Diseño de explotaciones e infraestructura mineras subterraneas (para m in subt ii)

DiseDiseñño de Explotaciones eo de Explotaciones e
Infraestructuras MinerasInfraestructuras Mineras
SubterrSubterrááneasneas
NoviembreNoviembre –– 20072007
UNIVERSIDAD POLITÉCNICA DE MADRID
ESCUELA TÉCNICA SUPERIOR DE
INGENIEROS DE MINAS

CONCEPTOS GENERALES Y
DECISORES DEL DISEÑO
1. LABORES DE PREPARACIÓN GENERAL
DE UNA MINA DE INTERIOR
Uno de los problemas que se plantean en la
preparación de una mina es definir el tipo de labores
de acceso al criadero subterráneo, ya que éstas
pueden iniciarse con un pozo, una galería inclinada o
por medio de rampas. Antes de tomar una decisión
hay que considerar cuatro factores; la profundidad del
criadero, el tiempo disponible para la preparación, el
costo y el tipo de transporte exterior que se elija.
Para el transporte con cintas, la pendiente de las
galerías no debe pasar de 1/3; el transporte con
camiones exige pendientes entre 1/7 y 1/9, y en el
caso de pozos de extracción se llega a la vertical.
Al aumentar la profundidad, el acceso por galerías
inclinadas o rampas deja de ser interesante, pues su
longitud es de tres a nueve veces la del pozo vertical.
Ello no solo encarece su construcción, sino que
también aumentan los gastos de transporte y
conservación.
Un pozo, según su sección, profundidad, método de
profundización y tipo de roca, tiene siempre un costo
por metro muy elevado, considerando la perforación,
infraestructura, equipos y revestimiento. El costo de la
preparación de galerías con pendiente 1/3 viene a ser
por término medio la tercera parte del pozo. Así pues,
con pendientes inferiores a 1/4 resultan más caras que
un pozo vertical. Si puede simultanearse el avance de
la galería con la producción de mineral en las
Capítulo 1
OBJETIVOS DEL TEMA
• Conocer los aspectos generales que
gobiernan las decisiones relativas a la
preparación de una mina.
• Conocer los criterios a tener en cuenta a la
hora de establecer un plan general de
preparación y desarrollo de una mina.
• Conocer los criterios de configuración
general de accesos a una mina.
• Conocer Los criterios para la definición de
los puntos de carga.
• Conocer los criterios para cada uno de los
elementos de infraestructura de una mina.
• Conocer y familiarizarse con la terminología
utilizada en minería de interior..
• Conocer la aportación de la Mecánica de
Rocas dentro del conjunto de disciplinas
necesarias para el desarrollo de un proyecto
de explotación de una mina.

DISEÑO DE EXPLOTACIONES E INFRAESTRUCTURAS MINERAS SUBTERRÁNEAS
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CAPÍTULO 1
SITUACIÓN ACTUAL DE LA MINERÍA Y ANÁLISIS DEL DESARROLLO DE LA
INDUSTRIA DE LOS MINERALES
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explotaciones, de modo que la maquinaria pueda
alcanzar la plena utilización, el costo de la preparación
puede bajar. Si el criadero aflora en la superficie y se
puede empezar a producir rápidamente en cuanto se
accede a él, puede ser tan económico abrir una
galería poco inclinada como profundizar un pozo.
El avance específico de una galería inclinada puede
ser de unos 23/30 m por semana con los métodos
convencionales (las perforadoras de plena sección o
“topos" no se han generalizado aún en este tipo de
trabajos), aunque pueden llegar a lograrse hasta 8 m
por día.
En pozos poco profundos y sin unos equipos
especiales de profundización sólo se logran avances
de 5 - 10 m por semana. Para los pozos de unos 500
m en los que merece la pena la mecanización, se
consiguen avances de 30 m por semana.
Esos altos avances se logran con unos equipos bien
adiestrados y una maquinaria especializada, que solo
se encuentran en las empresas que se dediquen a
estos trabajos especiales de profundización de pozos.
En cambio, una galería inclinada puede avanzarse con
los mineros calificados de la propia empresa, dotados
de unos equipos normales de producción.
Una decisión importante es la del tipo de transporte
que se elija para la mina.
Los camiones pueden subir unas rampas con
pendientes de hasta 1/9 a velocidades de 8 a 10 Km
/h completamente cargados de mineral; pero deben
cargarse en el frente o a través de un coladero, y
viajar directamente al punto de descarga.
Si se elige el transporte con vagonetas y la extracción
por pozo vertical, los vagones se cargan en la galería
de base del piso, a través de un coladero, se
transportan hasta el pozo y retornan vacíos. No es un
sistema tan flexible como el transporte con camiones.
Sin embargo, la velocidad de transporte en el pozo es
de 45 a 50 Km. /h en la mayor parte del circuito, con
una duración de "cordada" de 40 a 80 segundos para
mover de 10 a 20 t de mineral. Cuando el criadero es
profundo, el pozo es indispensable para extraer las
grandes cantidades de mineral de una forma
económica.
Estudios completos sobre el transporte con camiones
y galerías en rampa demuestran que éste es
antieconómico a profundidades máximas
comprendidas entre 180 y 240 m.
No obstante, el acceso por galería en plano inclinado
es interesante en el caso de emplear cintas
transportadoras de materiales. En la práctica, en los
criaderos minerales en forma masiva, es bastante
corriente emplear la preparación diseñada en la Figura
1. Los primeros años se extrae el mineral por el plano
inclinado, con lo que se da tiempo para profundizar el
pozo vertical principal. De esta forma, como
normalmente la vida media de la flota de camiones es
de 4 a 5 años, se inicia el circuito del pozo en ese
momento, si no fuera preciso hacerlo antes por
razones económicas.
En depósitos de filones estrechos, en los que para
abrir un paso a los camiones sería preciso franquear
los hastíales en las galerías, es mejor emplear
vagonetas y profundizar un pozo desde el principio. Es
posible realizar el transporte por galerías con
pendiente 1/2 (planos inclinados), pero las velocidades
máximas serían de 16 a 25 Km /h y, además, las
galerías tienen que ser rectas.
Por otra parte, las galerías con rampas en espiral se
preparan bien en el muro, y así se evitan las pérdidas
por macizo de protección, necesarios al penetrar en el
criadero con los planos inclinados. También la dureza
de las rocas, el exceso de agua, la presencia de
arenas u otros inconvenientes obligan a desechar
algunas soluciones técnicas más económicas y a
decidirse por el pozo vertical, que resiste mejor y es
más fácil de profundizar en terrenos falsos y difíciles.
Desde el pozo o el plano inclinado, según se decida,
se avanzan las transversales para cortar el criadero a
intervalos regulares prefijados, que completan el
acceso al mismo y determinan otras tantas plantas,
que lo dividen en pisos de explotación.
La altura de estos pisos depende del método de
explotación, de la pendiente del criadero y de otras
características del mismo. Con unas fuertes
pendientes la altura oscila entre 50 m y 90 m, pero no
todos los pisos se preparan de igual forma para el
transporte. En la figura se muestra un esquema de
una mina en la que se conectan varios pisos con
rampas de bajada de mineral hasta una estación de
molienda común.
Además, los pisos se conectan verticalmente por
medio de chimeneas de paso o de ventilación según
los casos. Las chimeneas se perforan en la masa
mineral por sistemas cíclicos convencionales de
perforación, voladura y carga, o bien con unas
perforadoras especiales de chimeneas. Las
chimeneas cortas o coladeros, hasta 8 m., se suelen
avanzar a mano de modo convencional. Las más
largas deben mecanizar su avance y dividir la sección
en dos compartimentos separados; el más pequeño
sirve para ventilación y paso, y el mayor para
almacenar la roca arrancada.

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CAPÍTULO 1
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2. PREPARACIONES EN LA EXPLOTACIÓN
En los criaderos en masa, una vez cortado el mineral
con el transversal de acceso desde el pozo, se
prepara una planta abriendo una red de galerías que
delimitan en la misma una serie de secciones o
cuarteles, a cada una de las cuales corresponde un
punto de carga, pocillo o piquera.
Las explotaciones están situadas en el trozo de
criadero comprendido entre dos plantas consecutivas
y se inician cargando el mineral arrancado en los
puntos de carga (PC) y sacándolo por la planta
inferior.
Estas explotaciones consisten en labores que abren
espacios libres en los que tienen salida las voladuras,
hasta ampliar la explotación a las dimensiones de
trabajo normal.
En algunas minas se suprimen los puntos de carga
individuales y se usa como cargadero el fondo de la
explotación. El mineral se vuela de forma continua,
cae al fondo y allí se caiga directamente.
Las explotaciones se realizarán por cualquiera de los
métodos que se describen en los capítulos siguientes,
elegido según las características de las rocas de los
hastíales y del propio mineral. Se pueden dejar
macizos para proteger las galerías y chimeneas, o
para separar las cámaras y huecos de las
explotaciones. El macizo de la galería se deja
horizontalmente a lo largo de la misma y sobre ella, o
alrededor de ella si la potencia del criadero es mayor
que la sección, para protegerla y dejar espacio donde
montar los cargaderos (sino se prescinde de ellos, en
cuyo caso se suprime este macizo). También para
proteger la galería de cabeza y las explotaciones que
están sobre ella. Se deja un macizo de protección
inferior horizontal por debajo y a lo largo de la misma.
En muchos casos se recuperan estos macizos al
abandonar la galería, lo que suele hacerse por
cualquiera de los métodos de "mallas cúbicas", o
"rebanadas rellenas" en caso de minerales
resistentes; si el mineral es débil, se vuelan los
macizos en masa o se hunden sobre el hueco
de la explotación inferior.
En los criaderos estrechos en forma de filón
sólo se necesita una galería en cada planta,
que se adapta al contorno del criadero, y los
cargaderos se disponen en línea a intervalos
adecuados.
La preparación de cualquier tipo de criadero se
planifica por adelantado y se completa durante
su avance, al arrancar el mineral.
En filones estrechos, las galerías de base se
realzan unos metros y se preparan por
adelantado los cargaderos en este hueco. De
este modo, la preparación de cargaderos,
guías y chimeneas puede avanzarse
adelantándose en 1 1/2 a 2 años, creando
explotaciones de reserva que pueden ponerse
en explotación en 4 ó 5 meses.
En las explotaciones que se llevan con relleno, los
coladeros pueden dejarse dentro de éste, colocando
un revestimiento con mampostería, cuadros de
entibación y tablas, o bien con tubos de chapa
prefabricados; en los dos últimos casos, estos
revestimientos se apoyan sobre vigas empotradas, de
madera o de hierro. El diámetro interior suele ser
suficiente para permitir fijar escalas. Los pocillos de
servicio pueden tener secciones de 2,5 x 2,5 m y estar
dotados de instalaciones de extracción. Si el método
de explotación suprime los coladeros y se carga con
palas mecanizadas automotoras, se pueden preparar
rampas en el muro del criadero.
En otros casos los coladeros se perforan dentro del
mineral del macizo de la galería de base.
Los Cargaderos son las labores y dispositivos que
regulan la carga del mineral en los elementos de
transporte, y son intermedios entre el arranque y el
transporte y la extracción. Se preparan en el macizo
inferior, en la base de las explotaciones o cámaras, o
bien comunicados con ellas a través de un sistema de
coladeros y rampas de paso de mineral. Cuando están
directamente en la base de una cámara tienen la
forma de coladeros, embudos o tolvas. La forma se fija
por el tipo de carga del mineral.

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Pueden disponerse cargaderos de gran capacidad
para cargar el mineral a un camión volquete, o instalar
varios cargaderos pequeños a lo largo de la galería de
base para cargar en vagones de mina. La disposición
puede ser simple o doble y simétrica.
El mineral puede caer por gravedad a través de una
tolva reguladora, o por un coladero situado entre el
relleno y montado sobre el piso de la cámara.
Las compuertas reguladoras causan interrupciones en
la producción al atascarse con losa bloques grandes,
por lo que deben evitarse estos colocando en el paso
de mineral una rejilla formada por barrotes de acero,
separados de modo que no dejen pasar los trozos
grandes de roca o mineral, mientras los tamaños más
pequeños pasan con facilidad; la separación
entre barras varia según los casos entre 0,3 m
y 0,6 m.
Los bloques que no pasan se “taquean” o
rompen con cargas (“tacos”) de explosivos o
con martillos quebrantadores de aire
comprimido. Cuando el atasco se produce en
el interior de los pasos o coladeros, se
“taquean” con cargas explosivas que se fijan
en el extremo de una pértiga para introducirlas
y se disparan desde fuera, en lugar seguro. En
los coladeros entre relleno las rejillas se
colocan en su boca superior, en el piso de la
explotación. Del mismo modo se protegen las
chimeneas de paso o ventilación.
Cuando se elimina el cargadero y el macizo
inferior de la cámara, para cargar con pala o
sistema LHD, el diseño se indica en la Figura 4. La
parte baja de la corona permite un buen control de la
salida del mineral.
En caso de no eliminar los coladeros, el mineral
arrancado por la voladura en la explotación cae a
través de ellos por gravedad a una galería de
arrastre y taqueo. En ella, la cuchara de una
arrobadera o scráper puede arrastrarlo por el
piso de la galería hasta un coladero de carga
por el que cae, a través de una rejilla, a los
vagones situados en la galería de base.
En muchos métodos de explotación,
particularmente en los métodos ascendentes, se
suele bajar el mineral a través de rampas y
coladeros hasta la planta general de transporte
situada en la cota más baja de la mina. En esta
planta se instalan la molienda y un sistema de
transporte principal mecanizado, lo que resulta
más económico y productivo que montar
pequeñas instalaciones en cada planta, de modo
que haya uno para cada tipo o ley de mineral y
otro para los estériles. El vaciado de estos
almacenes o tolvas se hace automáticamente
por dispositivos mecánicos, y el mineral pasa
previamente por un sistema de molienda
primaria para adecuar la granulometría a las
condiciones de transporte. Un sistema
intermedio enlaza este almacén con el sistema
general de transporte, bien por cintas o bien por
vagones.
La mayoría de los grandes cargaderos de mineral se
perforan en la roca de los hastíales, a lo largo del
criadero.
Los coladeros entre el relleno, revestidos con tubos de
chapa prefabricados, suelen tener una vida
equivalente a 100.000 – 150.000 t de mineral cargado;

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así, en caso de explotaciones de 100 m de largo y 12
m de potencia, la altura útil del piso quedaría limitada
a 30 m aproximadamente. Pero por razones
económicas la altura de pisos debe ser lo mayor
posible, por lo que habrá que preparar más de un
coladero con entubado de acero, lo que puede
encarecerlo. La alternativa es preparar los coladeros
en el hastial de la roca.
3. TERMINOLOGÍA FUNDAMENTAL
EMPLEADA EN MINERÍA DE INTERIOR
SOCAVÓN: Galería de acceso desde el exterior
horizontal con pendiente de drenaje
RAMPA: Acceso inclinado.
GUIA: Galería en mineral y en dirección.
LATERAL o REAL: Galería en roca encajante y en
dirección.
TRANSVERSAL: Galería perpendicular a la dirección
del yacimiento que une lateral y guía.
CHIMENEA: Pocillo de conexión entre dos galerías,
para ventilación, paso de mineral ó personal.
POZO: Excavación vertical o de fuerte inclinación para
extracción o acceso principal.
NIVEL: Galería o grupo de galerías con acceso directo
desde el pozo ó rampa de entrada a mina.
SUBNIVEL: Galería desde la que se ejecutan labores
de arranque y / o carga a una cota determinada.
HASTIALES: Contactos del
yacimiento con la roca encajante
TECHO: Es el contacto con
pendiente superior a 90 grados
MURO: Es el contacto con pendiente
inferior a 90 grados.
CÁMARA: Hueco creado por la
explotación, limitado por pilares.
CABEZA y BASE de cámara son las
excavaciones superior e inferior de la
cámara
TALLER: En minería sedimentaria,
frente de arranque.
BARRENO o TIRO: Taladro perforado para voladura
(también TIRO)
MENA: Mineral con contenidos valiosos para su venta
y transformación
ZAFRA: Material arrancado para su carga
ENTIBACION: Sistema o técnica de sostenimiento de
huecos mineros
CORRIDA: Longitud en dirección del yacimiento
POTENCIA: Espesor de la mineralización
BUZAMIENTO: Angulo que el deposito forma con la
horizontal
GEOTECNIA: Estado de la geometría de las
discontinuidades y / o capacidad que los huecos
tienen para autosoportarse
FRACTURACION: Intensidad, frecuencia y forma de
presentarse las separaciones entre planos de mineral
DILUCIÓN: Porcentaje de estéril o marginal que se
extrae con el mineral
SELECTIVIDAD: Proceso de separación del mineral
entre las intercalaciones de estéril y / o marginales
CIELO: Limite físico superior de un hueco o cámara
PISO: Limite físico inferior de un hueco o cámara
PILAR BARRERA: Macizo de protección en los
laterales de una cámara

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PILAR CORONA: Macizo de protección entre cámaras
separando dos subniveles de explotación
BULONES: Pernos de anclaje o entibación
CUELE: Barrenos de apertura de una voladura
REFUGIO: Abrigo para personal o maquinaria
RELLENO: Material estéril que ocupa y entiba un
hueco explotado
SOLERA: Parte inferior de un frente o tajo de
explotación
VENTILACIÓN: Circuito de aire para la habitabilidad
de personas o maquinas
COMPUERTAS: Reguladores de la ventilación y del
relleno hidráulico
NIVEL PRINCIPAL: Galería de transporte de mineral
hasta pozos de extracción
ANCHURÓN: Ensanchamiento grande de una capa de
carbón.
ARTILLERO: El que coloca y dispara la pega
ATACADOR: Vara de madera para comprimir en el
barreno la dinamita.
BARRENA: Vara metálica que unida al martillo
perforador taladra la piedra con el objeto de introducir
la dinamita en el hueco formado a tal efecto.
BARRENISTA: Trabajador especializado en el avance
de las galerías.
BASTIDOR: Pieza de madera de 2´50 m de largo en
forma de semicírculo utilizada para sostenimiento del
techo en los talleres.
BASCULADOR: Mecanismo donde por medio de un
giro de 360º los vagones depositan el carbón y el
material estéril en tolvas para su clasificación.
GUÍA DE CABEZA: También llamado corte. Es el
lugar de una galería general o de servicio donde los
barrenistas desarrollan su labor.
CAMA: Se utiliza cuando un vagón ha salido de las
vías y se ha volcado en la galería o en el exterior; en
este caso se dice que el vagón ha dado cama.
CARGADORAS: Especie de excavadoras que utilizan
los barrenistas para cargar la pega (estériles y carbón
que se desprende de esta) en los vagones.
Funcionan, dependiendo del tipo que sean, con aire
comprimido o electricidad.
CARGUE: Lugar donde se basculan los vagones para
ser transportados al lavadero. También es la zona
inferior de un taller donde se cargan los vagones con
carbón.
CINTAS DE TRANSPORTE CONTINUO: Mecanismos
que recorren algunas galerías de gran longitud que
tienen la misión de transportar el carbón y los estériles
hacia el exterior de la mina.
COMPRESOR: Máquina que introduce el aire en la
mina para respirar y servir de fuente de energía a
cargadoras, martillos picadores, martillos, barreneros,
además para ventilar los cortes de guía y los talleres a
través de mangones.
CONTRAATAQUES: Espacio que hay que formar para
esquivar una falla que ha surgido dentro de una veta
de carbón.
CORTES DE GUÍA: También llamado corte o avance
de galería. Es el lugar donde los entibadores realizan
las labores de desescombro y sostenimiento de la
galería que avanza.
COSTERO: En la minería del carbón, expresión que
también se utiliza para denominar la roca suelta.
CUADROS: Estructuras metálicas realizadas a base
de patucos, trabancas y tresillones que sostienen las
galerías de servicio y las generales.
CUCHARILLA: Vara metálica que se utiliza para
extraer pequeñas piedras que han quedado en el
barreno hecho por los barrenistas para la pega.
CUELE, ZAPATERA, DESTROZA Y CONTORNO:
Distintos lugares donde se barrena para producir el
efecto deseado al dar la pega.
CHAPA: Estructuras metálicas que se utilizan en los
talleres para deslizar el carbón hacia los cargues.
CHIMENEA: Método de explotación realizado por
picadores con el fin de comunicar dos pisos de la
mina. Normalmente las chimeneas se realizan
perpendicularmente a las galerías.
DAR CALE: Expresión que se utiliza cuando un
picador a comunicado por medio de una chimenea dos
plantas o cuando a comunicado dos talleres.
EMPUJADOR: Caballete neumático que eleva y
empuja el martillo barrenero.

