar gale­ rías curvilíneas. En las minas soviéticas han sido realizados los ensayos de transporte de la roca por un tren de vagones-tolvas, cons­ tituido por secciones (vagonetas) articuladas entre sí, desprovistas de las paredes de tope. Las cajas de las secciones forman una tolva donde se carga la roca. La capacidad de la tolva se adopta igual al volumen de la roca arrancada por la voladura, de modo que se prescinde del cambio de vagonetas durante el proceso de carga, funcionando la car­ gadora en forma continua. El desplazamiento de la roca a lo largo de la tolva y su descarga son realizados por una cuchara de arrastre o un transportador montado en el fondo de las secciones-vagonetas. A l evacuar la roca por medio de una cargadora mecánica de cuchara, el tiempo de carga de una vagoneta será:

la capacidad real de la vagoneta* en m r; C?Y, la capacidad teórica 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 la cargadora, 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 tom a de las^características técnicas de la máquina); é2, el tiempo de cambio de una vagoneta cargada por una vacía (está determinado por el tipo del dispositivo de maniobras). El tiempo necesario para la carga del convoy será: Tcav=

tfrz + t2n - f í 3, min 3

siendo n el número de las vagonetas disponibles simultánea­ mente para la carga en el convoy: ¿3, duración de las maniobras necesarias para el cambio del convoy cargado por uno vacío, en min. El númerojde los convoyes cargados por la máquina cargadora 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). E l rendimiento de la cargadora está determinado por la fórmula P ^ N cQn, m3/h.

(50)

Efectuando las sustituciones y transformaciones corres­ pondientes obtendremos la fórmula siguiente del rendimiento de la cargadora: r]60{?

(47)

(48)

m3/h ,

(51)

.+ h 4 -+ h -4 175

P = - ^ ° í y , m3/h. ~Q

(52)

E l rendinaiento de la carga con un aporte continuo de roca al transportador será ? = * - ,

m*/h.

(53)

El rendimiento de las cargadoras mecánicas, al ser cal­ culado por las fórmulas que se acaban de referir, se obtiene en metros cúbicos de roca esponjosa. Para asegurar la con­ tinuidad de la carga, se colocan en el tajo carriles postizos retráctiles y vías provisionales. A l avanzar el frente de ataque en la extensión de un carril normal, los carriles provisionales se retiran y se sustituyen por un. tramo de vía permanente. Los trabajos de tendido de la vía férrea se realizan muchas veces simultáneamente con el barrenado de los agujeros de voladura. El empalme de las cañerías se efectúa cuando no se necesita el aporte de aire comprimido o de agua al tajo. La entibación permanente se erige inme­ diatamente tras el avance o con cierto retraso. Organización de los trabajos en el laboreo de las galerías horizontales. La velocidad de laboreo de las galerías hori­ zontales depende de la organización del trabajo, la meca­ nización de las labores y calificación de los laboreros. Las cuadrillas de laboreros están integradas por los obreros más experimentados, capaces de realizar todo el conjunto de los trabajos de^laboreo. Una cuadrilla compleja está encabezada por el jefe de cuadrilla. La cuadrilla se compone de grupos^de relevo encabezados por sus jefes respectivos. El número de obreros en una cuadrilla se determina partien­ do del volumen de los trabajos relacionados con el ciclo de laboreo y las normas de trabajo. A cada cuadrilla se le asignan galerías determinadas. Los trabajos se realizan de acuerdo a los gráficos de cadencia cíclica del trabajo. La remuneración del trabajo de los laboreros y los auxilia­ res (dinamiteros, mecánicos, maquinistas de locomotoras, etc.) es a destajo con primas, según el cumplimiento de las normas de trabajo. 176

g'.'í Operaciones

U turno

I turno

Cesa­ ción

Bl^rendimiento de la cargadora mecánica al cargar roca en un convoy será

Sf turno

'•j^ ^ Oj 7 2 3 5 6 7 8 9 10111213¡41516171813202122232* preparación para carqar (a 10 1 roca fl m u Carga de La roca ] L Preparación para barrenar 10 Barrenado Cebado y coladura Aeración Colocación de vía férrea

150 30 20

L -

Fig. 92. Gráfico de organización^de^los^trabajosjpara el trazado de una galería en rocas duras