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ENCARRILADOR: Pieza metálica que orienta las
ruedas de los vagones cuando éstos se han salidos de
los raíles.
ENRRACHONAR: Poner rachos o varales entre los
cuadros de una entibación.
ESCRAPER: Mecanismo por el que se recoge la pega
en la minería del carbón.
ESPEQUES: Piezas metálicas que se utilizan como
freno entre las ruedas de los vagones.
ESTAJAR: Limpieza de costeros en el techo que se
realiza en las galerías para posteriormente entibar.
ENTIBAR: Función que realizan los entibadores al
colocar cuadros, varales o rachos al sanear o
ensanchar galerías que se reconquistan.
EXPLOSOR: Máquina eléctrica que provoca una
corriente eléctrica suficiente para conseguir la
detonación de la pega.
FONDO DE SACO: Parte final de una explotación
donde pueden quedar almacenados gases peligrosos
para el minero.
GRUPO: Instalación minera; lugar de trabajo. Un
grupo puede estar constituido por una o varias
secciones con distintos accesos a la mina.
HACHO: Hacha de uso minero.
HOSPITALILLO: Dispensario médico de la empresa
donde se realizan las primeras curas a los mineros
accidentados.
HUNDIMIENTO: Parte del taller que ha sido explotada
o extraído el carbón y que se va hundiendo por su
propio peso a través del tiempo.
JAIMES O GREMBAS: Nombres de diferentes
máquinas que arrastran los vagones o que sirven para
transporte de personal. El jaime funciona con baterías
recargables y la gremba a través del tendido eléctrico.
JUGADA: Forma de sostener un taller a base de
madera o de estemples.
LONGARINA: Freno construido a base de puntalas
para asegurar la niveladura de un taller.
LLAVES: Construcción hecha en la entrada a los
talleres a base de piezas de roble que tiene como
función sostener la cabeza de entrada del taller.
MACIZO: Masa de carbón que se deja sin extraer en
un primer momento en los talleres para que sirva de
sostenimiento del techo.
MANGÓN RETRACTIL: Tubería plástica extensible
que conectada a un extractor desaloja aire y partículas
de los cortes o introduce aire en ellos.
MAMPOSTA: Es otro nombre utilizado para los
estemples.
MENSÁFONO: Teléfonos especiales que se utilizan
dentro de los talleres y de las galerías.
MINADOR: Vehículo mecánico que poseyendo un
cabezal perforador realiza galerías sin necesidad de la
intervención de dinamita.
MONTERA: Varal o racho metálico que se utiliza para
sostener el techo. Las monteras son recuperadas para
producir el hundimiento; no así el sostenimiento hecho
con madera.
NICHO: Lugar donde se deposita la rozadora después
de haber realizado su función.
NIVELADURA: Parte alta de una corona o parte alta
de un taller que se deja como protección de
sostenimiento sin explotar.
PANCER: Cinta transportadora acorazada que se
utiliza en los talleres para transportar el carbón o en
las guías para sacar el escombro.
PATUCO: Pieza metálica en forma de "U" que junto a
la trabanca forman los cuadros que sostienen las
galerías.
PEGA DE EXPLOSIVOS: Surtir de dinamita los
barrenos para explosionar.
PLANO INCLINADO: Galería inclinada que comunica
un piso del subsuelo con el exterior.
POTENCIA: Ancho que tiene una capa de carbón
entre techo y muro.
PUNTALA: Pieza de pino que se utiliza para sostener
el techo junto a las longarinas y bastidores en un taller
de extracción.
PUNTEROLA: Punta metálica que unida al martillo
picador permite la extracción y arranque del carbón.
RACHOS: Piezas de madera de eucalipto utilizadas
para entibar; también suelen llamarse varales.

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RAMPLOS Y COLADEROS: Pequeños túneles que se
realizan entre chimeneas en los talleres con el fin de
comunicar ambas.
REGADURA: Zona de la capa de carbón que es
menos dura y en la que se pica con más facilidad
provocando que las partes más duras de la capa se
extraigan más fácilmente.
RELEVO: Utilizado para designar un turno de trabajo.
RETACAR: Incorporar a la pega de dinamita
introducida dentro del barreno un taco de arcilla para
hacer presión en la pega.
ROZADORA: Máquina que se utiliza en capas
verticales para arrancar el carbón.
TAJO: Expresión utilizada para designar el lugar de
trabajo asignado.
TALLER: Lugar donde se arranca el carbón.
TRABANCA: Pieza metálica semicircular en forma de
"U" que unida al patuco forma un cuadro de entibar.
TRANSVERSALES: Denominado también galería
general por donde circula materiales y personas con
dirección a los cortes de guías y a los distintos
talleres.
TRESILLONES: Pieza metálica rectilínea en forma de
"U" que une dos patucos de un cuadro a la distancia
de un metro.
VARALES: Otra forma de denominar a los rachos. Son
piezas de madera de eucalipto de distinta medida que
sirven para entibar.
VACÍO: Material mineral que no es carbón. También
se le denomina estéril.
BOCAZO: Expresión que se utiliza para cuando una
pega de dinamita ha resultado fallida o defectuosa
provocando en la explosión efectos no deseados.
CABECEADO: Forma de semicírculo que se da en la
cabeza de las púntalas para que acople el bastidor.
CORONA: Cabeza de corte o zona superior de un
ramplo.
4. IMPORTANCIA DE LA MECÁNICA DE
ROCAS EN LA MINERÍA
La Mecánica de Rocas puede definirse como la
ciencia que trata de la respuesta de las rocas a los
campos de fuerzas presentes en su entorno físico.
Esta, como la mayor parte de las disciplinas
encuadradas en las denominadas Ciencias de la
Tierra, nace, por una parte, de la búsqueda de
explicaciones cualitativas y cuantitativas a los
fenómenos naturales y, por otra, como consecuencia
de la actividad de los ingenieros que tratan de
encontrar las mejores soluciones técnicas para
controlar el terreno en las minas y en las obras civiles
y militares.
La estabilidad de las excavaciones ha preocupado
desde siempre a los mineros, que constantemente han
tratado de establecer teorías racionales para su
diseño.
La presencia de discontinuidades constituye el factor
esencial del comportamiento mecánico de un medio
rocoso, cualquiera que sea la escala considerada: La
destrucción de una probeta entre las placas de una
prensa es consecuencia de la propagación de las
fisuras existentes en ella.. La rotura de los macizos
rocosos se produce casi siempre según superficies de
discontinuidad preexistentes. El agua circula
preferentemente por las discontinuidades, y las
fuerzas hidrodinámicas que produce se orientan
básicamente de acuerdo con ellas.
El desarrollo de la Mecánica de Rocas en cuanto a
proporcionar soluciones a los problemas que tienen
planteados la minería y las obras subterráneas, es
mas bien pequeño. Las respuestas a los interrogantes
que plantea la práctica de ingeniería se hallan con
frecuencia aplicando el sentido común, una vez que el
marco geológico-geotécnico que encuadra el
problema ha sido suficientemente aclarado. En la
realidad, por lo mucho que aún tiene de subjetiva,
puede considerarse a la Mecánica de Rocas casi más
como un arte que como una ciencia.
Actualmente se está imponiendo el término Ingeniería
de Rocas para designar la correcta combinación de
ciencia y experiencia que permite dar soluciones
razonables a los problemas con que se enfrenta el
ingeniero.
Como sucede en todas las disciplinas, en la Mecánica
de Rocas no existe una teoría unitaria, sino soluciones
más o menos exactas a problemas individuales que al
agruparse constituyen el cuerpo de esta materia.

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El especialista en Mecánica de Rocas no puede
obtener soluciones a los problemas planteados más
que a partir de modelos constituidos por elementos
estructurales de comportamiento mecánico bien
definido. Pero, todo modelo, independientemente de
que sea matemático o físico, supone una
simplificación y esquematización de la realidad.
La resolución de cualquier problema geotécnico
requiere, en general, la realización de tres modelos:
• El modelo geológico, que compendia los
caracteres litológicos, estructurales e
hidrogeológicos del macizo rocoso.
• El modelo geomecánico que resulta de
completar el anterior mediante las
propiedades mecánicas de las rocas y de las
discontinuidades existentes en el macizo.
• EI modelo matemático, que permite, mediante
la aplicación de formulaciones matemáticas al
modelo geomecánico, predecir el
comportamiento de la mina.
Independientemente de su complejidad los modelos,
utilizados no representan más que unos
comportamientos esquemáticos imaginados por el
ingeniero durante la realización del proyecto a partir
de los datos estructurales y mecánicos que posee
sobre el macizo rocoso. La auscultación de la mina
durante su explotación constituye, por consiguiente,
un complemento indispensable para verificar que el
comportamiento del terreno no difiere de lo previsto,
en caso contrario, para detectar a tiempo las
anomalías.
El lugar de la Mecánica de Rocas en la investigación
minera resulta evidente si se considera que la
extracción total o parcial de los depósitos minerales
existentes en la corteza terrestre necesita de diversas
aplicaciones de energía, más o menos
interdependientes, que se combinan para formar un
sistema. Este sistema minero puede descomponerse
en los siguientes cinco elementos tecnológicos o
subsistemas:
• Definición de los yacimientos minerales
• Desintegración de las rocas
• Control del terreno
• Manipulación de los materiales
• Control del ambiente de la mina
De estas cinco facetas de la investigación, la segunda
y la tercera corresponden a la Mecánica de Rocas. En
la minería subterránea el control del terreno es básico
tanto en la elección del método de explotación como
en el dimensionado de la mina, y en la minería a cielo
abierto constituye el elemento primordial en el diseño
de los taludes. La explotación de los yacimientos
petrolíferos, tanto en las técnicas de perforación como
en la utilización de la fracturación hidráulica de las
rocas para aumentar la permeabilidad de las
formaciones geológicas, ha progresado gracias a la
Mecánica de Rocas. El diseño de los almacenes
subterráneos de materiales energéticos se basa en
gran parte en consideraciones geomecánicas.
A continuación se describe sucintamente el papel de
la Mecánica de Rocas en el diseño de las minas
subterráneas y/o a cielo abierto, que constituye, sin
duda su aplicación más importante para un mejor
aprovechamiento de los recursos minerales y
energéticos.
4.1. LA MECÁNICA DE ROCAS EN LA MINERÍA
SUBTERRÁNEA
4.1.1. Elección del método de explotación
El control del terreno es una de las consideraciones
mas importante para seleccionar la forma de explotar
un criadero, por lo que debe ser también un aspecto
primordial en cualquier estudio de método de
explotación que se realice. Cada yacimiento, por sus
características geológicas consiste en una
combinación diferente de factores de los cuales se
derivan unos determinados comportamientos del
terreno al extraer el mineral.
Los tipos de control del macizo rocoso que deben
considerarse, varían desde el mantenimiento rígido del
terreno mediante pilares, pasando por diferentes
grados de cierre de los hastíales y de descenso del
techo, hasta el hundimiento completo de la masa
mineral y del estéril suprayacente. En la Fig. 1 estos
tres tipos están representados por los Grupos A, B y C
respectivamente, cada uno de los cuales forma el
núcleo de un círculo mayor en el interior del cual se
agrupan los métodos satélites. El círculo central, más
amplio, se solapa con el superior e inferior,
delimitando zonas de transición en las que son
tolerables ciertos compromisos con los principios
básicos que dichos círculos representan, y además
encierra otros dos círculos: el primero divide las
técnicas de sostenimiento en relleno y soportes
Individuales y el segundo representa la explotación
por frente largo. El círculo inferior también comprende
otro círculo, con objeto de distinguir entre el

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CAPÍTULO 1
Pág.: 12
hundimiento de la masa mineral y el de los terrenos
suprayacentes.
La influencia de la potencia del criadero se indica
mediante divisiones fuera de los círculos. Se
denomina yacimientos estrechos a aquellos cuya
anchura no sobrepasa de los 10 m. ya que es el
máximo que suele sostenerse mediante entibación. La
noción de criadero ni ancho ni estrecho se ha
introducido para agrupar los métodos de cámaras y
pilares, y realces con almacenamiento, que son
prácticamente independientes de la potencia de la
explotación. Los llamados métodos para criaderos
generalmente potentes son apropiados para grandes
espesores, pero esto no quiere decir que los métodos
de relleno por ejemplo, no pueden emplearse en
yacimientos estrechos. Criaderos invariablemente
potentes son aquellos que se explotan por métodos
como los de hundimiento, que requieren grandes
espesores (normalmente más de 30 m).
La escala de energía de deformación acumulada que
se muestra a la derecha de la figura es de gran
interés, pues en ella se incluye la aportación de la
Mecánica de Rocas. En el Grupo A, en el que tanto los
anchos de las cámaras como las cargas sobre los
pilares son pequeños, la energía de deformación está
controlada. En la zona de transición y en la de
recuperación de pilares, se produce un aumento de
presión en éstos, debido a la mayor profundidad y
extensión de la mina, y a la reducción del área de los
pilares, que puede dar lugar a la rotura gradual o
súbita de algunos de ellos. Ambas son zonas de
concentración de energía elástica y por tal motivo,
cuando se trata de rocas resistentes, existe el riesgo
de que se produzcan "explosiones de roca". La rotura
progresiva del terreno es la característica principal de
los métodos que se han ubicado entre el centro del
circulo medio y la parte baja del inferior. En ellos, si la
rotura del terreno sigue normalmente su curso, al
extraer el mineral la energía de deformación va
disminuyendo.
4.1.2. Diseño de estructuras subterráneas
Cuando se diseña una nueva estructura subterránea
en roca o se evalúa la estabilidad de una ya existente,
se deben determinar los aspectos siguientes:
• Tensiones y deformaciones que se producen
en la estructura como resultado de las fuerzas
externas e internas.
• Capacidad de la estructura para resistir estas
tensiones y deformaciones. El límite de esta
capacidad se estima generalmente por la
tensión necesaria para producir la rotura de la
estructura, aunque algunas veces la
deformación excesiva puede también
constituir una limitación.
Diseñar una estructura en roca es, por lo general
difícil. Una de las principales dificultades proviene de
que las rocas se hallan sometidas a tensiones
desconocidas, debidas principalmente al peso del
recubrimiento y a las fuerzas tectónicas. Aunque el
estado tensional de la corteza terrestre podría
estimarse suponiendo que es debido solamente al
peso de los terrenos suprayacentes, las medidas
efectuadas muestran que las estimaciones realizadas
sobre esta base suelen ser completamente erróneas.
La dificultad en obtener una información sobre las
propiedades mecánicas del macizo rocoso antes de la
apertura de la cavidad es otro inconveniente. Los
materiales de construcción pueden producirse de
acuerdo con unas especificaciones determinadas, y
las estructuras convencionales diseñarse para utilizar,
dichos materiales; sin embargo, el diseño de
estructuras subterráneas se ve dificultado por la
escasez de información acerca del comportamiento y
propiedades del macizo rocoso.
El tercer problema surge al tratar de calcular las
tensiones y deformaciones en diferentes partes de la
estructura, ya que, a medida que la forma de las
cavidades se hace más compleja, o el macizo rocoso
más heterogéneo, la estructura resulta difícil de tratar
matemáticamente, y es preciso recurrir a modelos
numéricos y medidas "in situ".
Las bases de diseño en minería subterránea son casi
opuestas a las utilizadas en la ingeniería civil.
Consideraciones económicas suelen hacer necesario
extraer el mayor porcentaje posible del criadero, por lo
que el tamaño y número de pilares, machones, u otros
soportes estructurales abandonados, se reducen al
mínimo. Las minas tienen una vida corta comparada
con la de las estructuras convencionales y este
aspecto, junto con las ventajas económicas que
reporta operar con coeficientes mínimos de seguridad,
son dos facetas del diseño exclusivamente mineras.
Por fortuna, el desarrollo de una mina es
normalmente tan lento que suele haber numerosas
oportunidades para experimentar, y modificar el
proyecto de acuerdo con los resultados obtenidos
En el diseño inicial de una mina además de la
Mecánica de Rocas debe utilizarse la experiencia,
sobre todo si ésta ha sido adquirida en estructuras
equivalentes, rocas similares y profundidades

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CAPÍTULO 1
Pág.: 13
comparables a las de la mina que se trata de diseñar.
Más adelante, conforme se van recogiendo datos
sobre las propiedades del macizo rocoso y sobre el
campo tensional, las hipótesis de partida deben
reconsiderar y el diseño modificarse en consecuencia.
No hay otra alternativa para proyectar minas aunque
en algunos casos se ha conseguido realizar buenos
proyectos abriendo cámaras experimentales, galerías
y pozos, para obtener información geológica, mejores
muestras para los ensayos de determinación de las
propiedades mecánicas de las rocas, y medidas del
campo natural de tensiones en el macizo rocoso. La
evaluación de la estabilidad de estructuras rocosas
existentes presenta menos dificultades, ya que, al
tener acceso a la mina, pueden realizarse las
observaciones y medidas que aconseja la naturaleza
del problema.
4.2. LA MECÁNICA DE ROCAS EN EL DISEÑO
DE MINAS A CIELO ABIERTO
Una parte importante del proyecto de una mina a cielo
abierto es el diseño de los taludes, para lo que se
utiliza la Mecánica de Rocas.
En la mayor parte de los casos la rotura de los taludes
se produce según planos de debilidad (fallas,
estratificación y juntas) existentes en el macizo rocoso
y desfavorablemente orientados. Donde no hay
discontinuidades críticamente orientadas, si el
desmonte es suficientemente alto (más de 700 m. en
la mayor parte de la rocas competentes),pueden
producirse roturas a través del propio material rocoso
que dan lugar generalmente a deslizamientos
rotacionales. Otra forma de inestabilidad es la debida
a pequeños desplazamientos que llegan a
desencadenar movimientos mayores. En cierto tipo de
estructuras geológicas, principalmente en las
consistentes en planos de estratificación o
esquistosidad muy pendientes, suelen producirse
roturas de taludes por vuelco de las lajas de roca.
No es posible diseñar taludes con la misma precisión
con que se diseñan estructuras de edificios
convencionales, pues el cálculo de estabilidad de
taludes requiere la determinación de las
características resistentes y la geometría de las
discontinuidades del macizo rocoso, y de los niveles
del agua subterránea en el futuro talud, parámetros
que no pueden conocerse con exactitud. Esta falta de
información se palia, en cierto grado, utilizando en los
cálculos coeficientes de seguridad muy superiores a
uno.
Una nueva forma de operar con datos variables o
imprecisos consiste en estudiar estadísticamente
dicha variabilidad o imprecisión y tenerlas en cuenta
en el diseño. En este enfoque, los cálculos de
estabilidad toman en consideración las variaciones del
rumbo, buzamiento, resistencia al corte y dimensiones
de las discontinuidades críticas, y las alteraciones
anuales del nivel freático. En este contexto surgen
varias cuestiones: ¿cómo influyen en la seguridad de
un talud las diferentes medias y desviaciones típicas
de la presión del agua, del buzamiento de las juntas
críticas o de otros factores? . ¿Cuál es el riesgo
aceptable para un talud?. La respuesta a esta última
pregunta se encuentra principalmente en los análisis
económicos y financieros. Las consecuencias de la
inestabilidad sobre las rampas, instalaciones de
superficie, reservas de mineral y operaciones mineras
se traducen en costos, siendo el talud con la
seguridad adecuada aquél para el que la relación
costo / beneficio es mínima. También influye la
efectividad del sistema de vigilancia instalado, ya que
si se pueden predecir las inestabilidades y sus
consecuencias, lo que permite remediarlas
rápidamente, puede aceptarse un mayor nivel de
riesgo
La importancia de los estudios dé estabilidad que
deben realizarse en cada fase del desarrollo de una
mina a cielo abierto depende de la cantidad y calidad
de los datos de que se disponga y de la influencia que
el ángulo del talud tenga sobre el volumen de
excavación a realizar En la fase de viabilidad no se
dispone, en general, de mucha información por lo que
además de la Mecánica de Rocas, debe utilizarse en
el diseño la experiencia adquirida en taludes
excavados en macizos rocosos similares. En la fase
de proyecto, sobre todo cuando se trata de cortas
profundas, debe hacerse lo posible por obtener la
información necesaria y analizarla convenientemente
Los pasos que hay que dar, en general para analizar
la estabilidad de la excavación en cualquier fase del
desarrollo de una mina a cielo abierto son los
siguientes:
• Establecer los límites de cada uno de los
sectores en que a efectos de diseño de
taludes conviene dividir la mina.
• Determinar los condicionantes de proyecto en
cada sector como, por ejemplo: localización
de la rampa, situación del pie de corta,
pendientes optimas desde el punto de vista
operativo de los frentes de trabajo y de los
taludes finales y temporales de la mina,
métodos de saneo, protección de rampas
críticas o instalaciones de superficie y posible
reutilización del terreno en el futuro.