Una velocidad normal para el laboreo de galerías hori­ zontales en rocas duras es de 150 a 200 m/mes. La fig. 92 presenta un gráfico de organización de los trabajos durante la excavación de unajgalería en rocas duras. En estos últimos años, en muchas empresas mineras, la introducción de la técnica moderna nacional ha promovido un aumento notable de la velocidad en el laboreo de las galerías horizontales. Ejem plo. En 1964, por primera vez en la práctica minera, los laboreros de la mina de Mirgalimsay han realizado en 31 días laborables un avance de 1192,4 m de galería en un solo tajo en rocas de dureza 10—-14; en 1965, la velocidad de laboreo en 31 días llegó a 1237,6 m de galería, lo cual constituye un record mundial. La totalidad de los trabajos fue realizada por una cuadrilla de trabajo comunista encabezada por N. S. Kulesh. La cuadrilla estaba integrada por 84 hombres repartidos en 4 grupos. Cada grupo compor­ taba diez laboreros, cinco obreros auxiliares, unj^dinamitero, tres mecánicos y dos obreros de transporte. Los trabajos se realizaban en 4 turnos, con una semana de cinco días. E l ciclo de avance era realizado en 65 minutos. El tiempo de las operaciones del ciclo (en min) se indica a continuación: Preparación para el barrenado . . . 2 Barrenado ......................... ..................... 30 Carga de_¿ los Tb a r r e n o s ..................... .....7 Voladura y a e r a c i ó n ......................... .....10 Evacuación de la masa rocosa . . . 16 La galería tiene una sección de 10 m2. E l número de barrenos por tajo era de 32 a 35, su profundidad, de 2,2 m . La masa rocosa era evacuada por una cargadora mecánica modernizada de acción conti­ nua J 3H B -3 (PNB-3) hasta una cinta transportadora que los cargaba en vagonetas BC-2,5 (VS-2,5). Simultáneamente con la carga se colo12-01021

177

caban en el tajo las canalizaciones permanentes para aire comprimido y agua, valiéndose de piezas de empalme rápido y un dispositivo eonmutador especial. E l avance m edio del tajo por ciclo llegó a í,8 m, sumando 39,92 m por día. El rendimiento de trabajo de un laborero alcanzó a 9,98 m3/hombre-turno. Semejante ritmo de laboreo pudo ser alcanzado merced a una organización precisa y una mecanización completa de los trabajos con utilización de un equipo de laboreo soviético, a la par del trabajo abnegado y gran maestría de los laboreros. La experiencia de los laboreros de la mina Mirgalimsay está siendo aprovechada por laboreros de otras minas.

En el trazado de galerías en carbón, roca, estratos de sales potásicas de dureza no superior a 5, se utilizan rozadoras car­ gadoras universales que rozan, recogen y cargan masa rocosa. § 5. Excavación de galerías ascendentes © contrástelos Las galerías ascendentes o contracielos se subdividen en las de ventilación, de circulación, de relleno, chimeneas de mineral^ chimeneas para materiales y equipos, contra­ cielos de perforación y ramales. Generalmente, los contra­ cielos sirven simultáneamente para comunicar con el tajo de arranque, acarrear materiales al mismo, ventilarlo, etc. Según sea su destino, los contracielos tienen, las más de las veces, dos o tres compartimentos. Los contracielos se dividen en compartimentos durante su excavación y enti­ bación, utilizándose uno de los compartimentos para el descenso del mineral o roca arrancada en el tajo, y el otro, para la comunicación eon el tajo. El material y la construc­ ción del entibado son elegidos con arreglo a la firmeza de las rocas atravesadas y la misión asignada al contracielo. En rocas y minerales duros, los contracielos de ventilación y de circulación son fortificados generalmente con una enti­ bación apuntalada, y en rocas blandas y semiduras, con una entibación de cuadros adosados. La forma y dimensiones de la sección de un contracielo están supeditadas a su cometido, al número de compartimen­ tos y material de la entibación. La forma más difundida es la rectangular. Las áreas de las secciones de los contracielos sin entibación oscilan entre 2,5 y 8 m2. Las secciones más difundidas 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 dimensiones tipo de los contracielos, las que mejor respondan a las condi­ ciones concretas de los trabajos. Con respecto a la galería

desde k cual se inicia la excavación de un coniracielo, éste se sitúa a un cosiado, o sea, que se excava inicialmente un nicho en un hastial. La profundidad del nicho es de 2 a 2 5 m correspondiendo_su anchura a la dimensión del lado largo del contracielo. Las más de las veces, los nichos son excava­ dos al nivel del piso de la galería, a fin de proporcionar las condiciones mas favorables y seguras para pasar del comparwmento 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 de un contracielo se efectúa por explosivos, con ataque por barrenos o percor aciones profundas. En rocas de "dureza menor que la mediana, los contracielos son excavados con maquinas perforadoras de conexión de galerías. En terrenos flojos, inestables, se emplean métodos de laboreo especiales _ b a b o s e o ae coatracielos con ataque por barrenos y enfcibacion apuntalada. £1 ciclo de avance comporta las tareas siguientes: inspección y eliminación de las rocas descolgadas en el irente, entibación, instalación de las plataformas de trabajo y de profundización o andamios colgantes, perfora­ ción, desmontaje de la plataforma de trabajo, voladura de los barrenos y aeración del tajo. El laboreo de un contracielo se inicia procediendo a su ataque desde el nicho. E l taladrado de los barrenos se eíectua desde plataformas especiales colocadas sobre codau una vez efectuado el ataque del contracielo hasta una altura de b a 8 m, éste se divide en los compartimentos nece­ sarios mediante su entibación. El esquema del laboreo de un congracíelo y su división en dos compartimentos se muestra en la fig, 93. _ En el compartimento de circulación del contracielo se instalan las plataformas de madera y las escaleras entre estas. Un lado de la plataforma se coloca sobre un codal al que se clava el entablado del contracielo, y el otro lado sobre un codal junto a la pared del contracielo. A veces sé coloca un codal intermedio. Antes de llegar hasta el frente de axaque, el entabicado del compartimento de circulación se interrumpe y se construye una plataforma inclinada cleilectora, cuya misión es encauzar la roca o mineral aba­ tido ai compartimento de evacuación del mineral y a la vez recubrir totalmente el compartimento de circulación. n f ^ GCtora se confecciona con madera en rollos de 10 a 15 cm de diámetro y se sujeta por medio de

178 12*

179

B-B

A-A

Fig. 94. Ganchos metálicos para la sujeción de los codales: a, para m enas duras; b, para menas agrietadas; 1, co d a l; 2, cuña; 3, gancho metálic o ; 4, barreno

Fig. 93. Esquema de excavación de un contracielo con división del mismo en dos compartimentos: i , p la ta fon n a ld eltra b a jo; 2, ganchos m etálicos; 3, taladros calera de suspensión de ca b le de acero; 5, p la ta fo rm a d e p rotección , ^ ^ inyección, los conglomerantes se fragt . 3

descernientes; b,

up-iooaicud 3p .w ¡}¿ opnsvdf

a, desde la superficie, por tramos

Este método (le profundización se practica muy raras «e-es a cansa de sos inconvenientes sustanciales: elevadas invasiones, dificultades de agrimensura, extracción com-