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CAPÍTULO 1
Pág.: 14
• Determinar el tipo más probable de
inestabilidad en cada sector, respondiendo a
las siguientes preguntas de costos:
1. ¿Existen discontinuidades geológicas
aproximadamente paralelas al talud? . En
caso afirmativo se debe analizar su
estabilidad por el método de la rotura
plana o de la rotura por vuelco.
2. ¿Descalza el talud la intersección de
dos discontinuidades? . Si fuera así hay
que emplear el método de cálculo de la
rotura en cuña.
3. ¿Es el material rocoso débil y
deformable, o se halla muy fracturado?
En este caso el talud debe analizarse por
alguno de los modelos utilizados para las
roturas circulares.
¿Pueden las concentraciones de
tensiones en el pie exceder la resistencia
de la roca? .El método utilizado
normalmente para determinar las
tensiones es el de elementos finitos.
• Identificar las variables de diseño y
clasificarlas en incontrolables (estructura
geológica, resistencia al corte de las
discontinuidades, etc.) y controlables (altura y
talud de los bancos, drenaje del agua
subterránea, voladuras, sistemas de
vigilancia, elementos de retención, situación
de la rampa, etc.).
• Determinar las máximas pendientes de los
taludes provisionales y finales factibles en
cada sector, considerando sólo los
condicionantes del laboreo y de una posible
reutilización final del terreno.
• Analizar la estabilidad de los taludes,
seleccionando varios ángulos (incluido el
optimo económico) y determinando el riesgo
de cada uno para alturas variables entre 30 m
y el máximo previsto.
• Determinar las repercusiones de la
inestabilidad de los taludes sobre los costos
del laboreo.
• Hallar la pendiente óptima de los taludes
mediante cálculos Beneficio-Costo.
• Compaginar los ángulos óptimos de talud para
cada uno de los sectores en que se ha
dividido la mina estudiando la geometría de
las transiciones con objeto de eliminar las
protuberancias.
• Planificar la realización de los ensayos de
voladuras de contorno, cuando se juzguen
necesarias para disminuir los costos de
mantenimiento de los taludes.
• Diseñar sistemas de vigilancia de la
estabilidad de los taludes
• Diseñar elementos mecánicos de retención
para aquellos sectores donde su costo sea
inferior al de otos métodos de estabilización o
donde no pueda excavarse el talud hasta una
pendiente estable a causa de instalaciones
existentes en las proximidades de su
coronación.
• Diseñar taludes experimentales en los lugares
en que puede obtenerse información
suplementaria para mejorar el diseño y
conseguir una disminución de costos. Estos
ensayos deben realizarse donde no interfieran
con la explotación.
5. SELECCION DEL METODO DE
EXPLOTACION
1. Factores determinantes en la elección del método
de explotación:
• Geometría del yacimiento
o Forma (masiva, tabular, filoniana,
etc..)
o Potencia y buzamiento
o Tamaño
o Regularidad
• Aspectos geotécnicos
o Resistencia (Mena, techo y muro)
o Fracturacion (intensidad y tipo de
fracturación)
o Campo tensional in-situ (profundidad)
o Comportamiento tenso-deformacional
• Aspectos económicos
o Leyes de la mena
o Valor unitario de la mena
o Productividad y ritmo de explotación
• Seguridad y medio ambiente

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CAPÍTULO 1
Pág.: 15
o Aspectos de seguridad
o Impacto ambiental (paisaje,
subsidencia, aguas etc..)
o Impacto social
2. Tipos de métodos de explotación subterráneos
• Autoportantes
o Cámaras y pilares ( room/stope and
pillar)
o Cámaras almacén (shrinkage stoping)
o Cámaras por subniveles (sublevel
stoping)
• Con sostenimiento artificial
• Corte y relleno (cut and fill)
• Por hundimiento
o Hundimiento por bloques (block
caving)
o Hundimento por subniveles (sublevel
caving)
o Tajo largo (long wall)
o Tajo corto (short wall)
3. Selección del método de explotación
2.4. Sistemas de explotación.
• Sostenimiento y fortificación
o Cuadros (madera o acero)
o Bulones y pernos
o Rellenos
o Posteo
o Entibaciones mecanizadas (carbón)
• Arranque
o Por gravedad (hundimiento
controlado)
o Perforación y voladura
o Arranque mecánico (rozadoras,
perforadoras, etc...)
• Carga y desescombrado del frente
o Sistemas discontinuos (cargadoras)
o Sistemas continuos (transportadores
continuos)
• Transportes en interior
o Sistemas discontinuos (L.H.D.,
camiones)
o Sistemas continuos (transportadores
de banda, panzers)
• Extracción
o Pozos de extracción
o Planos inclinados para transporte por
banda
o Rampas para camión
o Sistemas hidráulicos
• Servicios
o Ventilación
o Desagüe, etc...
5. Sistemas tecnológicos mas empleados

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CAPÍTULO 1
Pág.: 16

DISEÑO DE POZOS VERTICALES
DE EXTRACCIÓN
1. IMPORTANCIA DEL POZO MINERO
El pozo de extracción es la apertura más importante
en minas subterráneas y por él pasan todos los
suministros para la explotación tales como ventilación,
transporte de mineral, suministros y personas,
electricidad, aire comprimido, agua, bombeo.
Una vez perforado admite escasas posibilidades de
modificación, por lo que su adecuado diseño inicial
contemplando su eficiencia durante toda la vida
operativa del pozo, que no de la mina, es uno de los
parámetros más críticos.
Dada su importancia, debe escogerse adecuadamente
su ubicación, su diámetro, el método de
profundización, el recubrimiento de las paredes del
pozo, el brocal, los enganches en los niveles y la
maquinaria de extracción. La capacidad del pozo se
diseñará pensando en posibles ampliaciones de
producción posteriores.
Capítulo 2
OBJETIVOS DEL TEMA
1. Conocer la importancia del pozo minero y la
necesidad de acertar en su correcto
dimensionamiento y construcción.
2. Conocer los criterios que gobiernan la
selección del emplazamiento de un pozo.
3. Conocer los criterios para definir el diámetro
en el dimensionamiento de un pozo.
4. Conocer los criterios para decidir las
características del revestimiento de un pozo.
5. Conocer el criterio para el diseño de los
enganches a los distintos pisos.
6. Conocer los aspectos a tener en cuenta en
el diseño de las entradas a un pozo.
7. Conocer los métodos y técnicas de
profundización existentes.

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CAPÍTULO 2
DISEÑO DE POZOS VERTICALES DE EXTRACCIÓN
Pág.: 18
2. SELECCIÓN DE LA UBICACIÓN DEL POZO
Los pozos de extracción no deben ser afectados por
las inundaciones, y para ello se analizará la máxima
venida de los cien años. Tampoco deben situarse
demasiado próximos a carreteras de gran circulación,
ni en entornos industriales que puedan ser objeto de
incendios con gran producción de humos. En los
parajes boscosos con árboles incendiables, se talará
previamente un radio de unos 100 m y se eliminará la
vegetación que pueda incendiarse, todo ello con el fin
de evitar que entren humos en la ventilación. Se
analizarán todas aquellas cuestiones externas que
pudieran poner en peligro la vida de los trabajadores y
la integridad de la mina y que pueden influir en la
decisión sobre el emplazamiento del pozo.
El número mínimo de pozos que deben excavarse
para la explotación de la mina es dos, siendo dedicado
uno de ellos para producción, personal, entrada de
materiales, equipos y aire. El otro pozo es para el
retorno del aire y como vía adicional de escape. A
veces es necesario la excavación de tres pozos
cuando la extensión de la mina no permite una
adecuada ventilación con dos pozos. Cuatro pozos
serán necesarios cuando las necesidades de
producción doblen aproximadamente la capacidad de
Localización de los dos pozos de una mina:
A) En el centro de gravedad,
B) En el muro con el eje de unión en dirección
de la corrida.
a), b), c), minas con tres pozos. d) mina con cuatro pozos

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CAPÍTULO 2
Pág.: 19
una eventual mina de dos pozos con la mitad de
producción.
Dos pozos:
La posición central (a) de los pozos tiene las
ventajas de menores costos de transporte y
recorridos menores del aire de ventilación. Los
pozos deben estar separados al menos 100m.
Sin embargo, la necesidad de dejar unos macizos
de protección importantes reduce la reserva
explotable. En yacimientos tabulares monocapa a
profundidad moderada es la ubicación más
eficaz. Una localización lateral (b) a muro del
yacimiento, incrementa los costes de transporte y
las distancias de ventilación, pero no se hace
imposible la explotación de parte de las reservas
mineras por la existencia de los macizos de
protección de los pozos.
El eje de unión de los pozos será paralelo a la
dimensión máxima del yacimiento, y si los pozos
son rectangulares el eje mayor se pondrá
perpendicular a la corrida de la capa o filón, a la
esquistosidad, a los planos de sedimentación, y a
los esfuerzos tectónicos regionales y planos de
exfoliación de las rocas en presencia.
Tres pozos:
El pozo principal suele tener un diámetro(7 a 8 m)
mayor que los auxiliares de ventilación (5 a 6 m).
Si el pozo principal se coloca en el centro de
gravedad del yacimiento, los pozos auxiliares se
colocarán en los extremos opuestos de la
dirección de la corrida siempre que la longitud de
la concesión minera en esta dirección sea 2 a 3
veces mayor que en la dirección del buzamiento.
En el caso de un yacimiento masivo, estrecho,
alargado en el sentido de la corrida el pozo
principal se sitúa en el centro y a muro; los pozos
auxiliares se ubican en los extremos y fuera del
yacimiento.
Si el área a minar se alarga en el sentido del
buzamiento el pozo principal y uno de los
auxiliares se colocan en el centro del yacimiento,
mientras que el segundo pozo auxiliar se colocará
en la zona del yacimiento más próxima a la
superficie
Cuatro pozos:
En este caso el pozo principal se usará para
extraer la producción y como entrada, el segundo
pozo para personal y entrada de materiales y los
otros dos para ventilación. Los cuatro pozos
serán de diámetro similar. Los dos primeros se
colocarán en posición central y los dos de
ventilación en posición extrema en la dirección de
la corrida. Si el yacimiento es alargado en la
dirección del buzamiento tres pozos se colocarán
en le centro y el cuarto en la zona en la que el
yacimiento está más próximo a la superficie.
3. DIÁMETRO DEL POZO
En el pozo principal o de producción, el diámetro se
evalúa de modo que sea el mínimo requerido para la
circulación de las jaulas ó skips y para dar espacio a
los conductos eléctricos, de aire comprimido, de agua
fresca, de ventilación, bombeo y relleno en su caso y
para la escala del escape de emergencia. Se realiza
un plano de la sección del pozo y se dibujan la sección
y disposición de cada uno de los elementos anteriores,
adaptando en lo necesario el contorno del pozo. Se
tendrá en cuenta las distancias mínimas a considerar
entre los elementos móviles y las paramentos del
pozo.
Se comprueba que la cantidad y la velocidad del aire
de ventilación son las especificadas. El volumen de los
skips se estima de la forma siguiente:
Sea Q la carga máxima de mineral del skip que se
quiere utilizar para una producción diaria de W
toneladas, siendo T las horas de extracción diarias.
Se tiene:
Dónde: k es un factor de irregularidad = 1,5 para
dos skips y = 1,25 para solo un skip o jaula; t = t1
+ t2 es el tiempo total de en ciclo en s, (t1 es
tiempo de funcionamiento, t2 es el tiempo de
parada).
El volumen del skip es:
dónde ? es la densidad aparente de la carga de
mineral en t/m
3
. Para carbón se toma un valor entre
0,8 - 0,85 y para minerales, de 1,4 a 1,5.
Basándose en estas estimaciones y cálculos y
teniendo en cuenta las consideraciones previas KF,
Unrug propone el ábaco de la página siguiente
siguiente para la evaluación de los principales
parámetros del pozo:
3600T
ktW
Q =
γ
=
Q
P

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CAPÍTULO 2
Pág.: 20
4. REVESTIMIENTO DEL POZO
El revestimiento del pozo cumple las misiones de
servir de soporte a los equipos y sostener las paredes.
En los pozos modernos de sección circular o elíptica el
revestimiento se hace de hormigón armado con un
espesor mínimo de 20 cm., aunque en pozos de
sección rectangular perforados en rocas competentes
puede usarse revestimiento de madera. Antiguamente
se ha usado revestimiento de ladrillo o de bloque.
Las ventajas del hormigón son las posibilidades de
conseguirse resistencias altas de hasta 50 Mpa y que
puede impermeabilizarse para presiones hidrostáticas
no demasiado elevadas de los niveles freáticos.
Normalmente el revestimiento no se calcula en pozos
realizados en rocas duras ya que la resistencia del
hormigón es inferior a las tensiones de la roca, por lo
que el hormigón no debería estar sometido a
presiones del terreno. Sin embargo el brocal y la parte
de pozo excavado en el terreno de recubrimiento sí
pueden estar sometidos a tales esfuerzos del terreno
Ábaco para la determinación de diferentes parámetros y la capacidad de extracción con 1 y 2 skips.

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CAPÍTULO 2
Pág.: 21
o de la presión del freático. La presión del agua se
calcula fácilmente como la altura máxima de la
columna de agua, y la presión debida a terrenos no
cohesionados (arenas) como el producto altura x
densidad. Si los terrenos están cohesionados
conviene recurrir a un especialista en geotecnia o
mecánica de suelos.
Para calcular el espesor de hormigón del brocal y del
revestimiento en el recubrimiento se utilizan las
siguientes expresiones:
en el caso de que se considere que la
presión se aplica de golpe provocando
una reacción elástica del hormigón (
fórmula de Lamé), o bien
en el caso en que la presión sea alta y
se aplica gradualmente, provocando
una reacción plástica del hormigón
(fórmula de Huber).
d = espesor del revestimiento en m
r = radio interior del pozo en m
Rc = resistencia del hormigón en
Mpa
p = presión externa que actúa sobre
el hormigón en Mpa
F = 2, coeficiente de seguridad
respecto de la tensión de
compresión
Para el cálculo del revestimiento del brocal y del
recubrimiento es prudente suponer que la columna de
agua llega hasta la superficie y que al menos el 70%
de la presión máxima teórica del terreno activo se
aplica a lo largo de toda la embocadura del pozo.
La forma del brocal depende de las condiciones del
terreno. El primer tramo se reviste con un espesor de
1 a 2 m; el siguiente tramo es de 0.6 a 1 m de espesor
o aproximadamente dos veces el espesor del
revestimiento normal del pozo. El espesor en el tercer
tramo estará entre el del primero y el del revestimiento
normal. La base de la embocadura se asentará en
roca firme, a 2 ó 3 m por debajo del terreno de
recubrimiento. La forma es a menudo de doble tronco
de cono para mejor transmitir los esfuerzos. Además
de los esfuerzos descritos, pueden inducirse otros por
la presencia de fundaciones ó cimentaciones
próximas. Se define una zona de influencia por el cono
de eje vertical con 35º de semiángulo en el vértice con
éste en la base de la cimentación. El efecto de cargas
adicionales será despreciable cuando la distancia
horizontal del borde del pozo a la cimentación sea
mayor que (ho-hf)• tg 55º, donde ho es la profundidad
de la embocadura del pozo y hf es la profundidad de la
cimentación.








−
−
⋅= 1
pF2R
R
rd
c
c










−
−
⋅= 1
FpR
R
rd
2
1
c
c
EJEMPLO
Hallar el espesor d de hormigón necesario para un pozo circular
sometido a presión externa mediante la fórmula de Lamé.
Datos:
Diámetro interior del pozo D = 6,1 m
Presión externa p = 1,4 MPa
Resistencia del hormigón a los 28 días R = 25 Mpa
Solución:








−
⋅⋅−
⋅= 1
4,12225
25
05,3d = 0,412 m
Diferentes formas de brocal de pozos (Urug, 1985)

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CAPÍTULO 2
Pág.: 22
5. ENTRADAS HORIZONTALES AL POZO
Las entradas en los pozos de ventilación, sin
maquinaria de extracción, deben calcularse en función
de la mínima resistencia a la circulación del aire.
Las dimensiones de las entradas en los niveles de un
pozo de extracción se calcularán de acuerdo con el
ancho y el número de skips y jaulas que se elevan a
ese nivel, número de pisos por jaula y la longitud
máxima de los equipos y suministros que deban
descargarse en el nivel. Además se comprueba que la
sección eficaz es suficiente para la ventilación
requerida: las velocidades de aire recomendadas son
de 4 m/s para los pozos de producción y de 8 m/s para
los pozos de ventilación.
En la entrada del nivel se debe además prever
espacio para los empujadores, giro y volteo de
plataformas y vagonetas, galerías para entrada y
salida simultánea de personal de las jaulas multipiso,
nichos para equipos de control, bypass alrededor del
pozo, etc.
La altura de la entrada en el nivel se determina por la
máxima longitud de los objetos transportados como,
por ejemplo, los carriles de las vías.
Zona de influencia de otras cimentaciones próximas. Se
dibuja el semicono cuyo eje vertical forma 35º con la
generatriz y cuyo vértice se encuentra en el vértice de base
de la cimentación. El efecto de las cargas adicionales será
despreciable cuando LO es mayor que (hO-hF) tg 55º, siendo
hO la profundidad del brocal del pozo, y hF la profundidad de
la cimentación de la construcción aneja. (Urug,1985)
Cálculo de la altura de la entrada:
H = (L-D) tg 45º.
D = diámetro del pozo, a =
45º.

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CAPÍTULO 2
Pág.: 23
6. PROFUNDIZACIÓN DE POZOS
De todas las aperturas realizadas en las minas los
pozos son la obras más costosas en tiempo y dinero.
Además la profundización de pozos es un
procedimiento complicado.
Aunque algunos pozos se perforan mediante sondeos
de gran diámetro, en la mayoría se emplea el método
tradicional de perforación y voladura bien de sección
rectangular con sostenimiento de madera bien de
sección circular con sostenimiento de hormigón, que
es hoy lo comúnmente empleado, y recurriéndose a
contratistas externos para ello.
Excepto a grandes profundidades, los pozos
perforados en roca dura no requieren consideraciones
especiales para el mantenimiento de la estabilidad del
paramento.
Los pozos se perforan de arriba abajo, aunque en
Operación de profundización
Esquema de perforación para un pozo de 9 m de
diámetro

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CAPÍTULO 2
Pág.: 24
minas ya existentes a veces se realizan de abajo a
arriba. A título de ejemplo se muestra en las figuras
adjuntas un esquema de perforación y disparo de la
pega y algunos casos de perforación de pozos.
7. PROFUNDIZACIÓN DE POZOS POR EL
SISTEMA TRADICIONAL
Cuando se trata de minas ya establecidas con pozos
gemelos la operación de profundización se facilita ya
que se reprofundiza el pozo auxiliar y con una galería
se llega a la proyección del pozo principal y se sube
en realce con sección estrecha que se ensancha
bajando. Para proteger el personal se deja un macizo
de 5 a 10 m en el fondo del pozo que se destruye en
el último momento. Con un solo pozo es más
frecuente trabajar en caldera descendente o en
calderilla, para lo cual se construye un techo de
madera bajo el cual se trabaja. Cuando el terreno es
suelto y descompuesto y la venida de agua importante
se emplean métodos especiales que se encargan a
empresas especializadas.
Cabezal de profundización

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CAPÍTULO 2
Pág.: 25
Skip de seguridad

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CAPÍTULO 2
Pág.: 26

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CAPÍTULO 2
Pág.: 27
8. OTROS MÉTODOS DE
PROFUNDIZACIÓN
8.1. MÉTODO DE CONGELACIÓN
Consiste en congelar el terreno suelto y muy acuífero
y perforar el pozo en la zona congelada. Para ello se
hacen una serie de sondeos en círculo a 2 ó 3 m del
contorno del futuro pozo y separados 1 m entre sí
hasta llegar a una base firme impermeable. Estos
sondeos se entuban con tubos cerrados por el fondo y
se introduce en ellos, mediante otros tubos de menor
diámetro, una lejía o salmuera de cloruro magnésico o
cálcico, refrigerada de –19 a –25ºC. El terreno se
congela y el pozo puede perforarse. La verticalidad de
los sondeos es extremadamente importante porque en
caso contrario pueden quedar zonas sin congelar.
Este método permite explotar yacimientos en el
permafrost que de otro modo sería imposible.
Dos tipos de máquina de desescombro de la pega del fondo del pozo durante la profundización

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CAPÍTULO 2
Pág.: 28
8.2. MÉTODO DE HONIGMANN
Deriva del antiguo King Chaudron, en desuso y que
utilizaba grandes trépanos de percusión. En el
Honigmann el trépano es rotativo y los residuos se
extraen por circulación de lodos, bajando por el pozo y
saliendo por el varillaje, inyectando aire comprimido.
El pozo se mantiene siempre lleno de agua y lodo, y
se parece un rotary grande. Terminada la
profundización se introduce un revestimiento cilíndrico
de chapa que se empalma por secciones y se hunde
poco a poco. Cuando llega al fondo se cementa el
hueco entre el revestimiento y el terreno eliminando el
lodo con agua limpia lo que a veces da lugar a
presiones y hundimientos. El método es bueno para
terrenos blandos y profundidades medias.
8.3. MÉTODO DE CEMENTACIÓN
Consiste en inyectar una lechada de cemento a
presión a través de una corona de sondeos. La
cementación cierra las grietas y poros
impermeabilizando el terreno. Las grietas deben tener
más de 0,1 mm de ancho para admitir la lechada. En
las arenas solo puede aplicarse cuando son lo
suficientemente permeables para no comportarse
como un filtro y detener el cemento rápidamente. Este
método sirve también para galerías cimentaciones etc.
Al secar el macizo se profundiza por el método
ordinario y es de excelente aplicación en rocas firmes
con grietas no demasiado grandes y sin arcilla ya que
esta es un veneno que impide el fraguado del
cemento. La cementación se hace desde el fondo y
solo en los tramos con grietas.
Perforación de pozos por
el método ascendente a
pleno diámetro
1. Compartimento de
evacuación del
escombro
2. Escala de paso de
personal
3. compartimento del
recipiente de
evacuación
4. almacenamiento del
escombro
5. nivel inferior del pozo
6. macizo de protección
7. sondeo de ventilación
desde la caldera del
pozo superior

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CAPÍTULO 2
Pág.: 29
8.4. MÉTODO DE HINCA
En este método el revestimiento se clava en el terreno
a medida que se completa su construcción por la parte
superior y se extraen las tierras interiores. Para ello el
revestimiento apoya sobre un anillo o rodete cortante
de acero pudiendo ser el resto de hormigón o de
anillos de fundición. Cuando su propio peso no basta
se ayuda a hincar el revestimiento con gatos
hidráulicos, inyectando aire comprimido, lubricante con
tubos por detrás del revestimiento, etc. Este método
solo se aplica en terrenos blandos o sueltos con agua
y hasta 30 m de profundidad. Se trabaja a nivel lleno
por lo que para sacar las tierras se emplean cucharas
y buzos si es preciso.
8.5. MÉTODO DE TABLESTACAS
Se trabaja como en el avance de galerías en terrenos
inconsistentes y acuíferos en los que la fortificación se
clava avanzada sobre el arranque, para evitar que las
tierras fluyan inundando el hueco abierto. Se llega
hasta 25 m de profundidad. Las tablestacas se
solapan entre sí impidiendo el paso de las tierras y se
clavan a maza o con peso suspendido o martinete.
Son de madera o metálicas y se apoyan en cuadros
de madera o en anillos metálicos como en el avance
de galerías
8.6. MÉTODO DE DESECACIÓN
Consiste en bajar el nivel del acuífero mediante
bombas introducidas en sondeos de diámetro elevado,
alrededor del futuro pozo, para a continuación
proceder como habitualmente.
8.7. MÉTODOS TURBO-ROTARY Y CON
CORONA
El turbo-rotary utiliza turbinas en el fondo junto a
triconos transmitiéndose una gran potencia con
motores. El de corona utiliza una corona de 3 a 4 m de
diámetro con 12 triconos en su borde y saca un testigo
central cada 5 m de profundización

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CAPÍTULO 2
Pág.: 30
Perforación ascendente del pozo con el escariador ascendente
de gran diámetro
(a) Perforación del sondeo piloto
(b) Ensanchamiento ascendente por escariado de gran diámetro

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CAPÍTULO 2
Pág.: 31
8.8. MÉTODOS ALIMAK

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CAPÍTULO 2
Pág.: 32
9. DIVISIÓN DEL POZO EN
COMPARTIMENTOS
Una vez perforado y revestido, se instalarán en el
pozo los diferentes elementos necesarios para la
operación. En primer lugar se instalan las traviesas y
los guionajes. El pozo se divide en compartimentos y
se instalan las jaulas y skips definitivos. Se dotará al
pozo de la escala de escape y de la plataforma de
salida. La tubería de ventilación estará en su
compartimento así como la tubería de agua, aire
comprimido, de evacuación del bombeo, de energía,
de introducción de rellenos, y alguna conducción de
respeto. En la siguiente figura se ve un esquema de la
distribución de la sección de un pozo:
10. ENGANCHES
Se llaman así a las galerías que, en los niveles,
enlazan el pozo con los transversales y sirven para las
maniobras de carga y descarga. En los enganches de
interior cuando se utilizan vagonetas, se realiza la
recepción de los vagones cargados, desenganchado
de los mismos, carga y descarga de las jaulas, reunión
de vagones vacíos y formación de trenes, tanto vacíos
como con material y para circulación de material. En el
de superficie hay que cargar y descargar las jaulas,
pero los vagones circulan sueltos en dirección a los
basculadores o al almacén y vuelven vacíos o con
material.
En cualquier caso se utiliza la gravedad para ayudar al
movimiento de los vagones y además cables, cadenas
rastreras, empujadores, o bien, frenos y topes.
Los enganches para skips tienen ventajas sobre los de
vagones. La capacidad de extracción es mayor, el
coste de la instalación es menor, menos pérdidas de
tiempo, automatismo más fácil y menos personal de
operación. Sin embargo, desmenuzan más el mineral,
las excavaciones son mayores para alojar tolvas,
producen más polvo y vertidos a la caldera del pozo
durante la carga de los skips.
Sección de un pozo circular forrado de hormigón.
Posición de los diferentes compartimentos entradas
Pozo vertical de sección rectangular. El skip se guía con cables
y la jaula con guionaje de madera.

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CAPÍTULO 2
Pág.: 33
Enganche de un solo nivel con maniobra en jaula de varios pisos.

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CAPÍTULO 2
Pág.: 34
Enganche para skips

DISEÑO Y CONSTRUCCIÓN DE
PLANOS INCLINADOS
1. PLANTEAMIENTO GENERAL
Para yacimientos de poca profundidad que hayan de
explotarse por minería subterránea, y para
yacimientos de profundidad media (500 m), se prefiere
realizar planos inclinados en vez de pozos para el
acceso principal al yacimiento debido a su menor
coste de inversión, menor tiempo de construcción y
menores costes de mantenimiento y de seguridad.
Una cinta transportadora admite un ángulo máximo de
15º de pendiente con la horizontal. Como se necesita
un mínimo de dos accesos a las labores, el plano
inclinado se utiliza como entrada de ventilación y se
perfora un pozo de ventilación para el retorno del aire.
El plano inclinado servirá de entrada a todos los
servicios de mina, por lo que su sección se diseñará
de acuerdo con la sección de cada uno de los que se
instalen, de forma similar a como se hizo para la
Capítulo 3
OBJETIVOS DEL TEMA
1. Conocer la función e importancia de los planos
inclinados.
2. Conocer los criterios para definir la ingeniería
asociada a un plano inclinado.
3. Entender las dificultades inherentes al diseño
y construcción de un plano inclinado.

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CAPÍTULO 3
DISEÑO Y CONSTRUCCIÓN DE PLANOS INCLINADOS
Pág.: 36
sección de los pozos de extracción, procurando que
las tuberías y mangueras se pongan del lado de la
cuneta para dar espacio a la cinta transportadora y a
la circulación de las máquinas de mayor dimensión de
la mina. En las curvas o en los cambios de dirección
bruscos, se excavarán calderas para recoger las
aguas que bajan por la cuneta y se instalará el
sistema de bombeo correspondiente. El piso o muro
del plano inclinado se realizará lo más plano posible y
se hormigonará en caso necesario. Los tramos que
atraviesen niveles de agua se impermeabilizarán y se
fortificará con los medios adecuados los tramos
sujetos a debilidad del techo o a deformación del perfil
del plano inclinado.
La ejecución del plano inclinado es más rápida que la
del pozo vertical y puede realizarse con el personal de
la propia mina ya que se diferencia poco de la
perforación de galerías. En rocas competentes se
necesita poco sostenimiento y basta con un simple
gunitado de hormigón. Aunque para llegar a la misma
cota la longitud del plano es mayor que la de un pozo
vertical, en grandes producciones los costes de
operación del plano inclinado son sensiblemente
menores que los del pozo por lo que el plano es a
menudo la opción escogida.
La entrada al plano desde el exterior se eleva con
respecto a la cota del terreno con el fin de evitar
entradas de agua, y es ejecuta en hormigón con el fin
de sujetar bien las tierras de ladera, si es el caso.
La ejecución de los planos inclinados puede hacerse
con métodos mineros similares a los utilizados para la
perforación de galerías, aunque ofrece alguna
dificultad suplementaria debido a la pendiente del piso.
En rocas cuya resistencia a compresión no excede de
110 MPa se pueden emplear minadores continuos
para el arranque y carga de la roca debido a la alta
velocidad de avance que dan a la obra. En rocas de
mayor dureza se empleará el sistema tradicional de
perforación y voladura. En planos de sección circular
de gran diámetro llegan a utilizarse tuneladoras
siempre que las distancias a perforar compensen el
coste de instalación de tales ingenios.
En el caso del minador continuo se da al techo forma
abovedada y se mantiene la dirección de arranque
mediante un láser. El polvo se controla con ventilación
y con aspersión de agua. El techo se sostiene con
cuadro metálico o con bulones. El escombro se
evacua mediante cinta transportadora que
habitualmente se cuelga del techo para dejar espacio
suficiente para los vehículos. Si el avance se hace por
perforación y voladura se empleará un jumbo
apropiado, una cargadora de roca dura, un
transportador blindado con un molino rompedor
incorporado para poder verter en cinta transportadora,
una máquina elevadora de una celda de hombre para
el saneo del techo y una máquina de gunitar para
sostener los paramentos y evitar desprendimientos de
piedras.
Excavación de un plano inclinado mediante perforación y voladura

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CAPÍTULO 3
DISEÑO Y CONSTRUCCIÓN DE PLANOS INCLINADOS
Pág.: 37

DISEÑO DE LA MAQUINARIA
DE EXTRACCIÓN
1. INTRODUCCIÓN
Aunque no es posible exponer aquí el diseño detallado
completo de la maquinaria de extracción, se intenta en
lo que sigue que el lector pueda determinar el ciclo de
trabajo y las necesidades eléctricas y de potencia
consumidas.
Para determinar las dimensiones, capacidad y tamaño
de los componentes mecánicos el diseñador debe
tener en cuenta determinados criterios básicos. Son
estos entre otros:
Capítulo 4
OBJETIVOS DEL TEMA
1. Conocer los aspectos clave a definir en el
diseño e ingeniería de una máquina de
extracción. Comprender la importancia relativa
de cada uno de ellos.
2. Conocer los criterios básicos para la
determinación de las dimensiones, capacidad y
tamaño de los componentes básicos de la
máquina de extracción.
3. Conocer los aspectos generales que rigen el
cálculo del ciclo de trabajo.
4. Conocer cómo hacer un cálculo preciso del
tonelaje horario.
5. Conocer cómo calcular el peso máximo y la
capacidad del skip.
6. Conocer el criterio de cálculo de los
contrapesos.
7. Conocer cómo son y cómo se fabrican los
distintos tipos de cables de extracción.
8. Conocer el criterio general para el cálculo de un
cable.
9. Comprender la forma como se calcula el
tamaño de un tambor de arrollamiento.
10.Conocer los distintos tipos de máquinas de
extracción.
11.Conocer los distintos tipos de amarres, uniones
de cable y guionaje.
12.Conocer la forma de calcular la potencia de la
máquina de extracción.

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CAPÍTULO 4
DISEÑO DE LA MAQUINARIA DE EXTRACCIÓN
Pág.: 39
- Velocidad de elevación incluyendo la
aceleración, desaceleración o frenado, y
velocidad máxima
- Producción en t/h
- Peso máximo que debe ser elevado
- Peso de la carga y de los equipos de
elevación
- Diámetro del cable de elevación
Con estos datos se puede determinar la potencia del
motor eléctrico necesario para subir y bajar los pesos
necesarios en los tiempos requeridos.
Los datos deben ser calculados o estimados en el
orden siguiente:
(1) tiempos de los ciclos de trabajo,
(2) velocidad de elevación,
(3) pesos de las cargas de mineral y de los
medios de transporte,
(4) dimensiones del cable de extracción,
(5) dimensiones de los tambores,
(6) potencia requerida del sistema motor de la
máquina de extracción(Root Mean Square
power equivalent, RMS kw).
2. CICLO DE TRABAJO
El ciclo de trabajo describe el tiempo total necesario
para mover el elemento de transporte desde el punto
de carga en la base del pozo de extracción hasta el
punto de descarga en la cabeza o parte alta del pozo
en el caso de doble tambor con dos skips ó jaulas y en
el caso de un solo tambor con una sola jaula ó skip el
ciclo comprende la subida y la bajada. Para que sea
completo el ciclo debe comprender los períodos de
tiempo de carga, marcha lenta inicial, aceleración,
velocidad plena, desaceleración, marcha lenta de
parada, descarga y parada. A menudo se representan
estos tiempos mediante un gráfico de tiempos –
velocidades.
Las relaciones entre la velocidad máxima, longitud de
recorrido, y tiempo de trabajo son como sigue:
Tiempo de aceleración (s)
t1 =
a
V
Distancia de aceleración (m)
a
VVt
22
2
1
=
Tiempo de frenado (s)
t3 =
r
V
Distancia de frenado (m)
r
VVt
22
2
3
=
Tiempo a plena velocidad (s)
t2 =
V
L
- )
11
(
2 ra
V
+×
Recorrido a plena velocidad (m)
L - )
11
(
2
2
ra
V
+×
Dónde a es la aceleración en m/s
2
, r es la
desaceleración o frenado en m/s
2
, t1 es el tiempo de
aceleración, t2 es el tiempo de a plena velocidad, t3 es
el tiempo de frenado, todos ellos en segundos, V es la
máxima velocidad o velocidad plena en m/s, y L es el
recorrido máximo asimilable a la profundidad del pozo
en m. Si llamamos tr al tiempo de reposo (carga y
descarga) tenemos tiempo del ciclo (en s):
t = t1 + t2 + t3 + tr = .
22
rt
r
V
a
V
V
L
+++
Por ejemplo, si L = 400m; V = 10 m/s; a = r = 0,75
m/s
2
; tr = 20 s; el ciclo en s es
t (ciclo) = 74 (s).
Las velocidades máximas a utilizar serán las
siguientes en función del tipo de guionaje utilizado
Guionaje de madera 10 m/s
Guionaje de carril de acero 15 m/s
Guionaje de cable 20 m/s.

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CAPÍTULO 4
Pág.: 40
Además el ingeniero ha de comprobar cual es la
legislación al respecto en la comunidad autónoma,
provincia, estado o país en el que ha de instalarse el
pozo minero.
3. PRODUCCIÓN EN T/H
Debe definirse la producción horaria en t/h en función
de las necesidades de producción anual de la
empresa o mina en cuestión. Una vez definido el
objetivo anual se analizará con extremo cuidado todas
las condiciones necesarias para obtener la producción
pretendida, tales como la inversión necesaria, la
plantilla de personal, las horas de trabajo anuales, las
productividades de cada máquina, etc. La humedad
del mineral ha de ser tenida en cuenta para el cálculo
de la producción horaria así como el factor de
utilización que puede ser tan alto como 0,90 en minas
muy bien organizadas, aunque lo normal es 0,70.
4. PESO MÁXIMO Y CAPACIDAD DEL SKIP
El peso máximo que ha de ser elevado en el pozo de
extracción se compone del peso del cable y del peso
del skip o peso muerto y del peso del mineral cargado
en cada skip o peso útil.
La carga por skip se deduce de:
Peso útil p =
)/(3600
)()/(
hs
sciclohtproducción ×
nº de viajes =
)(
)/(3600
sciclo
hs
A su vez, el peso del skip se aproxima con alguna de
las relaciones siguientes:
peso skip = 0,5 peso del mineral + 680 (kg) ó bien
5/8 del peso del mineral en el skip.
De todas formas se consultará con los fabricantes de
los equipos de extracción.
5. CONTRAPESOS
En determinadas circunstancias y en particular en
máquinas de tambor simple se utiliza a veces una sola
jaula o skip equilibrado mediante un contrapeso. El
contrapeso se ha de calcular como la media de la
suma del peso de la jaula o skip totalmente cargado y
descargado. Con ello se obtiene el mejor compromiso
para el contrapeso.
6. CABLES DE EXTRACCIÓN
Los factores que deben considerarse en el diseño de
los cables de extracción son: 1) los hilos de acero, 2)
los torones, 3) el alma, y 4) el trenzado.
1. Los hilos de acero: Los cables de extracción
se construyen con hilos de acero de 1,5 a 3,5
mm de diámetro cuya resistencia a la ruptura
llega a los 2500 Mpa. Los hilos pueden ser de
sección circular, en Z y de doble garganta;
estos dos últimos tipos de hilos se emplean en
cables cerrados y semicerrados.
2. Los torones: se llama torón o cordón al cable
más sencillo que puede obtenerse del hilo de
acero y para formar el torón los trozos de
alambre se unen con soldaduras que no
deben coincidir y se disponen varios hilos en
hélice adosados en una o varias capas. El
torón se caracteriza por la naturaleza del
alma, el número de capas, el sentido del
trenzado y el paso de la hélice. Hay cuatro
tipos de torones: redondos, triangulares,
ovalados y planos. Los torones se designan
por el número de hilos del alma y de las capas
sucesivas.
3. El alma: el objeto del alma es absorber los
esfuerzos internos de compresión que se
producen principalmente por aplastamiento en
los tambores de arrollamiento y en las poleas.
Las fibras naturales como el cáñamo se
utilizan normalmente aunque para
aplicaciones anticorrosivas se utilizan fibras
sintéticas tales como el nylon y el
polipropileno.
4. El trenzado: Los cables redondos se forman
enrollando en hélice, en una sola capa, 4 a 8
torones alrededor de un alma de cáñamo. El

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CAPÍTULO 4
Pág.: 41
trenzado más normal es a derechas, a menos
que por alguna circunstancia especial haya de
ser a izquierdas. Los trenzados pueden ser de
varios tipos:
a) Trenzado cruzado: los torones se
enrollan al contrario que los hilos para
obtener cables más rígidos. Tienen
buena resistencia a los golpes y no se
desenrollan y aguantan bien los
aplastamientos y distorsiones. Se
usan para eslingas y para cables de
equilibrio.
b) Trenzado Lang: los torones se
enrollan en el mismo sentido que los
hilos para cables más flexibles. Estos
tipos de cables son los habituales en
extracción. Estos cables tienen mayor
resistencia a la abrasión y se alojan
mejor en los tambores. Por su
tendencia a destrenzarse no se
emplearán si las cargas a elevar no
van guiadas.
c) Cables compuestos Nuflex: se
realizan con dos capas de torones de
hilos de acero más finos. Son flexibles
y antigiratorios. Existen otros tipos de
cables tales como los especiales
formados por torones de sección
triangular, aplastados en la última
capa que se usan poco. Los cables
cerrados están formados por series de
capas de hilos circulares, de dos
gargantas o en Z, siendo de estos
últimos la superficial. Estos cables son
anticorrosivos, antigiratorios y de fácil
enrollamiento aunque más rígidos,
además de ser sensiblemente más
caros y propensos a destrenzarse.
Los cables planos están formados por
6 a 12 cables de 4 torones y alma de
cáñamo, trenzado alternativamente e
derechas e izquierdas, adosados
paralelamente y cosidos. Se arrollan
en bobinas sobre sí mismos. Son
también antigiratorios y se usaban en
Bélgica antes del cierre de la minería
del carbón
Diferentes tipos de cables

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CAPÍTULO 4
Pág.: 42
7. CARACTERÍSTICAS DE LOS CABLES
Las características físicas más importantes de los
cables son:
• la sección teórica: es la suma de las
secciones de los hilos
• el diámetro teórico: es el círculo circunscrito a
la sección teórica
• el diámetro práctico: es el del cable nuevo sin
usar y es mayor en un 2 a 5 % al usado
• el peso por metro: figura en los catálogos en
kilogramos.
Las características mecánicas principales son:
• la carga de rotura experimental que se
determina sometiendo un trozo de cable a un
ensayo de tracción en el laboratorio
• la resistencia totalizada experimental que se
obtiene sumando las individuales de los hilos
del
• cable obtenidas por separado
• la resistencia que se retendrá a efectos
reglamentarios es la obtenida sobre el cable
completo
• por un ensayo de rotura a tracción en un
laboratorio homologado
• el alargamiento: el límite elástico llega al 0,75
de la carga de rotura. Hay un alargamiento de
acomodación que llega al 3 % del largo del
cable, y otro elástico que se recupera
• fatigas: el cable está sometido a fenómenos
de giro, sacudidas diversas y fenómenos de
resonancia.
8. CÁLCULO DE LOS CABLES
Los esfuerzos que soporta el cable son cargas
estáticas, esfuerzos dinámicos, flexiones de
enrollamiento, presiones diversa, torsiones,
fenómenos de fatiga, roces, etc.
El cálculo detallado del cable es cuestión de
especialistas, y en la práctica el Ingeniero de Minas
necesitará calcular el esfuerzo estático o carga
máxima que ha de soportar el cable y multiplicarla por
un coeficiente de seguridad σ :
R = σ · Cmax
donde:
• R es la resistencia a la ruptura
• Cmax es la carga máxima
• La carga máxima Cmax se obtiene mediante la
expresión siguiente.
• Cmax = Cm + Cu + pc·L en dónde
• Cm = carga muerta (jaulas, skips, etc.)
• Cu = carga útil (la del mineral, personal,
equipos)
• pc = peso por m del cable. Se puede estimar
sabiendo que el hilo de acero pesa
0,0095
3
cmkg
• L = longitud del cable
El valor de 8=σ es el mínimo que debe tomarse en
condiciones normales. En realidad un análisis
detallado permitiría ajustar el valor σ de acuerdo con
la autoridad minera local, de modo que se establezca
un protocolo completo para el control periódico del
cable de extracción. Este procedimiento se
establecerá par escrito y previa la autorización
adecuada será seguido escrupulosamente.
Valores deσ en función de la profundidad y del tipo
de máquina de extracción.
Además, para evitar fatigas excesivas en el
arrollamiento, se deben cumplir las siguientes
condiciones: Si D es el diámetro del tambor de
arrollamiento, d el del cable y δ el del hilo, todos ellos
en mm, se tiene:
D = δ
2000
1200
;
30
d
=δ + 1; D = 80 a 110 d.
A grandes profundidades, mayores de 1500 m, las
fórmulas anteriores no pueden aplicarse y debe

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CAPÍTULO 4
Pág.: 43
recurrirse a otros expedientes tales como aumentar el
diámetro del cable, disminuir el coeficiente de
seguridad (En la República de Sudáfrica 5=σ ),
emplear contrapozos en serie, utilizar cables de
sección decreciente, instalaciones multicables con
cables paralelos.
EJEMPLO:
Un cable de 5 cm de diámetro pesa aproximadamente:
pc( )5cmc =φ = 65,181000095.0
4
52
=×××π kg/m .
De todas formas se consultarán los catálogos de los
fabricantes y se les pedirá las informaciones que se
consideren necesarias.
9. TAMAÑO DEL TAMBOR DE
ARROLLAMIENTO
Conocido el diámetro d del cable de extracción, se
puede determinar la longitud G de la generatriz del
cilindro del tambor de arrollamiento. El diámetro
mínimo del tambor suele estar definido por la
reglamentación minera al uso: así se hace D > 60d
para planos inclinados y D > 80 a 110 d para cables
de d > 25mm ó D > 60d para cables con d < 25mm en
pozos verticales. Si los cables son de tipo cerrado se
tomará D > 100d.
Si llamamos
L = profundidad del pozo
D = diámetro del tambor
G = longitud de la generatriz del tambor
d = diámetro del cable
N = número de espiras enrolladas
Se tiene:
N =
D
L
π
+ 3 + 3 + 2
Ya que además de las espiras activas del
enrollamiento, debe contarse 3 muertas adicionales,
otras 3 para los cortes de inspección y dos más
adicionales de respeto. Por otra parte:
N = 2−
d
G
, debido a que dejamos al menos un
espacio de (2 · d) a ambos lados del tambor
De aquí:
28 −=+
d
G
D
L
π
, operando se obtiene
G = d ( )10+
D
L
π
, y L = )10( dG
d
D
−
π
En el caso de que se enrollen n capas de cable
obtenemos de forma suficientemente aproximada
G = d ( )10+
nD
L
π
, y L = )10( dG
d
nD
−
π
EJEMPLO:
La profundidad del pozo es de 600 m y el diámetro del
cable es de 4 cm. Calcular el diámetro y la longitud del
tambor de enrollamiento, suponiendo que el cable se
enrolla en una y en dos capas.
Solución:
D = 80 · d = 80 · 0,04 = 3,20 m
En una capa
G = 0,04 ( )10
20,3·
600
+
π
= 2,79 m y L =
)04,0·1079,2(
04,0
20,3·
−
π
= 600 m que evidentemente
es la profundidad del pozo
En dos capas
G = 0,04( )10
20,3·2
600
+
π
= 1,59 m y L =
04,0·1059,1(
04.0
20,3··2
−
π
) = 598 ≈600 m
Se procurará enrollar las menos capas posibles con el
fin de que el cable dure el máximo tiempo posible
compatible con la reglamentación vigente.
Supongamos ahora que queremos operar con un solo
tambor y dos skips en equilibrio, o un skip y un
contrapeso o dos jaulas, o jaula y contrapeso. El
tambor está diseñado de tal manera que cuando el
cable de un skip se desenrolla el del otro se enrolla el
mismo número de vueltas.
Se quiere que la parte de cable de cada skip esté
separada en el tambor por 5 vueltas y que se deje

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CAPÍTULO 4
Pág.: 44
además otras 3 vueltas muertas y 3 más para cortes.
El número total de vueltas en el tambor será:
N = 19
·
658
·
+=+++
D
L
D
L
ππ
.
De este modo se ve como se incrementa el número de
espiras o vueltas en el tambor cuando se opera con
dos elementos en suspensión en vez de uno.
Se comprende que cuando uno de los skips desciende
una determinada distancia el otro sube exactamente la
misma por lo que la cantidad total de cable
desenrollado es siempre la misma y en consecuencia
con este sistema sólo se puede acceder a un solo
nivel.
Para acceder a varios niveles con una máquina de
extracción es necesario utilizar tambores dobles con
embragues que permiten el giro independiente uno de
otro.
10. DIFERENTES TIPOS DE MÁQUINAS DE
EXTRACCIÓN
Máquina de extracción de tambor único
Máquina de extracción de doble tambor con 1 embrague
Máquina de extracción de doble tambor con doble
embrague

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CAPÍTULO 4
Pág.: 45
Polea Koepe simple
Polea múltiple de fricción
Sala de máquinas. Tambor único
Sala de máquinas. Polea de fricción múltiple
Polea de fricción. Las abrazaderas de roble acuñan el
cable de extracción sobre la superficie de fricción

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CAPÍTULO 4
Pág.: 46
11. AMARRE, UNIÓN DEL CABLE Y
GUIONAJE
Amarre del cable
El amarre del cable a la jaula puede hacerse:
a) Con casquillo cónico (a), en el que se
introducen las puntas del cable destrenzadas
en el hueco troncocónico del casquillo en el
que se cuela una aleación fundida.
b) Amarre Davies (b). Dos piezas alojan el cable
como mandíbulas. Se fijan con una envolvente
y seis anillos.
c) Reliance. Parecido, pero con las mandíbulas
solidarias verticalmente con un juego de
molduras.
d) De pinzas, con juegos de cuñas y palancas.
e) Amarre de guardacabos o anillo (c). La jaula
enganchada en el anillo y la punta del cable
se envuelve alrededor del mismo, fijándose
después con unas grapas.
f) De aprieto automático (d). La jaula cuelga de
una pieza en la que encaja un guardacabos
en forma de cuña al tensar el cable.
g) Amarre del cable plano. Con anillos y grapas
de eclises y tornillos.
La unión del cable
Esta unión del cable con la jaula se hace a través del
guardacabos.
Los sistemas antiguos de cuatro cadenas o de cuatro
patas de acero no se montan en la actualidad, salvo
en pequeñas instalaciones.
La suspensión de barra maestra es la empleada
actualmente. Consta de una barra unida directamente
a la armadura del techo de la jaula y que acciona
eventualmente el paracaídas. Varios eslabones la
unen con el guardacabos.
La regulación para compensar el alargamiento del
cable puede hacerse con cadena tipo Galle, tensor de
tornillo, cuñas, paso Nonius, etc., elementos que se
unen a la barra.
Los cables de equilibrio se unen por sus extremos en
los fondos de las dos jaulas. El amarre con
guardacabos, análogo al anterior. Se guían en el
fondo del, pozo con uno o varios rollizos acodados
entre los parámetros del mismo.
La suspensión multiplicable lleva unos dinamómetros
que miden la tensión en cada cable. Reguladores de
longitud de los 2 ó 4 cables. La compensación de las
tensiones se consigue con balancines.