211

A

/ i \

I#

7 ; x

-m Fig. 113. Cojín de tapo­ nado plano

Fig. 114. Cojín de tapona­ do esférico

pozo en roca desnuda. La distancia entre las perforaciones es de 2 a 3 m. Las bocas de los hoyos se preparan para la inyección de la solución y se procede al taponamiento por secciones separadas en sentido descendente o ascendente. Guando el taponamiento se efectúa en sentido descenden­ te, los trabajos de perforación y suministro de la solución taponadora se alternan.-Luego de perforarse un hoyo hasta una profundidad de 8 a 15 m, se suspende la perforación y se procede a la inyección de la solución de taponamiento en el hoyo. Una vez fraguada la solución, se vuelve a per­ forar el hoyo, profundizándolo otros 8 a 15 m y taponando el tramo perforado. Ambas operaciones se alternan hasta que el hoyo quede perforado y taponado en toda su pro­ fundidad. Para el taponado en sentido ascendente, los hoyos se perforan directamente hasta la profundidad proyectada y se taponan por tramos de abajo arriba. La solución taponadora se inyecta bajo una presión de 7 a 50 atmósferas, hasta la saturación 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 la perforación. El taponamiento de las rocas desde el tajo se efectúa por zonas de 12 a 20 m de altura, en sentido descen­ dente. Antes de empezar la perforación de los hoyos, en el tajo del pozo se colocan cojines de taponado de hormigón para prevenir el escape de la solución al tajo durante la inyección (figs. 113, 114). En calidad de cojín se deja aveces una capa de 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 los cuales se efectúa la perforación. Las bocas de los hoyos se disponen sobre una circunferen­ cia cuyo diámetro es inferior en 1 a 1,5 m al del pozo en roca desnuda. La distancia entre hoyos de 40 a 52 xnm de diámetro es de 1 a 1,6 m. Los tajos de las perforaciones se disponen sobre un círculo cuyo diámetro excede 1,5 a í, 7 ni el del pozo excavado. La cementación de las rocas se practi­ ca, al excavar pozos en rocas firmes de grietas microscópicas, con un aflujo de agua mayor de 10 m3/h. La clase de cemento emple-ado no debe ser inferior a 300. Para el taponado de rocas con grandes grietas y oquedades, y a fin de economizar el cemento de costo elevado, se emplean soluciones arcillo­ sas o cemento-arcillosas. A l excavar pozos en rocas agrieta­ das, con intensa circulación de agua en las grietas, se practi­ ca la bituminación de las rocas mediante la inyección de betún fundido en hoyos. Después del taponado de las rocas, la excavación del pozo se lleva a cabo con el método corrien­ te, colocando la entibación permanente en tramos de 3 a 5 m, al aplicarse la bituminación, y de 10 a 20 m, al aplicarse la cementación y arcillado. La excavación de los pozos con previa congelación de las rocas consiste en lo siguiente. En las rocas acuíferas que cir­ cundan el futuro pozo, se perforan hoyos hasta una profun­ didad que excede en 5 a 10 m la del pozo. En estos hoyos se introducen las columnas congeladoras confeccionadas con tubos metálicos cerrados por abajo, de 100 a 175 mm de diá­ metro. En cada columna se alojan dos tubos de 25 a 50 mm de diámetro, abiertos por abajo: uno de admisión y el otro de abducción. En las columnas congeladoras se inyecta a presión por los tubos de admisión, una solución de cloruro de calcio (CaCl2) enfriada hasta una temperatura de —25 a —35° C, o de cloruro de magnesio (MgCl.2) que, al recorrer la columna hacia el tubo abductor, entrega el frío a las rocas circun­ dantes. Como resultado, el agua presente en las grietas y po­ ros en torno de cada hoyo, se congela, formándose cilindros de hielo y roca que paulatinamente van confundiéndose y formando un cilindro continuo alrededor del pozo. El pozo pasa precisamente por el interior de ese cilindro. Las perforaciones se disponen de modo que el cilindro de hielo y roca se halle más allá del círculo que forma el pozo durante 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 0,8 a 0,9 m en rocas flojas. La salmuera fría es elaborada en una estación congeladora e impelida a las columnas de congelación por una bomba. El proceso de congelación es controlado por la temperatura de ía salmuera, tanto la aportada al boyo, como la evacua­ da de éste, y también midiendo las temperaturas en^hoyos especiales de control perforados dentro de la sección del pozo y fuera de ella. El tiempo necesario para la formación del cilindro de Molo y roca es de 30 a 40 días. La alimentación de los hoyos de congelación con solucion congeladora continua hasta terminar la excavación y la fortificación del pozo. Al excavarse un pozo, la roca es arrancada con ayuda de martillos picadores o mediante barrenos y explosivos.^ Se adoptan barrenos cortos, con cargas reducidas de explosivo. En calidad de entibación permanente se emplean general­ mente el hormigón y la entibación metálica (entubamiento). Terminada la excavación del pozo y su fortificación, se procede a la descongelación del cilindro de hielo y roca, inyectando en las columnas congeladores salmuera calentada hasta una temperatura que excede en 25 a _30° G la tempera­ tura natural de las rocas por descongelar. Una vez retiradas las columnas congeladoras, los hoyos se rellenan con una solución arcillosa o areno-arcillosa para prevenir el des­ moronamiento de las rocas. La velocidad media de avance por el método de congelación de las rocas es aproximadamente dé 30 m/mes; la mayor velocidad ha sido alcanzada en la excavación del pozo JMs 8 de la mina «Dorogobuzhskaia», totalizando 81 m/mes. Excavación de pozos verticales por perforación. La exca­ vación de pozos más eficaz es la que se hace por medio de ins­ talaciones de" perforación especiales, que permiten meca­ nizar todas las operaciones de avance y prescindir total­ mente de los obreros en el tajo. El gobierno de todos los mecanismos se efectúa desde la superficie. La perforación de los pozos se efectúa, arrancando la roca en toda la super­ ficie del tajo (perforación rotativa o rotary) o medíante un tajo circular, con extracción de núcleos o testigos de roca (perforación con corona sacatestigos). La perforación rotary de los pozos se realiza con ayuda de una instalación Y3TM~6,2 (UZTM-6,2). Esta instalación 214