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CAPÍTULO 4
Pág.: 47
Guionaje
El guionaje sirve para conducir las jaulas o skips a lo
largo del pozo. El guionaje rígido comprende las
guiaderas, de madera o metálicas, y las traviesas de
fijación de aquellas también de madera o metálicas.
Las guiaderas de madera suelen ser de roble o de
maderas coloniales, resistentes al roce, humedad y
choques.
La separación vertical entre traviesas es de 1,5 a 3
metros. La sección de las guiaderas es de 180 x 200
mm. Su longitud máxima es de seis metros en roble y
de 10 metros en madera exótica.
Se empalman a media madera o con eclises
atornillados sobre la guiadera.
Las juntas pueden coincidir o no sobre la traviesa, al
mismo nivel o alternados. Entre guiaderas se deja una
holgura de 3 milímetros.
Las guiaderas metálicas pueden ser de perfiles
laminados y de carril. Se emplean los segundos casi
exclusivamente, con pesos de 32, 45 ó 62 kilogramos.
Las juntas se colocan al mismo nivel o cruzadas. Es el
sistema Briart.
Las traviesas son de madera o metálicas para las
guiaderas de madera y metálicas para las de carril.
La guiadera de madera se fija en traviesa de madera
con tornillos de cabeza embutida o con piezas
especiales. En estas piezas los agujeros de los
tornillos son ovales para corregir desplazamiento. En
traviesa metálica se enlaza lo mismo. Las guiaderas
metálicas se fijan a las traviesas por medio de
entalladuras en éstas o bridas atornilladas.
Las traviesas se fijan al revestimiento empotrándolas
en agujeros previstos para ello.
La disposición del guionaje puede ser frontal, Briart de
traviesas centrales o laterales y bilateral.
El frontal lleva dos guiaderas por jaula en los lados
menores de esta. Es racional para los esfuerzos, pero
interrumpe el acceso en los enganches, por lo que hay
que dotarlos de guionajes auxiliares de ángulo en las
esquinas de las jaulas o cortar el guionaje en un trozo
que puede plegarse.
El Briart de traviesa central lleva una sola traviesa
diametral y dos guiaderas laterales para cada jaula.
Los esfuerzos no son simétricos, y el desgaste,
grande. El Briart de traviesas laterales se emplea
poco.
El guionaje bilateral es más empleado en las minas
metálicas; lleva dos filas de guiaderas o cuatro
situadas en los lados mayores de las jaulas.

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CAPÍTULO 4
Pág.: 48
Las separaciones son mínimas para aprovechar la
sección. Serán de 150 milímetros entre jaulas y entre
éstas y el pozo.
Las guiaderas de madera son las más empleadas, y
las de carril, menos. En España, sin embargo, ocurre
lo contrario.
El guionaje por cable, muy empleado en Inglaterra, se
compone de los cables guías, sobre los que deslizan
las jaulas o skips, y los cables de seguridad,
colocados entre las jaulas o skips, en la parte central
del pozo, para frenar las oscilaciones y evitar choques.
Los cables serán cerrados, semicerrados o de torón
único. Los cables se fijan en un extremo y se tensan
en el otro, con tensor a veces y casi siempre con
contrapeso.
Para calcular el contrapeso se cuenta una tonelada
métrica por cada 100 metros de profundidad. (± 25 por
cien según profundidad).
Las abrazaderas, zapatas o deslizaderas son
normalmente rígidas y tienen forma de U, dentro de la
cual desliza la guiadera. Pueden ser simples o
reforzadas.
En el guionaje Briart se agarran al carril y tienen su
forma.
En los cables son cerrados y con camisa de desgaste.
Las deslizaderas elásticas pueden ser un juego de
ruedas de goma o neumáticos o tener tacos de goma
que amortiguan los choques.
La holgura entre abrazadera y guionaje es de 10
milímetros.
Se colocan abrazaderas en cada piso de jaula o arriba
y abajo sólo.
12. POTENCIA DE LA MÁQUINA DE
EXTRACCIÓN (MÉTODO DE HARMON)
Después del dimensionamiento del cable y de la
especificación del ciclo de trabajo, el cálculo de la
potencia del motor de la máquina de extracción es el
criterio más importante a tener en cuenta en el diseño
del sistema de extracción. Existen dos conjuntos
básicos diferentes de maquinas de extracción: el
sistema de tambores y el sistema de polea de ficción o
polea Koepe.
Las figuras a) y b) ilustran la diferencia de las curvas
de potencia versus tiempo de los dos sistemas. La
diferencia refleja el hecho de que con un tambor de
arrollamiento del cable el par motor decrece
constantemente porque el cable está siendo arrollado
r es el diámetro del tambor de arrollamiento en pies (feet, ft)
Wr2
= EEW x r2
, dónde Wr2
es el momento de inercia, EEW es
la masa efectiva equivalente, r es el diámetro del tambor de
arrollamiento del cable de extracción.(Harmon, 1973). 1 ft =
0,3048 m; 1lb = 0,4536 kg.
La curva de arriba corresponde al doble tambor de
arrollamiento, la siguiente a un solo tambor y la de abajo a la
polea de fricción ó polea Koepe

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CAPÍTULO 4
Pág.: 49
en el tambor durante la subida del skip y en
consecuencia disminuye la potencia demandada. En
un sistema de polea de fricción con cable de
contrapeso, el par motor permanece constante y por lo
tanto también la potencia instantánea. La potencia
entre los puntos B y C decrece en función del tiempo
en el caso de máquina de tambor y permanece
constante en el caso de la polea de fricción ya que el
cable no se arrolla en la polea.
El método de cálculo de la potencia del motor en
ambos casos es como sigue:
A. MÁQUINA DE TAMBOR DE ARROLLAMIENTO.
Las ecuaciones necesarias para calcular la potencia
necesaria en todos los puntos de A a F de las curvas
de potencia/ tiempo son las siguientes:
Potencia requerida para acelerar el sistema ( la
inercia del motor no incluida):
HP1 =
aT
VTSL 2
·
(kw) en dónde
TSL es la masa total suspendida y la masa de las
partes en rotación que son aceleradas
TSL = EEW + SL + 2SW + 2R
Donde:
EEW (Equivalent Effective Weight) = peso o
masa efectivo equivalente de los elementos
giratorios
Wr
2
= EEW · r
2
; en dónde Wr
2
es el momento
de inercia de las partes mecánicas que giran
excluido el motor, r es el radio del tambor.
SL(skip load) = peso o masa cargada en el
skip (kg)
SW(skip weight) = Peso o masa del skip(kg)
R(rope weight) = peso o masa del cable (kg)
V = velocidad del cable en m/s
Ta = tiempo total de aceleración ( se compone
del tiempo de marcha lenta mas el tiempo de
aceleración para alcanzar la velocidad
máxima de extracción)
Potencia o energía recuperada por la red
debido a la desaceleración o frenado del
sistema (se computa como una energía
negativa):
HP2 =
RT
VTSL 2
·−
(kw);
Donde TR es el tiempo de frenado incluida la
marcha lenta.
Potencia de funcionamiento en el fondo del
pozo sin aceleración, esto es la potencia
necesaria para elevar una carga del skip lleno
en el fondo del pozo que se mueve a velocidad
máxima en ese punto particular del pozo
HP3 = (SL + R) · V · g
No se considera SW porque se compensa con el otro
skip o el contrapeso, y no es 2R porque el otro skip
está arriba y su parte de cable enrollado.
g es la aceleración de la gravedad.
Potencia de funcionamiento al final del periodo de
aceleración al alcanzar la plena velocidad
Fig. a), Ciclo de potencia en función del tiempo para un tambor único con
dos skips. (Harmon, 1973)

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CAPÍTULO 4
Pág.: 50
HP4 = SLB · V · g en dónde
SLB es la carga total suspendida en el fondo del pozo
al final de la aceleración
PC = peso por metro de cable
SLB = (SL + R -
2
1
V · Ta · PC) – (
2
1
V · Ta · PC) = (SL +
R) – (V · Ta · PC)
Potencia de funcionamiento al final de la carrera a
plena o máxima velocidad justo en el inicio del
frenado o desaceleración
HP5 = SLT · V · g,
en dónde SLT es el peso total suspendido arriba al
final de la carrera pero antes del inicio del frenado
SLT = (SL - R +
2
1
V · TR · PC) + (
2
1
V · TR · PC) = (SL -
R) + (V · TR · PC)
Potencia de funcionamiento al final de la
desaceleración
HP6 = (SL - R) · V · g
Factor de corrección de potencia por ser la
eficiencia del motor y de la transmisión menor que
100%. Se toma una eficiencia del 85%. La corrección
es entonces de 176,0
85
85100
=
−
HP7 = SL · V · g · 0,176
A. Pico de potencia durante la aceleración
A = HP1 + HP7 +
3
2 34 HPHP +
B. Potencia a plena velocidad al final del periodo de
aceleración
B = HP4 + HP7
C. Potencia en el inicio del frenado
C = HP5 + HP7
D. Potencia para la desaceleración ó frenado
D = HP2 + HP7 +
3
2 65 HPHP +
Potencia requerida para acelerar el rotor del motor
HP8 =
aT
A 2,1·6,0
Potencia requerida para frenar el rotor del motor
HP9 =
RT
A 2,1·6.0−
E. Potencia total para acelerar el sistema de
extracción y el rotor del motor
E = A + HP8
F. Potencia total para desacelerar el sistema de
extracción y el rotor del motor
F = D + HP9
Finalmente las ecuaciones para calcular la potencia
RMS ( Root Mean Square Power Equivalent) del motor
eléctrico de la máquina de extracción son:
a) motor de corriente continua
RMS (kw) =
PRFSa
RFSa
TTTT
TFT
BCCB
TE
5,075,075,0
··
3
· 2
22
2
+++
+
++
+
b) motor de corriente alterna
RMS (kw) =
PRFSa
RFSa
TTTT
TFT
BCCB
TE
25,05,05,0
··
3
· 2
22
2
+++
+
++
+
En dónde
TFS es el tiempo a plena velocidad (Full Speed)
TP es el tiempo de parada.
La bondad de los cálculos se comprueba mediante la
expresión
85,0
·
22
·
2
dPozoprofundidaSL
T
D
T
CB
T
A
RFSa =+
+
+ ·
g
La anterior igualdad debe verificarse al 1 ó 2 % . Esta
prueba es simplemente una aproximación del área
bajo la curva potencia-tiempo de los diagramas
mostrados y representa el trabajo realizado que es el
peso suspendido multiplicado por la profundidad del
pozo con un factor de eficiencia de 0,85.
Cuando solamente hay un skip y no existe contrapeso

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CAPÍTULO 4
Pág.: 51
sólo hay que modificar el peso total suspendido TSL.
En este caso TSL = EEW + SL + 1SW + 1R.
EJEMPLO
Determinar la potencia en kw (RMS) de una máquina
de extracción con motor de corriente continua con dos
skips de 9,076 t de capacidad (SL) en un pozo de
304,8m de profundidad. La velocidad V del cable es
de 6,096m/s, la relación del peso del skip (SW) al
peso de la carga (SL) es de 0,75, la aceleración es de
0,61m/s
2
, la desaceleración es de 0,61m/s
2
, el tiempo
de parada TP es de 10s.
El cable tiene un diámetro d de 38,1 mm y pesa 5,625
kg/m. La máquina de extracción se compone de un
solo tambor de 4,572 m de diámetro D. El ciclo de
funcionamiento en segundos (s) es el siguiente:
Tiempo de aceleración hasta velocidad lenta: 1.0 s
Tiempo de velocidad lenta hasta llegar a 0,61m/s
2
:
2.0 s
Tiempo de aceleración hasta plena velocidad: 9,0 s
Tiempo a velocidad máxima : 39,4 s
Tiempo de frenado hasta velocidad lenta : 9,0 s
Tiempo desde 0,61m/s
2
hasta velocidad lenta: 4,0 s
frenado hasta reposo : 10,0 s
Entonces:
Ta = 10 s; (1 + 9)
TR = 10 s; (9 + 1)
TFS = 39,4 s
HP1 =
aT
VTSL 2
·
TSL = EEW + SL + 2· SW + 2· R
EEW obtenido del gráfico es ( para
un solo tambor) 49896,00 kg
SL = 9072 kg
2· SW = 2 · 0,75 · 9072 = 13608 kg
R = 1714,5 kg
2·R = 2 · 1714,5 = 3429 kg
TSL = 76005 kg
HP1 = =
10
16,37·76005
282 kw
HP2 = =
−
10
16,37·76005
-282 kw
HP3 = ( 9072 + 1714,5) 6,096 · 9,81 = 645 kw
HP4 = SLB · V · g
SLB = (9072 + 1714,5) – (6,096 · 10 · 5,625) =
10443,6 kg
HP4 = 10443,6 · 6,096 · 9,81 = 624,55 kw
HP5 = SLT · V · g
SLT = (9072 - 1714,5) + ( 6,096 · 10 · 5,625) =
7700,4 kg
HP5 = 7700,4 · 6,096 · 9,81 = 460,5 kw
HP6 = (SL – R) · V · g
HP6 = (9072 – 1714,5) · 6,096 · 9,81 = 440 kw
HP7 = 9072 · 6,096 · 9.81 · 0,176 = 95,5 kw
A = 282 + 95,5 +
3
645·25,624 +
= 1015,68 kw
B = 624,55 + 95,5 = 728 kw
C = 460,5 + 95,5 = 556 kw
D = - 282 + 95,5 + =
+
3
440·25,460
260,3 kw
HP8 =
10
2,1·68,1015·6,0
= 73,12 kw
HP9 = =
−
10
2,1·68,1015·6,0
- 73,12 kw
E = 1015,68 + 73,12 = 1088,8 kw
F = 260,3 – 73,12 = 187,18 kw
Prueba:
85,0
81,9·8,304·072,9
10·
2
3,260
4,39·
2
556720
10·
2
68,1015
=+
+
+
Se obtiene: 31517,1 frente a 31913. La diferencia es
del 1,2% < 2% y por lo tanto el cálculo es correcto
dentro de un margen de error del 2%.
La potencia del motor de corriente continua será:
RMS kw =
=
+++
+
++
+
10·25,010·5,04,3910·5,0
10·18,1874,39·
3
556·720556720
10·8,1088 2
22
2
738,8 kw
De esta forma, un motor de corriente continua de 750
kw es suficiente para las condiciones de extracción

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CAPÍTULO 4
Pág.: 52
propuestas.
B. MÁQUINA DE POLEA DE FRICCIÓN Ó POLEA
KOEPE.
Los cálculos a realizar en este caso son similares a los
realizados para las máquinas de tambor aunque más
simples. Esto es debido a que la potencia de
funcionamiento no cambia después de la aceleración
inicial como resultado del peso constante del cable (
suma del cable de extracción y del cable de equilibrio)
a lo largo de todo el recorrido. Ver diagrama de
potencia – tiempo para la polea Koepe.
Potencia de aceleración
HP1=
aT
VTSL 2
·
(kw) dónde
TSL = EEW + SL + 2·SW + R (kw)
R =( Profundidad del pozo) · ( peso en kg por m del
cable) · 2 · (nº de cables) = L · PC · 2 · n
Potencia recuperada
HP2 =
RT
VTSL 2
·−
(kw)
Potencia de funcionamiento en el fondo del pozo
HP3 = SL · V · g (kw)
Potencia de funcionamiento al final de la aceleración
HP4 = SL · V · g · 0,111 (kw). Se ha supuesto que en
este caso la eficiencia del motor y de la transmisión es
mayor que en el caso anterior. Se toma una eficiencia
E del 90%: 111,0
100
=
−
E
E
.
A( el pico de aceleración) = HP3 + HP4 + HP1
B( potencia a plena velocidad) = HP3 + HP4
C( potencia de frenado total) = HP3 + HP4 + HP2
Potencia de funcionamiento al final de la carrera
a plena velocidad:
HP5(para acelerar el rotor del motor y los demás
equipos) =
aT
A 2,1·75,0
HP6(para desacelerar el rotor del motor y los
demás equipos) =
RT
A 2,1·75,0−
D (potencia total para acelerar los equipos y el
rotor-motor) = A + HP5
E (potencia total para frenar los equipos y el
rotor-motor) = C + HP6
Motor de corriente continua: potencia en kw
(RMS kw)
RMS kw =
PRFSa
RFSa
TTTT
TETBTD
5,075,075,0
··· 222
+++
++
Motor de corriente alterna: potencia en kw (RMS kw)
RMS kw =
PRFSa
RFSa
TTTT
TETBTD
25,05,05,0
··· 222
+++
++
La prueba a realizar para ver si los cálculos han sido
correctos es:
g
dPOZOprofundidaSL
T
C
TBT
A
RFSa ·
90,0
·
·
2
··
2
=++
La igualdad debe cumplirse con un margen de error
del 2%.
EJEMPLO:
Determinar la potencia en kw de un motor de c.a. para
una polea Koepe con dos skips de 4,536 t de
capacidad cada uno equilibrados en un pozo de 304,8
m de profundidad. Se tiene la siguiente información
adicional:
• La máquina es de 4 cables de 2,54 cm de
diámetro cada uno y 2,6786 kg/m
Fig.b). Ciclo de potencia en función del tiempo para la polea Koepe.
(Harmon, 1973)

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CAPÍTULO 4
Pág.: 53
• Velocidad del cable V = 6,096 m/s
• Diámetro de la polea D = 3,048m
• Peso skip/ peso carga = 1,2
• Ciclo de trabajo: Ta = 10 s
§ TFS = 39,75 s
§ TR = 8 s
§ TP = 10 s
El cálculo es el siguiente:
HP1 =
aT
VTSL 2
·
TSL = EEW + SL+ 2SW + R = 16783 + 4536 +
4536·1,2·2 + 304,8m · 2,6786kg/m · 2 · 4cables =
= 38737 kg
HP1 = =
10
096,6·737,38 2
144 kw
HP2 = =
−
8
096,6·737,38 2
-180 kw
HP3 = 4,536 · 6.096 · 9,81 = 271,3 kw
HP4 = 271,3 · 0,111 = 30,14 kw
A = HP3 + HP4 + HP1 = 271,3 + 30,14 + 144 = 445,44
kw
B = HP3 + Hp4 = 271,3 + 30,14 = 302,44 kw
C = HP3 + HP4 + HP2 = 302,44 + (- 180) = 122,44 kw
HP5 = =
aT
A 2,1·75,0
09,40
10
2,1·44,445·75,0
= kw
HP6 = =
−
8
2,1·44,445·75,0
- 50,11 kw
D = A + HP5 = 445,44 + 40,09 = 485, 53 kw
E = C + HP6 = 122,44 + (- 50,11) = 72,33 kw
Prueba:
90,0
81,9·8,304·536,4
8·
2
44,122
75.39·44,30210·
2
44,445
=++
y se obtiene 14739 y 15070, es decir una diferencia
del 2% aproximadamente.
La potencia del motor de corriente alterna será:
RMS kw =
=
+++
++
10·25,08·5,075,3910·5,0
8·33,7275,39·44,30210·53,485 222
343,16
kw.
El motor escogido tendrá una potencia de 350 kw.

DISEÑO DE LABORES
HORIZONTALES Y VERTICALES
1. LABORES HORIZONTALES (GALERÍAS,
TRANSVERSALES, GUÍAS Y OTRAS
LABORES HORIZONTALES)
El diseño de la infraestructura se inicia determinando
la sección de la galería, transversal, rampa o plano
inclinado. Los hastiales estarán distanciados lo
mínimo necesario para el paso seguro de los equipos
de mayor tamaño, previendo espacio suficiente o
adicional para las vías y el balasto, la cuneta, las
conducciones eléctricas, de agua, de aire comprimido
y la tubería de ventilación. Además debe haber
espacio suficiente para el paso de los trabajadores.
Muchas de estas dimensiones se especifican en la
Reglamentación vigente del lugar. Recientemente la
sección de estas labores de infraestructura se ha ido
incrementando debido al cada vez mayor tamaño de
los equipos utilizados. En grandes minas se nota una
tendencia a sustituir los camiones de interior
articulados de descarga horizontal (tipo Wagner) y de
velocidad lenta por camiones volquete de tipo
estándar de exterior para carretera reforzados y de
alta velocidad, así como las LHD por palas cargadoras
frontales con gran éxito. Al cabo de 2 ó 3 años estos
equipos se venden en el mercado segundario y se
renuevan para la mina. El coste de inversión resulta
Capítulo 5
OBJETIVOS DEL TEMA
• Comprender los pasos básicos a seguir en
el diseño de la infraestructura.
• Comprender la influencia en el diseño de la
garantía de seguridad.
• Entender como se distribuyen en el diseño
los elementos de infraestructura.
• Comprender como se enfoca el criterio
general de avance en la construcción de
infraestructura.
• Conocer los métodos convencionales de
perforación de labores verticales.
• Conocer el sistema Alimak.
• Conocer el sistema Raise Boring.
• Conocer los criterios de cálculo.

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CAPÍTULO 5
DISEÑO DE LABORES HORIZONTALES Y VERTICALES
Pág.: 55
muy inferior.
La tubería de ventilación y los conductos de insumos
se llevan por el lado de la cuneta, para ahorrar
espacio y librarlos de golpes y choques.
Se utilizan dos sistemas para la realización de estas
labores: 1) perforación y voladura, y 2) sistemas
mecánicos mediante minadores continuos y
tuneladoras (Tunel Boring Machine, TBM). El método
de perforación y voladura es el más común, se puede
realizar con personal propio, es mucho flexible y es
poco sensible a los cambios de litología. La sección de
una labor se puede cambiar en la siguiente
perforación o gradualmente de acuerdo con las
necesidades de intersecciones y cruces de galerías y
el explosivo sigue siendo el instrumento de excavación
más eficiente desde el punto de vista del coste y de la
utilización eficiente de la energía. La ventaja de las
tuneladoras y de los minadores continuos es que
dejan los paramentos de las galerías y en particular el
techo en mucho mejores condiciones que el explosivo.
Sin embargo en cuencas carboníferas las tuneladoras
pueden propiciar incendios en las capas de carbón
que atraviesan debido al intenso calor que generan en
el frente de corte. El método de perforación y voladura
se realiza con los equipos habituales de la mina y en
cambio la instalación de una tuneladora es muy
costosa y difícil de operar.
Ahora bien, cuando se trata de hacer la preparación
de una mina nueva que exige la realización de
muchas labores en estéril y al mismo tiempo labores
preparatorias en mineral, es habitual contratar las
labores en estéril con contratistas especializados, y
realizar las labores en mineral con personal propio ya
que se trata de labores productivas, que además coge
la experiencia adecuada al tipo específico de
yacimiento en cuestión.
Las galerías pueden dividirse en tres tipos de acuerdo
con J.D. Jacobs según su tamaño:
1. Pequeñas: menores de 9 m
2
de sección. Las
menores no pueden ser inferiores a 2 m de
ancho y 2,5 m de alto; si fuesen menores la
circulación de personas y equipos se hace
difícil, y no se pueden usar equipos
mecánicos.
2. Medias: entre 9 y 24 m
2
de sección. Este
rango de tamaño cubre las necesidades de la
mayor parte de las minas de interior.
3. Grandes: entre 24 y 40 m2 de sección. Estas
secciones se requieren cuando el transporte
de interior se realiza por ferrocarril de ancho
de vía de superficie o con grandes camiones
de neumáticos.
Esquema de perforación para galerías de pequeña
sección: 8,40 m2
Esquema de perforación para galerías de sección
media: 16,06 m2

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CAPÍTULO 5
Pág.: 56
La perforación y voladura se hacen con los medios
habituales que se explican en otra parte del laboreo de
minas. A título de ejemplo se muestra a continuación
tres esquemas de perforación para cada una de las
categorías definidas:
El desescombro (mucking) después de la voladura se
realiza con medios mecánicos. La pala de mano solo
se emplea en pequeñas operaciones tales como
desescombro de cunetas o en situaciones en las que
no es posible el acceso de medios mecánicos. En el
diseño y planificación de una excavación subterránea
es importante escoger la pala adecuada, siempre la
mayor posible, que pueda trabajar en un área
determinada con el espacio suficiente. El camión de
transporte debe ser el adecuado a la cargadora en
dimensiones y en capacidad de carga. Si la cargadora
usada fuese una LHD cumplirá también la función de
transporte. Para evitar el polvo se riega con agua y se
lleva la tubería de ventilación al frente.
A medida que la galería va desarrollándose se fortifica
en los tramos en que sea necesario mediante los
sistemas habituales: bulonado, cuadros metálicos,
gunitado, cementado, etc.
Asímismo se estimarán los costes de ejecución.
2. LABORES VERTICALES (CHIMENEAS,
PIQUERAS Y DEMÁS LABORES
VERTICALES)
2.1. MÉTODOS CONVENCIONALES
El uso de métodos convencionales para la realización
de labores verticales ha descendido en los últimos
años pero todavía se usan profusamente en minería
subterránea, sobre todo en chimeneas cortas,
menores de 25 a 30 m. Para alturas superiores la
tendencia es a utilizar sondeos de gran diámetro. Las
labores verticales se emplean para el paso de
hombres, de equipos y suministros, para la bajada de
mineral o de estériles y rellenos y para ventilación.
En el método convencional, el tipo de andamiaje o
sostenimiento utilizado depende de la sección y
pendiente de la chimenea. Si la pendiente es menor
de 40º se necesita poca madera para la protección de
las personas aunque el uso de mampostas
horizontales ayuda a desplazarse y a apoyar las
columnas de los martillos perforadores. En chimeneas
verticales o muy pendientes se requiere un andamiaje
adecuado incluso cuando la roca se sostiene muy
bien. Las mampostas se cortan a la distancia entre
hastiales y se calzan con cuñas, mediante el hacho o
maza.
La forma más simple de poner la madera es en una
fila en cada extremo de los hastiales. El forro de tabla
horizontal sirve de plataforma para apoyar la columna
del martillo perforador y se mueve después de cada
disparo. Un método similar consiste, en vez de utilizar
mampostas, en perforar sendos barrenos cortos en los
extremos opuestos de los dos hastiales, introduciendo
en los cuatro barrenos un trozo de barrena gastada
previamente cortada y se ponen dos tubos de tubería
metálica encajados en los trozos de barrena; las
tablas de la plataforma se colocan sobre ellos.
La chimenea de dos compartimentos se sube con
andamiaje de mampostas o fortificación del
compartimento de la escala. Las mampostas se
colocan a pares a intervalos de 1m o más, una en un
hastial de la chimenea y la otra hacia el medio. El
hueco entre mampostas se forra con tabla para
separar el paso de hombre del hueco de paso de
escombro. Se dejan plataformas y la escala se pone
alternada par mayor seguridad. Se hacen recortes o
nichos en el paso de hombre para almacenar
suministros. El hueco de paso de escombro está lleno
y solo se extrae por la parte inferior lo necesario para
dejar espacio arriba suficiente para trabajar. En este
Esquema de perforación para galerías de sección
grande: 33,25 m2

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CAPÍTULO 5
Pág.: 57
sentido funciona como el método de cámaras
almacén.
La figura siguiente muestra una chimenea con el
compartimento de personal fortificado, en el que se
coloca un techo de tabla en el paso de hombre para el
disparo de la pega. Este tipo de chimenea se realiza
cuando el terreno necesita sostenimiento y hay que
mantener expedita la comunicación entre labores.
Después de ventilar los humos del disparo, los
mineros suben y van quitando tabla por tabla del techo
del compartimento de subida echando el escombro
volado de cada tabla al compartimento del escombro y
a continuación se prepara la siguiente perforación.
Este tipo de labor vertical puede extenderse a tres
compartimentos de modo que el central es para paso
de hombre y los laterales para desescombro.
2.2. SISTEMA ALIMAK
El sistema Alimak es un método semi-mecanizado de
ascensión de chimeneas que ha tenido éxito para roca
dura y chimeneas largas. La inversión en equipos es
elevada aunque pueden ser reutilizados numerosas
veces. La figura siguiente muestra un sistema Alimak.
Alimak en
operación
2.3. MÉTODO MECANIZADO POR “RAISE
BORING”
Los sistemas más modernos para desarrollar labores
verticales utilizan técnicas de sondeo. La sonda deja
secciones circulares con buenos paramentos muy
aptas para la eficiencia del paso del escombro y para
ala ventilación por su baja resistencia. Las labores
realizadas por es método pueden tener pendientes de
hasta 30º con la vertical, diámetros de hasta 2m y
longitudes de casi 300m. La máquina realiza en primer
lugar un sondeo de 225 a 250 mm de diámetro y a
continuación se realiza la sección definitiva en
ascendente. Con grandes máquinas de este tipo se
realizan pozos de extracción.
Chimenea de dos compartimentos en ejecución

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CAPÍTULO 5
Pág.: 58

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CAPÍTULO 5
Pág.: 59
Las labores para paso de mineral pueden ser
verticales, aunque muchos operadores mineros las
prefieren de 70º o más aunque no del todo verticales.
Las chimeneas verticales trabajan llenas de escombro
a modo de cámara almacén y las inclinadas a 55º
trabajan vacías. Por debajo de 50º el mineral no
correrá adecuadamente.
La razón de la disparidad de criterio radica en el tipo
de cuelgues que se producen en los conductos
verticales. Los minerales con pocos finos y trozos
gruesos tienden a producir cuelgues porque los
bloques encajan entre ellos produciendo un efecto
arco mientras que minerales con muchos finos forman
cuelgues por cohesión de los finos. Los cuelgues de
gruesos se producen en pendientes mayores de 60º,
mientras que los de finos se evitan en pendientes casi
verticales. Un buen compromiso es acudir a
pendientes de unos 70º para evitar ambos tipos de
cuelgues.
La sección de los conductos verticales de mineral se
suele definir basándose en la experiencia de la mina.
En un nuevo proyecto se acude a lo que hacen otras
Realización de chimeneas por sondeos

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CAPÍTULO 5
Pág.: 60
minas similares si existen o a métodos empíricos.
Un método empírico es el checoslovaco:
La dimensión de la chimenea de paso de
mineral se obtiene con las siguientes fórmulas
Sección cuadrada de lado L:
kdL 2
6,4=
Sección rectangular de lado mayor W:
kdW 2
6,4=
Sección circular de diámetro D:
kdD 2
2,5=
dónde
d = mayor dimensión del tamaño
máximo en el conducto
k = una constante de un ábaco que
para voladuras típicas de rocas en
minas toma los siguientes valores:
k = 0.6 para un contenido de finos
igual a 0%
k = 1,0 para un contenido de finos
igual a 5%
k = 1,4 para un contenido de finos
igual a 10%
Se consideran finos todos aquellos materiales
menores de 200 mallas.
Ejemplo:
Hallar la sección de una chimenea para el
mineral que pasa por una rejilla con paso de
400 x 450 mm y con un contenido en finos del
2,5%.
Solución:
L = 4,6 8,0·450,0 2
= 1,85 m
En este caso valdrá una chimenea de 1,80 x
1,80 m.

DISEÑO DE APLICACIONES DEL
MÉTODO DE CÁMARAS Y PILARES
1. MINERALES DUROS
La minería de cámaras y pilares se realiza en
secciones, paneles ó cuarteles que habitualmente son
rectangulares y regulares en plano. Es importante
diferenciar entre la minería en carbón y en minerales
duros. En la minería de minerales duros de
yacimientos horizontales este método es similar al de
cámaras y pilares irregulares. En estos casos la
distribución de leyes en el cuerpo mineralizado es el
principal requisito de diseño de la explotación, y el
control del terreno y la ventilación son criterios
segundarios. Esto conduce a una distribución
adecuada de los pilares con dimensión irregular que
se adaptan y sitúan en las zonas marginales ó
estériles.
Capítulo 6
OBJETIVOS DEL TEMA
• Conocer el concepto de método de cámaras
y pilares.
• Comprender como se enfocan una
explotaciones u otras en función de las
sustancias a explotar y las características de
la roca.
• Comprender como se enfoca la explotación
de cámaras en el caso de roca dura.
• Conocer cómo se enfoca la explotación
cuando se trata de minería de roca blanda.
• Conocer los criterios de diseño cuando las
cámaras son horizontales.
• Conocer los criterios de diseño cuando el
piso de la cámara es inclinado.
• Comprender los criterios de diseño cuando
se debe acudir a pisos escalonados.
• Conocer los criterios para el diseño de los
pilares.
• Conocer cómo determinar la carga de un
pilar.
• Conocer la secuencia de diseño.
• Conocer cómo se diseñan los pilares
barrera.

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CAPÍTULO 6
DISEÑO DE APLICACIONES DEL MÉTODO DE CÁMARAS Y PILARES
Pág.: 62
En las minas de carbón la ventilación y el control del
terreno son factores principales de diseño y por lo
tanto se requiere un diseño cuidadoso de los cuarteles
a explotar por cámaras y pilares, aislándolos del resto
de la mina y con un adecuado diseño de la ventilación.
También puede requerirse planes para la explotación
en retirada de los pilares por hundimiento.
La minería de cámaras y pilares en rocas y minerales
duros es pues un método de explotación de apertura
de cámaras con un ángulo pequeño con respecto a la
horizontal que excava huecos y deja pilares
distribuidos aleatoriamente en los yacimientos en los
que la ley es variable. En los que la ley es constante o
varia poco, la disposición y sección de los pilares es
regular y uniforme.
Este método difiere de los demás en que la utilización
de la gravedad en el flujo del mineral es muy limitada,
y el mineral debe ser cargado en la excavación en la
que ha sido arrancado y transportado desde ese
punto. En las grandes operaciones esto incluye el uso
de cargadoras, camiones, LHD (Load-Haul-Dump),
aunque también puede usarse raspas o Scrapers.
2. MINERALES BLANDOS
La unidad básica en la minería por cámaras y pilares
en minerales blandos (carbón, potasa y sales sódicas)
es el panel ó cuartel que define el área de la mina que
debe ser minada y ventilada. Una vez preparado el
cuartel par obtener una ventilación eficaz mediante las
guías perimetrales necesarias se realiza el arranque
en avance de las cámaras dejando pilares regulares
previamente diseñados. Terminada la explotación de
las cámaras pueden explotarse en retirada los pilares
si las condiciones lo permiten. La explotación de las
cámaras y de los pilares pueden combinarse e incluso
simultanearse de diferentes maneras dando lugar a
variantes del método.
Cualquiera que sea el sistema habrá de cuidarse en
extremo la ventilación instalando drenajes de gas en
las labores hundidas mientras sus proximidades no
sean abandonadas definitivamente. Para el arranque
de estos minerales cuando existe grisú (carbón,
potasa),se utilizan minadores continuos ya que el
arranque con explosivos, en este caso, puede ser
extremadamente peligroso.

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CAPÍTULO 6
Pág.: 63

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CAPÍTULO 6
Pág.: 64
2.1. CÁMARAS Y PILARES (PISO HORIZONTAL)
• Tajos ya explotados sirven como vías de
transporte
• Perforación con jumbo o jumbo y carro
• Carga y transporte con LHD o LHD y camión
2.2. CÁMARAS Y PILARES (PISO INCLINADO)
• Difícil Mecanización
• Perforación Manual (martillo de mano y
columna neumática)
• Carga y Arrastre con scraper o raspa (cuchara
de arrastre)

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CAPÍTULO 6
Pág.: 65
• Transporte sobre vía por galería inferior de
transporte. 2.3. CÁMARAS Y PILARES (PISO
ESCALONADO PARA DEPÓSITOS
INCLINADOS)
• Galerías de acceso orientadas según
pendientes asequibles a los equipos sobre

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CAPÍTULO 6
Pág.: 66
neumáticos
• Perforación con jumbo
• Carga y transporte con LHD o LHD y camión
3. CRITERIOS DE
DISEÑO DE LOS
PILARES
Como estos métodos se
caracterizan por la necesidad de
dejar pilares que sostienen el
techo, el objeto principal del
diseño es, en estos casos, el
cálculo de las dimensiones de
los pilares para tener un
determinado coeficiente de
seguridad, y comprobar la tasa
de recuperación del yacimiento
en las condiciones establecidas.
Los resultados experimentales
de ensayos de compresión
uniaxiales realizados en rocas y
carbones muestran que existe
un efecto de reducción de la
tensión de rotura cuando se
incrementa el tamaño de la
probeta. Bieniawski introdujo en
1968 el concepto de tensión del
tamaño crítico. Se define éste
como aquel tamaño de probeta
en el que un incremento
continuado del ancho de la
probeta o del pilar no produce
una disminución significativa de
la tensión en el pilar. La
inmediata conclusión del
concepto de tamaño crítico es
que el valor de la tensión del
tamaño crítico es directamente
aplicable al tamaño real de los
pilares. Para carbón, Bieniawski
halló en 1968 que el tamaño
crítico es 1,5 m en pilares
cúbicos de sección cuadrada y
Pariseau y Hustrulid han
demostrado que a efectos de diseño de los pilares
puede tomarse 0,9144 m (36 in x 0,0254 m/in) como
tamaño crítico. Ver la figura siguiente para diferentes
materiales.
Apertura a muro (realce horizontal). Jumbo sobre ruedas o perforación manual.
Apertura a techo. Banqueo horizontal. Jumbo sobre ruedas.
Apertura a techo. Banqueo horizontal. Jumbo sobre ruedas.

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CAPÍTULO 6
Pág.: 67
El efecto tamaño caracteriza la diferencia entre la
tensión de la probeta de laboratorio de pequeño
tamaño y el tamaño de los pilares reales de la mina.
El problema que se plantea habitualmente es el de
calcular la tensión de rotura pσ de los pilares y sus
dimensiones conociendo solamente la resistencia a la
rotura por compresión cσ de las probetas de
laboratorio hechas con el mismo material que el de los
pilares
Si llamamos 1σ a la tensión uniaxial vertical de un
pilar cúbico de altura h se tiene de acuerdo con las
experiencias realizadas (Hustrulid,1976):
h
k
=1σ si h < 0,9441 m y
9144,0
1
k
=σ si
h > 0,9441 m para pilares
cúbicos.
La constante k se determina en
función del material del pilar y se
obtiene de acuerdo con la
igualdad:
k = Dcσ , dónde cσ es el
esfuerzo de rotura a compresión
uniaxial de la probeta de diámetro
o con el lado del cubo D en mm
ensayada en el laboratorio. Debe notarse que
aunque existe una diferencia en los resultados de
laboratorio entre las probetas cilíndricas y cúbicas,
no son significativas para la práctica del diseño de
los pilares siempre que D esté comprendido entre 50
y 100 mm.
A partir de resultados experimentales se han
establecido diversas fórmulas que relacionan la
resistencia de los pilares pσ con el ancho w y la
altura h del pilar en función de 1σ (que es la tensión
de un pilar de tamaño crítico o superior) aunque la
que aquí usaremos es la de Bieniaswki :
)36,064,0(1
h
w
p += σσ
Esta fórmula es realista hasta valores de w/h = 10, y
a partir de ahí proporciona valores demasiado
conservadores. Como esta fórmula es aplicable a
cualquier pilar con un valor de 1σ que caracterice la
tensión in situ de la roca se toma un factor de
seguridad F de 2 para el diseño de los pilares si estos
han de permanecer un largo plazo y 1,5 para pilares
de corto plazo. Estas recomendaciones se tomarán
con cautela y en todo caso se tendrá en cuenta la
experiencia previa de la mina en cuestión.