se utiliza para la perforación de pozos de mina de 6,2 ro de diámetro y hasta 400 m de profundidad. Pertenecen asimismo a las instalaciones d eteriora ción con coronas sacatestigosl'los modelos yK B -3,6 y YKB-5 (UKB-3,6 y UKB-5). ~ La perforación con tajo continuo de los pozos de mina so practica las más de las veces en terrenos acuíferos blandos e inestables, de dureza no superior a 4, y más raramente en rocas frágiles, propensas al desmoronamiento. La instalación ¥3TM~6,2 (UZTM-6,2) ha sido concebida para la perforación de pozos en dos o tres etapas: en la prime­ ra se perfora un pozo guía con un diámetro de 1200 mm hasta alcanzar la profundidad total del pozo de mina, y en la se­ gunda se ensancha el pozo guía hasta el diámetro proyectado de 6200 mm. En rocas más duras se ha previsto una etapa intermedia, en que el pozo guía se ensancha hasta un diá­ metro de 3600 mm„ La instalación de perforación V3TM -6,2 (UZTM-6,2) (fig. 145) comporta el castillete 1, el pedestal 2, el tren de perforación (malacate de perforación 3, columna perforado­ ra 4 y herramienta de perforación 5), dispositivos para la su­ bida y bajada y el equipo para el manejo del lodo de perfo­ ración. La instalación se monta sobre la boca del pozo pre­ viamente excavada y provista de una entibación perma­ nente. El castillete de perforación se destina para la bajada del equipo perforador junto con la columna perforadora y la herramienta de ataque. El castillete tiene dos grúas girato­ rias de consola 6 para armar y desarmar la columna perfora­ dora, como también para armar las secciones de la entiba­ ción permanente del pozo. La herramienta de ataque consiste en un trépano del tipo a rodillos para la perforación del pozo guía, y dos trépanos ensanchadores 5 para el ensanche del pozo guía hasta los diámetros de 3,6 y 6,2 m. La traslación de los ensanchadores se efectúa sobre los carros 7. La instalación de perforación es atendida por una cuadrilia integrada por un maquinista, su auxiliar y tres obreros perforadores. Durante la perforación, el pozo se rellena completamente con una solución arcillosa cuyo peso específico es de 1,2 a 1,25. En el tajo, al mezclarse con los detritos de perforación, la solución lodosa forma una pulpa, que es bombeada hasta

xin reposadero en la superficie. La solución arcillosa cumple asimismo el papel de entibado provisional, ya que, al ejercer presión interiormente sobre las paredes del pozo, las protege contra el derrumbe. Una vez terminada la perforación del pozo y subida a la superficie la columna perforadora, se procede a fortificar el pozo con una entibación permanente impermeable, emplean­ do los segmentos de entubado, anillos metálicos u hormigón armado. Para el armado de la entibación, se colocaba proxi­ midad del pozo nn fondo metálico o de hormigón armado sobre una plataforma especial. Sobre.el fondo se arman cua­ tro o cinco anillos de entibación. A continuación, el tramo de entibación se superpone al pozo, se suspende, y una vez retirada la plataforma, se baja en el pozo relleno con solu­ ción arcillosa. La bajada de la entibación en el pozo se efec­ túa a medida del empalme de sus paredes con cada sección de cuatro anillos. Después de la inmersión de la entibación hasta la profundidad total del pozo se procede al taponamien“ _ del espacio circular entre las paredes del pozo y el cilindro de entibación permanente. En la región de Lvov-V olín, la velocidad media de per­ foración con el equipo Y 3T M -6,2 ^(U ZTM -6,2) llegó a 34,2, m/mes. La fábrica Uralmash ha construido equipos y3 T M -7,5 (UZTM-7,5) para perforar pozos de 7,5 m de diámetro y de hasta 550 m de profundidad, y y3TM -8,75 (UZTM-8,75) para perforar pozos de 8,75 m de diámetro y 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, deján­ dose 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 m de profundidad en^rocas en^dureza 12, ha sido creado c] equipo perforador Y K B -5y (UKB~5u). § 7. Recorte del anchurón de enganche y excavación de las cámaras

Fig. 115. Instalación de perforación y3T M -6,2 (UZTM-6,2)

Se llaman recorte del anchurón de enganche las labores mineras realizadas para el empalme del pozo de mina con el anchurón de enganche. Si el pozo tiene una sección rectangu­ lar, la anchura del anchurón de enganche en el empalme

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 coloca ción del entibado

¿-i.