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CAPÍTULO 6
Pág.: 68
4. DETERMINACIÓN DE LA CARGA DEL
PILAR
Para determinar la carga que ha de soportar un pilar la
aproximación mas simple es la del área atribuida que
incluye un importante número de simplificaciones. En
esta teoría se supone que el pilar aguanta un peso
igual al de la columna de la sección del pilar hasta la
superficie más la columna del hueco atribuible el pilar.
Sean:
SP : la tensión del pilar (kPa)
H : profundidad (m) de la capa de mineral
W : ancho del pilar (m)
L : longitud del pilar (m)
B : ancho del hueco (m)
La carga del pilar se puede calcular mediante la
expresión:
SP =
Lw
BLBw
gH
·
))(( ++
γ , dónde
γ es la densidad de la roca de cobertera hasta la
superficie
g es la aceleración de la gravedad 9,81 m/s
2
.
Si consideramos que la densidad media de las rocas
de cobertera es 2,5 tenemos
SP = 24,525·H·
Lw
BLBw
·
))(( ++
(kPa)
Para pilares de sección cuadrada, cuando w = L
SP = 24,525·H· 2
2
)(
w
Bw +
Si llamamos e al factor de recuperación del mineral la
parte minada es
L
BBB
w
B
2
2
2
)
22
(2 +++ = B
2
+ B· L + B· w
La superficie total atribuida es
=++++ )
22
)(
22
(
B
L
BB
w
B
(B + w)(B + L)
y entonces tenemos para e
=
++
++
=
))((
2
wBLB
BwBLB
e =
++
−+++
))((
2
wBLB
wLwLBwBLB
))((
))((
wBLB
wLwBLB
++
−++
))((
1
wBLB
wL
e
++
−= de dónde si 5,2=γ se
tiene
SP = 24,525
e
H
−1
(kPa)
5. SECUENCIA DE DISEÑO
Se trata de calcular el factor de seguridad F de los
pilares en función de los parámetros geométricos de
las cámaras y de los pilares y ver si los valores
obtenidos están entre 1,5 y 2 como se ha indicado
anteriormente.
p
p
S
F
σ
= = 1,5 a 2
Se siguen los siguientes pasos:
1.Se tabula el esfuerzo de compresión uniaxial cσ en
función del diámetro D de la probeta ó del lado del
cubo-probeta (se suelen tomar probetas de 50 mm de
lado).
2.Se determina el valor de k para los pilares en
cuestión

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CAPÍTULO 6
Pág.: 69
k = Dcσ
3.Se calcula Pσ mediante la fórmula de Bieniawski
)36,064,0(1
h
w
P += σσ , dónde
9144,0
1
k
=σ y h es conocido por ser la
potencia de la capa
4. Se selecciona el ancho B de cámara
5. Se calcula la carga Sp del pilar
Sp=
wL
BLBw
H
))((
525,24
++
, dónde Sp es la
tensión del pilar en kPa, H es la profundidad por
debajo de la superficie en m, w es el ancho de los
pilares en m, L es el largo de los pilares en m,
6. Se selecciona el factor de seguridad, entre 1,5 y 2,
se hace Pσ /F=Sp y se resuelve para el ancho w del
pilar, suponiendo que L/w varía entre 1 y 1,5.
7. Por cuestiones económicas y de recuperación se
comprueba la tasa de extracción e para ver si da un
valor aceptable
e = 1 - (
Bw
w
+
)(
BL
L
+
)
8. Si la tasa e de extracción no es aceptable (menor
del 50%) y se necesita incrementarla disminuyendo el
ancho w de los pilares, se selecciona en el paso 7 un
nuevo ancho w y un nuevo largo L que den una tasa e
de extracción aceptable y se calcula si estos valores
son aceptables desde el punto de vista de la
estabilidad de la mina. Para ello se calcula el factor de
seguridad,
F =
P
P
S
σ
,
Dónde Pσ es la tensión del pilar del paso 3 y SP es la
carga del pilar del paso 5. El factor de seguridad
estará entre 1,5 para los pilares de corta duración y 2
para pilares de larga duración o que hallan de ser
recuperados.
9. Se harán las consideraciones ingenieriles
adecuadas mediante la aplicación de los
conocimientos mineros y geológicos necesarios para
establecer una adecuada planificación minera.
EJEMPLO 1
Comprobar una operación minera de carbón existente
y mejorar su tasa de recuperación. Datos:
Profundidad H = 152 m
Ancho de cámara B = 5,5 m
Ancho de pilar w = 18,3 m
Longitud de pilar L = 24,4 m
Potencia de la capa h = 2,1 m
Relación L/w L/w = 1,33
De los ensayos de laboratorio con probetas de 54 mm
de diámetro se ha hallado
26352=cσ (kPa)
Solución: Hallamos en primer lugar k = Dcσ =
26352 · 054,0 = 6124.
A partir de k hallamos 1σ =
9144,0
k
=
9144,0
6124
=
6404 kPa
A continuación hallamos
Pσ = 1σ (0,64 + 0,36
h
w
) = 6404(0,64 + 0,36
1,2
3,18
)
=24189 kPa
A su vez
SP = 24,525·H
wL
BLBw ))(( ++
=
24,525·152·
5,24·3,18
)5,54,24)(5,53,18( ++
= 5917 kPa
Ahora determinamos el factor de seguridad
F =
P
P
S
σ
=
5917
24189
= 4 , se ve que este factor de
seguridad es muy elevado (mayor de 2) y en
consecuencia la operación no es muy eficiente
desde el punto de vista de la recuperación de las
reservas. Además w/h = 8,7 lo cual parece
excesivo como se hace evidente al calcular el
factor de recuperación que es claramente
insuficiente:
e = 1 -
9,29·8,23
4,24·3,18
= 0,3725 = 37,25 %
Para mejorar el diseño de la explotación, se hallará el
tamaño mínimo de los pilares introduciendo un factor
de seguridad de 1,5 a 2 y teniendo en cuenta la
relación L/w = 1,33.
Se despejan los valores de w y L de las ecuaciones
F = 1,5 =
wL
Lw
w
)5,5)(5,5(
152·525,24
)
1,2
36,064,0(6404
++
+

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CAPÍTULO 6
Pág.: 70
w
L
= 1,33
Los valores obtenidos de w y L serán menores que los
de partida (8,8 y 11,7 m respectivamente) y en
consecuencia la recuperación e del yacimiento será
mejor con un factor de seguridad de 1,5).
EJEMPLO 2
En una mina de carbón, del mismo yacimiento que el
del ejemplo anterior, se explota la capa a 152m de
profundidad por cámaras y pilares estables de sección
cuadrada. Se planifica la explotación de la capa a 305
m de profundidad. Calcular el ancho de los pilares de
sección cuadrada que son necesarios a esta
profundidad.
Datos:
H = 152 m
h = 3 m
w = 12, 2 m
B = 5,5 m
cσ = 26352 kPa
Solución:
a). Se calcula en primer lugar el factor de seguridad
que está resultando satisfactorio en la explotación
actual:
P
P
S
F
σ
=
1σ = 6404 kPa, igual al ejemplo anterior.
Pσ = 6404(0,64 + 0,36
h
w
) = 6404(0,64 +
0,36
3
2,12
) = 13320 kPa
SP = 24,525·H·
wL
BLBw ))(( ++
=
24,525·152· 2
2
2,12
)5´52,12( +
= 7846 kPa
F =
P
P
S
σ
=
7846
13320
= 1,69.
b). Se comprueba el tanto por ciento e de
recuperación del yacimiento:
e = 1 - )
)
)((
BL
L
Bw
w
++
= 1 - 2
2
)5,52,12(
2,12
+
= 0,52 ;
(52%)
c). Con el factor de seguridad calculado igual a 1,69, y
que se quiere mantener a 305 m de profundidad se
calcula el ancho de los nuevos pilares sabiendo que
son de sección cuadrada:
Pσ = 6404(0,64 + 0,36
3
w
)
SP = 24,525 · 305 2
2
)5,5(
w
w +
F = 1,69 =
P
P
S
σ
Se resuelven estas ecuaciones para hallar w y se
obtiene w = 19,4 m, con una recuperación que
evidentemente será menor que la anteriormente
obtenida:
E = 1 - 2
2
)5,54,19(
4,19
+
= 0,39 ; ( 39% de recuperación
de la capa de carbón).
6. DISEÑO DE LOS PILARES BARRERA
Las cámaras y pilares se desarrollan habitualmente
mediante una serie de cuarteles o paneles
rectangulares separados por pilares barrera. No hay
un método especifico de diseño de estos pilares pero
cobran gran importancia cuando no se busca el
hundimiento del techo y cuando se dejan los pilares de
las cámaras. La tensión en los pilares no está
distribuida uniformemente y cuando el techo y el muro
son más resistentes que el material de los pilares, los
esfuerzos tienden a concentrarse en los apoyos o
empotramientos, por efecto puente o viga, y puede
provocarse el colapso de los pilares porque estos no
resisten. Los pilares barrera pueden controlar estos
fenómenos. Hudson y col. han demostrado en una
serie de ensayos en el mármol, que pueden repetirse
en carbón, que un pilar se comporta de forma flexible
en vez de rígidamente si la razón de la altura al ancho
es menor de 1/3, indicando que el pilar se deformará
antes de romper, evitando un rápido colapso. En
consecuencia, un pilar barrera debe de tener una
anchura 3 a 4 veces mayor que la altura del hueco, y
se comportará de forma flexible antes de romperse.

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CAPÍTULO 6
Pág.: 71

DISEÑO DE APLICACIONES DEL MÉTODO
DE CÁMARAS POR SUBNIVELES
7. DISEÑO DEL MÉTODO DE CÁMARAS
POR SUBNIVELES (SUBLEVEL
STOPING)
El método de arranque desde subniveles normalmente
se emplea sólo en criaderos muy regulares, en los que
el mineral y la roca de los hastiales son resistentes. El
método se caracteriza por su gran productividad
debido a que las labores de preparación se realizan en
su mayor parte dentro del mineral. Se aplica a
criaderos de pendiente alta, en los que el mineral cae
por gravedad en el hueco abierto y que permiten la
perforación de barrenos largos de banqueo o en
abanico. Estos métodos necesitan una preparación
larga y se requiere en general que el criadero sea
potente.
Capítulo 7
OBJETIVOS DEL TEMA
• Comprender la concepción y operatividad de
este método.
• Explicar las características diferenciadoras y
singularidades de este método.
• Comprender como se realiza la explotación
en este caso.
• Conocer la geometrís del método.
• Conocer cuando se utilizan barrenos
paralelos y cuando se utilizan en abanico.
• Conocer como se hace el banqueo.
• Conocer el sistema de grandes barrenos con
voladura en cráter.
• Conocer los criterios de dimensionamiento.

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CAPÍTULO 7
DISEÑO DE APLICACIONES DEL MÉTODO DE CÁMARAS POR SUBNIVELES
Pág.: 73
A este método pertenecen las variantes de barrenos
en abanico y verticales y voladuras por cráter. Es un
método de cámaras abiertas, grandes producciones
para yacimientos regulares con minerales y rocas
encajantes competentes que no requieren entibación o
sostenimiento.
Es una alternativa al método de hundimiento por
subniveles cuando se quiere disminuir la dilución
del mineral. Este método es muy intensivo en labores
preparatorias, aunque se compensa porque
gran parte de ellas han de realzarse en mineral.
El método queda limitado a unos yacimientos
verticales o de fuerte buzamiento en los que tanto el
mineral como la roca encajante son muy competentes
y el mineral fluye fácilmente bajo la acción de la
gravedad. En ocasiones puede utilizarse con
pendientes menores pero entonces el mineral debe
moverse con Scrapers. Los grandes y altamente
mecanizados equipos de perforación que se requieren
exigen una potencia mínima del yacimiento para la
implantación del método y los altos costes de
preparación asociados requieren el mantenimiento de
altos ritmos productivos. El empleo eficaz de grandes
voladuras hace del método de cámaras por subniveles
uno de los métodos de menor coste por tonelada en
minería subterránea.
El yacimiento típico para garantizar el éxito con este
método debe ser regular, ancho, competente y no
necesitar sostenimiento.
La resistencia de la roca puede variar
considerablemente pero deberá ser al menos de 55
Mpa.
El buzamiento del muro será mayor que el ángulo de
reposo del mineral volado de modo que este fluya por
gravedad por los coladeros y cargaderos.
La potencia del yacimiento debe ser al menos de 6 m
y se usa en potencias mucho mayores.
La distancia óptima entre subniveles depende de dos
parámetros: el costo y la dilución, y entre los que se
buscará una solución de compromiso. Los costos, en
general, disminuyen al aumentar la altura (tendencia
actual) pero aumentan con ello la dilución y algún
costo particular, sobre todo al recuperar los macizos
de protección y pilares. Las cámaras longitudinales, al
descubrir una superficie mayor de hastiales, son
peores para la dilución que las transversales. Pero
estas últimas necesitan unos pilares que representan
normalmente el 50 por ciento del mineral del criadero,
mientras en las longitudinales es mucho menor.
Actualmente la distancia entre niveles oscila entre 100
y 130 m para toda la cámara y los subniveles se sitúan
cada 30 m de altura.
Excepcionalmente se ha utilizado este método en
criaderos de poca pendiente, pero su eficacia es
mucho menor. Se puede emplear en criaderos
verticales de poca potencia, hasta un mínimo de 7 m,
con subniveles paralelos a los hastiales. En criaderos
potentes pueden trazarse las cámaras en dirección
perpendicular a los hastiales, como "labores de
través". En general, el método básico se adapta a las
condiciones de cada criadero.
Por la amplia preparación previa que necesita se
precisa disponer de medios para realizar una fuerte
inversión, pero en compensación es uno de los de
menor costo y de mayor garantía de seguridad. Hay
que tener en cuenta estas condiciones al elegir el
método, que, por otra parte, es de los mejores en
condiciones adecuadas del macizo rocoso.
Es deseable una configuración regular del criadero, ya
que la perforación y voladura con barrenos largos, que
es la tendencia moderna, es poco compatible con el
seguimiento de contornos irregulares
Es importante seleccionar correctamente la altura del
nivel en la preparación de la mina, ya que esto influye
en el tamaño óptimo de las cámaras. Esta altura oscila
en este método entre 60 m y 130 m.
Puesto que en este método se crean grandes huecos,
que quedan sin rellenar ni sostener y que están
sometidos a los choques sísmicos causados por las
grandes voladuras, el macizo rocoso debe ser
estructuralmente estable.
Esto requiere una alta resistencia de la roca a la
compresión, unido a unas características estructurales
favorables, sin juntas, fallas o planos de estratificación
excesivos.
El desplome o desprendimiento de roca de un hastial
puede comprometer la explotación, o al menos causar
dilución en el mineral que se va a extraer. Un
derrumbe de mineral a gran escala ocasiona pérdidas
de subniveles y bloqueo de coladeros y cargaderos, lo
que necesita un taqueo considerable. Cuando menos,
se pueden cortar barrenos de voladura ya preparados,
dificultando su empleo o perdiendo las cargas ya
realizadas.
Es importante que se establezca bien la estructura
geológica del criadero, pues de ello depende
fundamentalmente la altura de pisos y el tamaño de
las cámaras.

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CAPÍTULO 7
Pág.: 74
Características descriptivas:
• Explotación: En sentido ascendente.
• Cámaras de longitud variable(< 150m),
anchura variable (<50m) y 40-120m alto,
separadas por pilares verticales, un pilar
corona de protección del nivel superior y otro
de base con el sistema de extracción.
• Posible recuperación de pilares verticales
rellenando las cámaras contiguas.
• Talud invertido, vertical o natural.
Preparación:
• Niveles de transporte con galerías en estéril a
muro 5-10 m por debajo de la cota inferior de
la cámara, con uno o varios subniveles
intermedios.
• Una o varias galerías en mineral por cada
subnivel, según anchura de la cámara para
barrenos en abanico.
• Franqueo en toda la anchura de la cámara
para barrenos verticales
• Corte completo o socavación en la parte
inferior del tajo.
• Transversales de carga cada 5-15m.
• Sistema de carga-evacuación mediante pozos
tolva o pozo de evacuación corrido.
• Chimenea y roza entre niveles para apertura
del tajo.
Sistema:
PERFORACIÓN + VOLADURA + CARGA +
TRANSPORTE
Barrenos largos por gravedad
- Tren
(Φ > 51mm) -
LHD - Camión
Variantes:
• Barrenos en abanico.
• Barrenos paralelos: Voladuras en banco o en
cráter (VCR)
Aplicaciones:
Yacimientos verticales / semiverticales (buzamiento >
ángulo de reposo)
De media / gran potencia (> 6m).
Mineral competente. Hastiales regulares y estables
(dilución <20%)
Método seguro pero poco selectivo.
Aprox. 75% de recuperación (90% recuperando
pilares)
8. GEOMETRÍA DEL MÉTODO.
La disposición de las cámaras con relación al criadero
puede ser de dos tipos: longitudinal o transversal con
respecto a la dirección del mismo. La primera se
aplica en criaderos cuya potencia no sobrepase la
anchura posible de la cámara, o sea, alrededor de 20
m según la calidad del terreno. Cuando la potencia
sobrepasa las dimensiones convenientes para la
estabilidad de la cámara se pasa a la disposición de
Cámaras Transversales.
Para evitar el desplome de la corona de la cámara,
cuando el techo no es muy firme, antes de la
recuperación de los pilares y para proteger sus
labores y huecos de los pisos superiores de la misma,
puede ser buena regla dejar un macizo de corona de
la misma altura que la potencia del criadero (anchura
de la cámara).
Con esta orientación longitudinal de las cámaras su
longitud en dirección depende de la posibilidad de
auto-sostenimiento de los hastiales. Con 100 m de
altura de cámara se suele fijar de forma empírica,
como primera aproximación» en 50 m.
En la disposición transversal, las cámaras se orientan
de techo a muro, normalmente a la dirección del
criadero, y su longitud será igual a la potencia de éste.
Generalmente se limita a unos 80 m.
Si la potencia es mayor se puede introducir un pilar
longitudinal, que acorta la cámara y refuerza los
pilares entre cámaras.
Se toma 20 m de anchura tanto para las cámaras
transversales como para las longitudinales. El
dimensionado de los pilares entre cámaras se realiza
siguiendo el mismo método que en el caso de las
explotaciones por cámaras y pilares, si bien, aquí hay
que tener en cuenta las labores realizadas en el
interior del pilar, que disminuyen su resistencia.

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CAPÍTULO 7
Pág.: 75
En lo que se refiere al dimensionado de las cámaras,
es decir, a la distancia entre pilares, son también
válidas las consideraciones que se hicieron al hablar
de las explotaciones por cámaras y pilares.
En todo caso, las condiciones locales del terreno son
de influencia decisiva y sus indicaciones deben
tenerse en cuenta, extremando la prudencia en las
dimensiones proyectadas.
Las labores se inician con una galería de cabeza y
otra de base seguidas de subniveles a intervalos en
toda la altura de la cámara. En el extremo previsto de
la mina se abre una chimenea, y desde ella, una roza
a todo lo ancho y alto de la masa mineral que ocupará
la futura cámara, y con unos 4 m de espesor.
Simultáneamente, se preparan las labores inferiores
desde la galería de base, que forman los cargaderos.
El arranque se realiza desde los subniveles con
voladuras adecuadas, que desprenden rebanadas
verticales del frente de la cámara, con salida inicial
hacia la roza previamente preparada, desplomándose
el mineral sobre las tolvas o embudos del fondo.
La disposición de los barrenos para esta voladura
caracteriza dos variantes del método:
A) ARRANQUE DE BANQUEO CON BARRENOS
PARALELOS.
En criaderos verticales este sistema tiene la ventaja
de poder dar un espaciado uniforme a los barrenos
con unas condiciones ideales de distribución de
energía y de rotura.
CAMARAS POR SUBNIVELES (Banqueo
Vertical)
- Ensanche del subnivel hasta la
anchura de la cámara
- Barrenos paralelos de hasta 165 mm.
Φ con martillo en fondo
- Cargas espaciadas y secuenciadas
para reducir vibraciones
La cámara en su conjunto se prepara como se ha
expuesto anteriormente. Una vez abierta la roza
frontal, para iniciar el arranque, y comenzando por el
subnivel más bajo, se prepara una cornisa en cada
subnivel y a todo lo ancho del frente de arranque,
como se ve en la figura anterior.
Desde estas cornisas se perfora con barrenos
paralelos descendentes, que después se vuelan. La

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CAPÍTULO 7
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voladura se comienza por abajo y se hace en orden
ascendente subnivel a subnivel. La distancia entre
subniveles varía entre 6 m y 20 m y el personal ha de
trabajar con cinturones de seguridad.
En la actualidad este método ha sido sustituido con
ventaja por el de "Banqueo con grandes barrenos" y
por ello se emplea cada vez menos y sólo en casos
muy especiales.
BARRENOS LARGOS

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CAPÍTULO 7
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B) ARRANQUE CON BARRENOS EN ABANICO.
CAMARAS POR SUBNIVELES (Barrenos en
abanico)
- Barrenos de 51-102 mm.Φ (2-4
pulgadas) perforados con martillo en
cabeza
- Carga neumática mecanizada del
explosivo
En este sistema se pueden perforar los barrenos,
según el esquema de abanico, con la seguridad que
da el perforarlo dentro de la galería del nivel. Así
puede llevarse la perforación tan adelantada como se
quiera, limitada sólo por el riesgo de perder barrenos
por los desplomes de roca al avanzar la labor.
La distancia entre subniveles depende, entre otros
factores, de la posibilidad de controlar la dirección de
los barrenos para asegurar un "espaciado" y "piedra"
correctos en los fondos extremos de los mismos. Esta
tecnología progresa constantemente.
Normalmente se comienza la voladura por los
subniveles más bajos, pero preparando la perforación
y carga de todos los barrenos antes de iniciar la
voladura. Se suelen perforar hasta seis abanicos en
cada subnivel, volándose sólo los tres primeros de una
vez; algunas veces se vuelan de uno en uno, para
examinar su efecto.
El diseño del abanico es de gran importancia para
conseguir buena fragmentación y un máximo de
recuperación. Los parámetros que hay que tener en
cuenta son:
- Longitud de perforación óptima: de 20 m a 24
m , pasados los cuales se hace más difícil el
control de la desviación de los barrenos.