7~w>

Fig. 116. Kecorte del anchurón de enganche en rocas firmes al enti­ barse el pozo con hormigón

deberá ser igual al laclo más largo del pozo, y si el pozo tiene una forma redonda, igual a su diámetro. La altura máxima del empalme la determina la condición de poder descargar cómodamente materiales de dimensiones largas (carriles, vigas, tubos, madera, etc.); en caso de una bóveda de hor­ migón, la altura es de 4,5 a 6 m. Esta altura va disminuyen­ do paulatinamente en una distancia de 6 a 12 m, hasta llegar a las dimensiones normales de una galería horizontal. Los anchurones de enganche son fortificados, sobre un tramo no inferior a 10 m del lugar de la conexión con el pozo, con una entibación a prueba de fuego, por razones de seguri­ dad contra el incendio. La conexión del pozo con el anchurón de enganche puede ser unilateral o bilateral. E l modo de recorte del anchurón de enganche se elige de acuerdo a la dureza y la firmeza de las rocas, a la forma de la sección del pozo y alfmaterial de entibación. En rocas firmes, al armarse la entibación del pozo, se dejan sin entibar las rocas en el tramo del empalme del pozo con el anchurón. El foso colector del pozo se tapa con una plataforma. En la parte no fortificada del pozo se perforan barrenos cortos y se hace volar la roca con cebos reducidos. De acuerdo a la altura de la conexión, el tajo se divide en dos o tres gradas o escalones (fig. 116, a) y se ejecuta una 218

entibación provisional. Los escalones superiores están adelan­ tados en 1 a 1,5 m respecto de los inferiores. Después de avanzar 12 a 15 m, el frente de ataque se detiene y se coloca, la entibación permanente en dirección al pozo (fig. 116, b). A continuación se practica un recorte similar en el lado opuesto (fig. 116, c), j En terreno fallado o inconsistente, el recorte del anchu­ rón de enganche se efectúa por tajos independientes. Con ese fin se excavan a lo largo de toda la conexión dos galerías laterales 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 entibado permanente de hormigón, en tanto que el techo y el lado interior son entibados en forma provisional. Después de excavar la primera capa, se excava la segunda, se prolongan las paredes laterales de la fortificación de hormigón y segui­ damente 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 por todo el contorno y fraguado el hormigón. Las cámaras del anchurón de enganche de hasta 15 ma de sección son excavadas del mismo modo que las galerías ho­ rizontales; si la sección es mayor, se practica un .tajo m últi­ ple, dividido en dos o tres gradas horizontales o los tajos independientes. Las cámaras y las tolvas dosificadoras suelen excavarse al principio como contracielos, que, a con­ tinuación, son ensanchados en sentido descendente, hasta adquirir las dimensiones proyectadas para la sección de las cámaras.

CAPITULO V

EXPLOTACION DE LOS YACIMIENTOS METALÍFEROS POR EL METODO SUBTERRANEO

§ 1, Orden de la explotación y dimensiones de los distritos y niveles mineros

;!■ : I: i:'|

i :! j 1j M j: j H :

Los yacimientos de extensión considerable son explota­ dos por varias minas, dividiéndose para ello el yacimiento en varios campos o distritos mineros. Las dimensiones de éstos dependen de serie de factores. Así, la potencia conside­ rable del cuerpo mineralizado, la inestabilidad de las rocas encajantes, el rendimiento pequeño de la mina son factores que contribuyen a disminuir la longitud de un campo mi­ nero; por término medio, la longitud de los campos mineros varía entre 500 m y 2 ó 4 km. Una mayor dimensión de los campos mineros permite reducir los gastos de laboreo y equipamiento de los pozos de extracción y de las instalaciones de superficie, pero a la par de ello acrecen los gastos del transporte subterráneo, de la ventilación y .del mantenimiento de las galerías, puesto que aumenta la longitud de éstas. Por lo tanto, las dimensiones de los distritos mineros deben determinarse en cada caso concreto, mediante cálculos técnico-económicos, ' Además del pozo (o socavón) principal, es imprescindible disponer, para la explotación, de un pozo (o soeavón) auxiliar. En el caso de presentar la mina una capacidad de producción elevada o de existir varios cuerpos mineralizados dentro de un campo minero, se excavan varios pozos auxiliares, de los cuales unos sirven para la bajada y subida de la gente, bajada de los materiales de relleno y evacuación de la ganga desde las labores preparatorias, etc., y otros sirven para la aeración. Se distinguen tres métodos de disposición mutua del pozo principal y el auxiliar (fig. 1Í8): ambos pozos, el principal y el auxiliar, se excavan a pro­ ximidad del centro del campo minero, a una distancia de 30 a 100 m el uno del otro (fig. 118, a); 220

Fig. 118. Disposición recíproca de los pozos principal y auxiliar (en el plano): 1 , pozo p rin cip a l; 2 , p o zo auxiliar

el pozo principal y el auxiliar se hallan situados sobre los flancos del campo minero (fig. 118, 6); el pozo principal se halla situado en el centro del campo -minero, y dos pozos auxiliares, en los flancos (fig. 118, c). En el primero de los casos, la disposición de los pozos se llama central, y en el segundo y tercer casos, diagonal. Una aeración normal (ver cap. VI) y condiciones más seguras para la salida de las personas desde la mina a la superficie en caso de accidentes, las proporciona la disposi­ ción diagonal de los pozos, de ahí que este método sea de aplicación más frecuente, pese a algunos defectos que tiene (dispersión de los edificios de superficie, mayor tiempo para la conexión de los pozos, etc.) x). A l adoptar los esquemas diseñados en la fig. 118, a, c, el distrito minero queda dividido por el pozo principal en dos alas. En la fig. 118, d se muestra esquematizada la disposición mutua del pozo principal y de cuatro pozos auxiliares. Generalmente, un distrito minero se divide en sentido de su buzamiento en varios pisos o niveles. Las dimensiones de un nivel se caracterizan por la longitud (que es la del distrito minero) y la altura. La altura de un nivel se mide habitual­ mente en sentido vertical. Si el cuerpo mineralizado es poco l) La elección de los esquemas de destape (fig. 118, b, e) será tratada más abajo (§ 3). 22 i

inclinado, la altura del nivel se mide en el plano del estra­ to (altura inclinada del nivel). En la práctica minera, 'la altura de uu nivel se adopta de 30 a 75 u 80 m y m is. A medida que aumenta Ja altura del nivel-, se reducen los gastos relacionados con las labores do acceso o preparatorias, el trazado y equipamiento de ios anchurones de enganche, reduciéndose también, como regia, las pérdidas de mineral por disminuir el volumen especifico de los pilares de protección de galerías y pilares de corona. Sin embargo, el aumento de la altura del piso vuelve más complicadas las labores de preparación y de extracción de la roca abatida (por ser más complicado el suministro de los materiales y equipos, excavación y reparaciones de los contracielos, traslación del personal). De un modo general, el arranque del mineral se lleva a cabo simultáneamente en un solo nivel. El orden- de laboreo de los niveles puede ser descendente, o sea, partiendo del nivel superior hacia los inferiores, y ascendente, o sea, yendo del piso inferior hacia los superiores. En la enorme mayoría de los casos se practica el orden descendente para el labo­ reo de los pisos, puesto que el mismo permite iniciar más rápidamente las labores de arranque con inversiones me­ nores. En rumbo, el nivel se divide en secciones de laboreo o bloques. En altura, la dimensión del bloque coincide coii la altura del piso; en rumbo, el bloque está limitado por los contracielos o los planos verticales convencionales. Con respecto al rumbo, se distinguen las explotaciones o laboreos en avance y en retirada. En la explotación en avan­ ce, el laboreo de los bloques se efectúa, partiendo del pozo de extracción en dirección a los límites del campo minero; en la explotación en retirada, el arranque progresa desde los con­ fines del campo minero hacia el pozo de extracción. Es posi­ ble asimismo una explotación combinada, cuando los bloques son despilados en sentidos encontrados. Con algunos métodos de explotación es posible un laboreo simultáneo de los blo­ ques en toda la longitud del campo minero. La elección del sentido del arranque (en avance o en retirada) depende de muchos factores (ver p. 4 del cap. V). Para un piso particular, el destape, la preparación y el laboreo se realizan consecutivamente, pero, dentro c!e un campo minero, estas etapas de la explotación suelen efectuar­ se paralelamente.

Las reservas de mineral en un yacimiento se subdividen generalmente en comprobadas, preparadas y listas para el laboreo. Las reservas comprobadas son las que han sido socavadas mediante una cortavcta o un socavón; las reservas prepara­ das son las que contiene un piso, una vez excavadas las galerías del nivel u horizonte de fondo y los contracielos que dividen el piso en bloques. Una vez excavadas en el bloque todas las galerías di' acceso y de?’recorte (de subdivisión) imprescindibles para ini­ ciar el laboreo, las reservas se consideran lisias para la explotación. Para un trabajo ininterrumpido de la mina es necesario que los trabajos de destape estén adelantados con respecto a los de la preparación, y ésta se adelante a la laborjde extrac­ ción. La magnitud de las reservas preparadas y las listas para la explotación se establece en función, de la orientación geológica de los cuerpos mineralizados y debe asegurar el funcionamiento de la mina durante un tiempo determinado: atendiendo a las reservas preparadas, de 8 a 36 meses, y a Jas reservas listas para la extracción, de 3 a 12 meses. En adelante, disponiendo de las reservas preparadas y lis­ tas para la extracción, es necesario organizar los trabajos de modo que se mantenga la magnitud de esas reservas. Para ello es necesario que el tiempo de destape del piso inferior sea igual al tiempo de preparación del piso inmediatamente superior, debiendo el tiempo de preparación corresponder al tiempo de extracción. Pero en realidad, el piso puede ser laborado más rápidamente (por aumento del rendimiento, o por ser las reservas de mineral menores que las estimadas). La preparación, en cambio, puede dilatarse por aumentar la afluencia de agua, por ser mayor la dureza de las rocas u otras causas imprevistas. Por lo tanto, durante la plani­ ficación, es necesario adoptar el tiempo de preparación del piso íp menor que el tiempo de extracción text y el tiempo de 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 prepara­ ción. El valor de estos coeficientes se adopta de 1,1 a 1,5 ó 2 y depende del grado de exploración del yacimiento y la constancia de sus elementos de yacimiento.

Para los cuerpos mineralizados cuya orientación geológi­ ca es variable y cuyas rocas también son variables en cuanto a sus propiedades físico-mecánicas, será preciso adoptar un coeficiente de adelanto mayor que para los yacimientos de potencia regular y rocas do propiedades físico-mecánicas constantes. § 2. Requisitos necesarios para la explotación de los yacimientos En la explotación de un yacimiento se deben proporcio­ nar las condiciones siguientes: 1. Seguridad de la explotación. Este primer requisito incluye condiciones tales como la seguridad del puesto de trabajo (ausencia de trozos de roca descolgados, buen estado de la entibación, etc.), buen alum­ brado, composición normal del aire, seguridad de tránsito por las galerías, eliminación del peligro de incendio, inundación, etc. La seguridad de explotación es la meta primordial tanto durante la elaboración del proyecto, como en el proceso de explotación del yacimiento. 2. Costo mínimo de cada tonelada de mineral extraído. La segunda condición es factible, si se consigue una ele­ vada productividad de trabajo de los mineros con gastos míni­ mos de materiales y energía. Un rendimiento elevado puede obtenerse sólo mediante una amplia mecanización y auto­ matización de los trabajos mineros. 3. Extracción total del mineral. Las pérdidas de mineral aumentan el precio de costo de la producción, conducen a pérdidas insustituibles de una parte de las riquezas naturales. En las explotaciones de piritas sulfurosas, las pérdidas de mineral dan lugar a incendios por inflamación espontánea de estos minerales. Las pérdidas de mineral son caracterizadas por el coefi­ ciente de pérdidas, que indica la relación entre la cantidad de mineral perdida durante la extracción y las reservas indus­ triales o explotables de este mineral:

Por analogía, el coeficiente de extracción indica la rela­ ción entre Ja cantidad de mineral extraído y las reservas 224

explotables: =

(55)

En suma, el coeficiente de pérdidas y el de extracción son iguales a i. Las pérdidas están íntimamente ligadas con el empobre­ cimiento del mineral. Por empobrecimiento o degradación se entiende la reducción del porcentaje de metal en la mena durante la explotación. La causa principal (pero no la úni­ ca) del empobrecimiento es la contaminación del mineral con roca no aprovechable o ganga; por lo tanto, de acuerdo a la m etodología adoptada en la industria mineral soviéti­ ca, el coeficiente de empobrecimiento indica la proporción de ganga en la masa mineral, o sea, « =

W

.

O «)

donde E es la cantidad de ganga mezclada al mineral; Pe, can tid ad . de mineral puro en la masa mineral. En la práctica, es im posible utilizar la fórmula (56) para determinar el empobrecimiento, de ahí que el coeficiente de empobrecimiento se determina por el porcentaje de metal R = J = r<