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CAPÍTULO 7
Pág.: 78
- Fragmentación: puede lograrse reduciendo la
"piedra" o el '”espaciado" de los barrenos.
La primera varía entre 1,6 m. y 3,3 m y lo
mismo el "espaciado" de los fondos de los
barrenos. Una buena fragmentación evita el
taqueo. Se suelen volar varios abanicos, que
se separan de 3 a 5 m según la calidad del
mineral y el diámetro de los barrenos,
empleando micro retardos.
- La distancia entre niveles y el ancho de la
cámara influyen en la disposición del abanico
y en el número de barrenos. Aunque también
la influencia puede ser inversa, pues la
magnitud de los barrenos puede determinar la
distancia entre niveles y el número de los
mismos.
- También los barrenos largos de cada abanico
pueden entrecruzarse con los del siguiente,
para mejorar la fragmentación.
- La presencia de estratos, juntas y fallas,
puede ayudar ó estorbar y debe tenerse en
cuenta.
- Es indispensable el empleo de detonadores
de retardo en la voladura, empezando en el
abanico por el barreno vertical; en cámara
estrecha se consume más explosivo por
tonelada para la misma fragmentación.
- Terminado el arranque del macizo de la
cámara, se perforan los macizos y pilares de
entrepisos y entrecámaras con barrenos
profundos y se vuelan para recuperarlos.
VENTAJAS E INCONVENIENTES:
Las ventajas de este método, sobre todo en su
primera variante, son:
- El trabajo es continuo, sin interrupción para
rellenar.
- El costo por tonelada es bajo y exige poca
mano de obra.
- La relación de la producción a la preparación
es alta.
- Hay gran seguridad para el personal (no tiene
que entrar en la cámara).
- La ventilación es buena.
- La conservación es mínima.
- Toda la maquinaria se recupera -al terminar
cada cámara.
Los inconvenientes más señalados son:
- No es posible la explotación selectiva. La ley
medía necesaria hay que mantenerla
combinando el arranque de varias cámaras.
- - Es necesario un servicio de mantenimiento
de equipos riguroso y por ello caro. El servicio
de mantenimiento es más caro que el de
producción.
9. CÁMARAS POR TIROS O BARRENOS
LARGOS PARALELOS DE BANQUEO
En esta variante se suprimen los subniveles, y las
cámaras se preparan a partir de las dos galerías de
cabeza y base de explotación, entre las que se perfora
una chimenea de comunicación en la pared frontal
prevista en la cámara. En estas galerías de cabeza y
base se practica un realce de unos 4 m y se
ensanchan hasta la dimensión que se haya previsto
para la cámara. A continuación se inician las
voladuras alrededor de la chimenea, empleada como
cuele, para dejar preparado el frente de arranque de la
cámara. Queda así individualizado el bloque de
mineral de la cámara, limitado por dos rozas o
espacios abiertos, en cabeza y base, de 4 m de alta y,

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CAPÍTULO 7
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el largo y ancho que se dimensione para la cámara, y
por el frente con una roza vertical con un espesor de 2
m a 3 m , el ancho de cámara y la altura del nivel. Así
queda el frente en forma de banco, cuya altura
depende de las dimensiones de la cámara y de las
posibilidades de perforación de los barrenos. En el
estado actual de la tecnología se consideran los 60 m
como la altura máxima optima.
Una vez preparado el banco, se perforan los barrenos
con diámetros de 115 mm a 200 mm, y longitud entre
50 m y 90 m, aunque el óptimo máximo es de 60 m.
La voladura comienza alrededor de la chimenea
inicial, empleada como cuele; después se sigue hasta
completar la roza que sirve de salida a los tiros de
banqueo.
En relación con el proceso de fragmentación, el
estudio de la voladura debe perseguir dos objetivos:
reducir el costo de producción y minimizar los daños
producidos por la voladura.
El proceso de carga, quebrantado y transporte puede
seguirse de dos maneras. En una se utiliza una
máquina grande L.H.D., que carga, transporta el
mineral a la estación de quebrantado y descarga en
ella. Otra variante consiste en cargar con pala
pequeña y descargar en un transportador en la misma
cámara. Este lleva el mineral bruto al quebrantador.
Una variante de este método cuando no es
conveniente ni posible delimitar bloques prismáticos
de mineral consiste en aplicar los tiros largos en
abanico, como se ve en la figura siguiente, siendo, por
lo demás el diseño similar al de los tiros largos
paralelos. Como se ha dicho, la ventaja principal de
estos métodos es la supresión de los subniveles.
Tiros largos en abanico

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CAPÍTULO 7
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SUBNIVELES

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CAPÍTULO 7
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10. GRANDES BARRENOS EN CRÁTER
(VERTICAL CRATER RETREAT, VCR)
Esta variante es conocida como método de cámaras
V.C.R., que puede traducirse por "Cámaras con
Voladuras Cráter en retirada ascendente".
La geometría del método es igual al caso anterior sin
subniveles, y se empieza por delimitar un bloque del
criadero entre dos galerías de base y cabeza que se
realzan a 4 m y se ensanchan hasta completar el
ancho de la cámara (normalmente la potencia del
criadero).
Estas galerías se enlazan con la estructura general de
la mina, y permiten por su altura el paso de las
grandes perforadoras y cargadoras.
Desde el hueco de cabeza se perfora una malla de
barrenos a través del bloque de mineral; las mallas
están dispuestas en muchos casos en cuadrados de
2,4 m a 3 m de lado, con diámetros de 165 mm.(6,5
in), hasta comunicar con la roza de base. La longitud
de los barrenos, igual a la altura del bloque, oscila
entre 40 m y 52 m y depende de la posibilidad de
perforar sin que los barrenos se desvíen
sensiblemente.
Para la voladura se aplica la técnica de las cargas de
explosivo esféricas que, teóricamente, son las que
producen el cráter más eficaz; en la práctica se ha
demostrado que equivalen estas cargas a las
cilíndricas con una relación 1/6 entre diámetro y altura
de carga.
Normalmente las cámaras tienen una sección de 60 m
x 10 m (aunque pueden llegar a 150 m x 30 m) y la
altura, antes indicada, entre 48 y 60 m.

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CAPÍTULO 7
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En cada voladura se arranca una rebanada horizontal
del bloque mineral, de unos 4 m de espesor, a partir
del cielo o corona del hueco inferior. El mineral
arrancado cae al fondo de la cámara, desde la que se
carga con máquinas L.H.D. por recortes que enlazan
con las galerías de transporte.
Para la carga de los barrenos se opera del modo
siguiente:
• Se perfora la voladura con barrenos de 100-
165mmØ, perforados con martillo en fondo.
• Voladuras en cráter. Cargas esféricas (L / D <
6).
VCR

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CAPÍTULO 7
Pág.: 83
• Se mide la profundidad del barreno desde
arriba.
• Se tapona el fondo con cuñas y se sella con
tierra impermeable.
• Se carga el explosivo de hidrogel, con un cebo
apropiado unido a un cordón detonante. El
centro de gravedad de la carga debe estar a
1,80 m aproximadamente del fondo del
barreno, dependiendo del diámetro.
• Se retaca con 2 m de arena y grava.
• Se coloca el retardo cero en el centro, y los
demás siguiendo el esquema hasta los
hastiales y fondos.
• Se da la pega.
• El mineral almacenado sujeta las paredes de
la cámara
El cálculo y la disposición de la perforación de
voladura debe ser extremadamente cuidadoso y
medido.
Para el cálculo de la voladura por cráter se emplea la
fórmula de Ash:
B = Kb · De (m)
Kb ≈30 (varía entre 14 y 40)
B = piedra (m)
D = diámetro del barreno (m)
El valor de B se ajusta en función del tipo de roca y
del tipo de explosivo
B = Kb · e
SS
EE
R
S
D
V
V
d
d
·)
·
·
·()( 31
2
2
31
γ
γ
dónde:
dS = densidad de la reoca estándar = 2,5
dR = densidad real de la roca
Sγ = densidad del explosivo estándar
Eγ = densidad del explosivo real

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CAPÍTULO 7
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VS = velocidad de detonación del explosivo estándar
VE = velocidad de detonación del explosivo real.
Se toma Sγ ·
2
SV = 66,5 · 10
6
(kg/m.s
2
)
El mineral volado debe sacarse en parte para hacer
sitio a la voladura siguiente y el resto queda
almacenado para contrarrestar la tensión de los
hastiales.
Ventajas de V.C.R. :
• Elimina la preparación de la chimenea y la
roza frontal.
• Mejora la fragmentación.
• Reduce la dilución del mineral.
• Puede aplicarse en criaderos que no aguantan
el banqueo.

MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
POR CÁMARAS ALMACÉN
1. CÁMARAS ALMACÉN (SHRINKAGE
STOPES)
El método de cámaras almacén es un método minero
ascendente en el que la mayor parte del mineral
abatido permanece en la cámara constituyendo el piso
de trabajo del personal para realizar la perforación y
voladura de la rebanada siguiente. Otra razón para
dejar el mineral volado en la cámara es que sirve de
soporte adicional de los hastíales en tanto se completa
la extracción del mineral por la parte inferior de la
misma.
Las cámaras son explotadas mediante un proceso de
rebanadas ascendentes. Habitualmente un 35% del
mineral abatido puede ser extraído antes de completar
la totalidad de la perforación y voladura de la cámara,
puesto que corresponde al esponjamiento y al
necesario espacio de trabajo. Consecuentemente no
puede obtenerse beneficio alguno del mineral restante
hasta que no se ha completado la totalidad de la
explotación de la cámara.
Capítulo 8
OBJETIVOS DEL TEMA
• Comprender la concepción y operatividad de
este método.
en este caso.
• Conocer la geometrís del método.

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CAPÍTULO 8
MÉTODO DE EXPLOTACIÓN POR CÁMARAS ALMACÉN
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Este método es intensivo en mano de obra y no puede
ser fácilmente mecanizado. Se emplea más en los
yacimientos con filones estrechos o en aquellos en los
que no pueden emplearse otros métodos. Se puede
aplicar fácilmente en zonas con mineralizaciones
verticales o con una fuerte pendiente desde 1m de
potencia, aunque se ha aplicado satisfactoriamente en
zonas de hasta 30 m de potencia.
El mineral debe correr libremente y no atascarse en la
cámara. El mineral y la roca encajante no deben
contener arcillas ni otros minerales pegajosos
susceptibles de crear atascos o de cuelgues en la
cámara que dificulten el descenso del mineral. El
mineral no debe oxidarse rápidamente, como los que
contengan sulfuros, lo cual puede cementar o
consolidar el abatido y cerrar la cámara provocando el
cuelgue definitivo y la pérdida del mineral arrancado.
La oxidación puede además crear dificultades en el
proceso de tratamiento. La mineralización debe ser
suficientemente continua a lo largo de la corrida del
filón o capa para evitar que hayan de minarse
cantidades considerables de estéril con la
consiguiente dilución del mineral. En algunos casos se
mina algo de estéril que se deja sin extraer como
relleno o pilares aleatorios.
Debe también tenerse en consideración el
buzamiento, en la dirección del yacimiento, muy
especialmente, cuando la totalidad del mismo se
explota mediante una sola cámara en vez de por
medio de cuarteles de cámaras preestablecidas con
líneas de borde verticales. Una cámara con un
buzamiento menor de 50° puede ser difícil de minar

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CAPÍTULO 8
Pág.: 87
por este método debido a que el mineral se moverá
demasiado rápido por el sistema de extracción
preestablecido en la zona de ángulo de caída
demasiado pequeño. Por otra parte, las cámaras en
las que el mineral se extiende mucho más allá de los
limites teóricos diseñados de la cámara, también
presentan dificultades de minería al extenderse
excesivamente las labores preparatorias, bien sea en
horizontal o en vertical.
Este método es apropiado para filones verticales, con
no mucha potencia y suficiente regularidad y
estabilidad de hastiales para permitir la caída por
gravedad del mineral.
El criadero debe tener unas características
geométricas análogas a las necesarias para los
métodos de subniveles. Se trata de un método de
transición.
Se utiliza como sostenimiento el propio mineral
arrancado, que se deja en la cámara y a esto deben
su nombre. Cuando la superficie de la roca queda
expuesta a la meteorización, se disgrega y afloja y con
los trabajos mineros se inducen tensiones en ella. Si la
roca en la que se abre la cámara es de consistencia
media se desprenderán lisos o bloques, pero si se va
rellenando la cámara con el mineral arrancado se
frena el despegue de la roca y no cae. Sin embargo,
las cámaras almacén no deben emplearse en el caso
de hastiales con rocas friables porque pueden
presionar sobre el mineral arrancado y dificultar su
salida en la carga. Al quebrantar el mineral virgen con
la voladura, los fragmentos ocupan mayor volumen
que in situ. Esta expansión se conoce como índice de
esponjamiento y suele variar de 1,3 a 1,5, (lo que
quiere decir que el volumen se incrementa entre el 30
y el 50 por ciento), según el grado de fragmentación.
Según la potencia del criadero o anchura de cámara
se pueden adoptar tres formas de geometría de la
base de la cámara; En la primera a) se suprimen los
macizos de la galería de base y el mineral se carga
sobre una encamada de madera, reforzada por
entibación (para ello la potencia tiene que ser
pequeña). En la segunda b) y con potencias mayores
se suprime la entibación y se abren embudos en el
macizo de galería.
En el caso de producirse bloques grandes que deben
taquearse se emplean unas sobreguías de taqueo
entre la guía y la explotación. El intervalo práctico
conveniente entre cargaderos es de 8 m a 10 m lo
cual permite una carga en buenas condiciones y
también un piso de trabajo llano sobre el mineral
almacenado. Para iniciar la preparación de la
explotación se empieza por perforar una chimenea en
el centro de la futura cámara y otra en el centro de los
macizos laterales de separación entre cámaras y
estas chimeneas sirven también para la ventilación.
Otras veces, se monta dentro de la cámara, entre el
mineral en la parte del muro, coladeros entubados
cada 45 ó 60 m , para paso de personal y entrada de
aire y se puede también utilizar ventiladores auxiliares
para forzar la ventilación del aire en la cámara. Otras
veces se preparan sólo las chimeneas extremas.
Finalmente el sistema más moderno c) consiste en
suprimir el macizo de la guía de base y colocar una
galería de transporte al muro desde la que se recorta
la base de la cámara y se extrae el mineral con palas
y máquinas L.H.D.
Con hastiales y techos apropiados se ha llegado a
anchuras de cámaras de 25 m pero en estos casos
debe considerarse la conveniencia de utilizar los
métodos por tiros largos.
A veces en filones anchos las cámaras se abren en
dirección transversal al filón. Cada cámara se separa
de la adyacente por un pilar de mineral virgen, para
reducir la luz o vano excesivo de las mismas.
El mineral se arranca a lo largo de la cámara por
rebanadas en realces sucesivos de 2 a 3,5 m de altura
y con el ancho de la cámara, con barrenos
horizontales o verticales de 3 a 4 m de largo; con
estos últimos, pueden perforarse más metros y dar
voladuras de mayor tonelaje, utilizando retardos para
el encendido de las mismas; además, son
independientes los ciclos de perforación y voladura. El
mineral arrancado sirve de piso de trabajo.

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CAPÍTULO 8
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El ciclo de explotación consiste en perforar, volar,
cargar y bulonar, acompañado por una extracción
parcial periódica de mineral arrancado, ya que
después de cada voladura el mineral llena todo el
hueco de la cámara y hay que sacar el 40 por ciento
del mismo por los cargaderos inferiores hasta
recuperar un nuevo espacio vacío libre de 2 m entre el
mineral arrancado y la corona virgen, que se perfora
de nuevo. Si el mineral se vuela con barrenos
horizontales, es preciso cargarlo antes de cada
voladura. El mineral que queda en la cámara se
mantiene a un nivel que permita su uso como piso de
trabajo para cada realce, hasta que se alcance el nivel
del pilar de corona.
En ese momento empieza la operación de vaciar todo
el mineral almacenado. Debe calcularse la cantidad de
mineral a extraer puesto que si se descarga en exceso
será preciso montar sobre el piso de mineral
almacenado andamios para que los martillos
perforadores alcancen la corona. A veces puede
parecer que el piso está a la altura correcta, como
consecuencia de tener un hueco debajo en el interior
del mineral arrancado pero si este hueco se hunde
puede atrapar a algún minero en su desplome.
Para que sean satisfactorios los almacenamientos en
la cámara, el mineral debe descender libremente. Un
material arcilloso o demasiado fino puede originar
cuelgues. Pueden taquearse desde arriba para
eliminarlos, pero suele ser difícil hacerlo; además, el
mineral no debe compactarse ni provocar fuegos
subterráneos o deterioros en su almacenamiento en la
cámara.
En algunos casos, la extracción periódica por los
cargaderos de base aumenta los riesgos de accidente
y la dilución del mineral por deterioro de los hastiales.
Para evitarlo se puede dejar en el interior del mineral
almacenado unos coladeros entubados, por donde se
extrae el mineral sobrante.

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CAPÍTULO 8
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En algún caso se dejan pilares ocasionales en las
cámaras almacén cuando los hastiales son falsos y en
otros casos cuando la mineralización disminuye
mucho o desaparece, porque resultaría antieconómico
arrancarlos; estos pilares ocasionales proporcionan un
sostenimiento adicional. Cuando se abandonan estos
pilares deben aguzarse en su parte superior,
dejándolos con dos taludes de 50° a 60° para que el
mineral al caer resbale con facilidad y no se formen
cuelgues sobre ellos. También puede emplearse
bulones para zonas débiles de los hastiales, con el fin
de evitar que se desprendan trozos de roca y ensucien
el mineral.
Una vez que el arranque ha llegado hasta el pilar de
corona del nivel superior, se descarga el mineral
almacenado hasta vaciar la cámara. Los costados
bajo el macizo de corona pueden bulonarse para
aumentar su estabilidad y evitar que se hundan antes
de vaciar de mineral la cámara. Para evitar el exceso
de polvo en los cargaderos de mineral, antes de vaciar
la cámara, se instalan riegos de agua pulverizada.
También puede volarse el macizo de corona de la
cámara antes de abandonarla, y hundirlo a todo lo
largo. Si además se procede a volar con barrenos en
abanico los pilares entre cámaras el conjunto puede
considerarse un bloque hundido. Puede ser éste el
camino para ensayar o iniciar un método de
hundimiento por bloques.
En las voladuras se pueden producir bloques de
mineral que sobrepasen el tamaño conveniente al
transporte. Se pueden dar tres
casos: que la carga sea de salida
libre, sin coladeros, en cuyo caso
se tritura en la estación
correspondiente. Pero en los
demás casos hay que taquearlas,
parte en la cámara de arranque y
sobre todo, en un nivel de taqueo
en el que se mueve el mineral con
arrobadera (Scraper).
Estas labores encarecen la
preparación y por ello lo normal
hoy es la disposición c) en que se
deja caer libremente el mineral y
su propio talud regula la carga con
L.H.D.
Las ventajas de las cámaras
almacén son:
• En condiciones
apropiadas pueden ser
más baratas que el
método de corte y relleno.
• El mineral almacenado actúa como piso de
trabajo, incluso para andamiarse en el
arranque.
• La perforación y voladura en las cámaras
almacén es más eficaz que en el método de
rebanadas rellenas pues no es un trabajo
cíclico como en éste.
• No hay coladeros dentro de la cámara ni, por
tanto, trabajos de conservación de los
mismos.
• No hay que mover el mineral durante la
explotación, aunque, a veces, hay que
rastrearlo para nivelar las plataformas de
trabajo de las perforadoras móviles.
Los inconvenientes son:
• La corona y costados de la cámara deben ser
sanos y firmes. La pendiente ideal es la
vertical, pero se considera aplicable hasta 50°.
• En algunos casos es difícil dejar el muro al
descubierto, ya que habría que producir
irregularidades en el mismo que pueden ser
causa de "huecos colgados" al retener el
mineral; por ello hay necesidad de abandonar

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CAPÍTULO 8
Pág.: 90
algo de mineral o franquear parte de roca del
hastial, según las circunstancias.
• Las rocas que se desprenden de los hastiales
ensucian el mineral. El mineral está sujeto a
oxidación en la cámara, lo que puede
ocasionar dificultades en la flotación y también
producir fuegos si el contenido en azufre es
suficiente.
Resúmen descriptivo del método:
Explotación:
• Cámaras de 45-90m largo, 45-90m alto, l-30m
ancho, separadas por pilares horizontales y
verticales.
• Extracción paulatina del mineral arrancado
(35-40% para un 50-60% de esponjamiento)
Preparación:
• Niveles de transporte con galerías en estéril a
muro 5-10 m por debajo de la cota inferior
del tajo, separados 45-180m verticalmente.
• Subniveles de servicio con piqueras de
mineral si la altura de las cámaras es menor.
• Transversales de carga cada 5-15m.
• Sistema de carga-evacuación mediante pozos
tolva o pozo de evacuación corrido.
• Chimeneas de acceso y ventilación entre
niveles.
Sistema:
PERFORACIÓN V/H + VOLADURA + CARGA
+ TRANSPORTE
Martillo manual con empujador o columna neumática
+ carga por gravedad + transporte por tren con
vagonetas, LHD ó Camión volquete
Variantes:
• Explotación sobre piso inclinado con un mayor
número de tajos.
• Arranque por tiros largos desde chimenea.
Aplicaciones:
• Yacimientos verticales / semiverticales
(buzamiento > ángulo de reposo)

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• Generalmente de pequeña potencia (1 a 30m)
y ley media-alta.
• Mineral firme, exento de arcillas, no
combustible, oxidable ni degradable
• Hastíales regulares y estables (evitar dilución
y / o sostenimiento)

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MÉTODO DE CORTE Y RELLENO
1. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE.
(CUT – AND - FÍLL STOPES)
Se entiende por corte y relleno los métodos de
explotación subterráneos en los que una simple
excavación o pasada se completa con el relleno antes
de la realización de la siguiente pasada.
En este método el mineral se arranca en rebanadas
sucesivas horizontales o inclinadas trabajando en
sentido ascendente desde la galería de base, como en
las cámaras almacén. Sin embargo el mineral se saca
a medida que se arranca y el hueco que se produce al
sacar el mineral se rellena con estériles siguiendo al
frente a una distancia mayor o menor según los casos,
o bien, sólo se empieza el relleno cuando se completa
el arranque de una rebanada. Entre el relleno y la
corona virgen del mineral se deja un hueco suficiente
para que se pueda trabajar sobre el relleno en la
perforación de la rebanada siguiente sin dificultades.
Capítulo 9
OBJETIVOS DEL TEMA
• Comprender la concepción y operatividad
del método de corte y relleno.
en este caso.
• Conocer la geometría del método.
• Comprender la maquinaria y los elementos
necesarios para desarrollar la explotación
con este método.
• Comprender como funciona la ventilación.
• Comprender como se opera y qué
características tiene el relleno.
• Conocer cuales son las ventajas y
desventajas.
• Conocer como se realiza el corte y relleno
descendente, sus características operativas
y las consideraciones a tener en cuenta.

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CAPÍTULO 9
DISEÑO DE APLICACIONES DEL MÉTODO DE CORTE Y RELLENO
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Este ciclo repetido de perforación, voladura, carga y
relleno es lo característico del método.
En este sentido las cámaras resultantes de voladuras
por cráter que se rellenan rutinariamente en
algunas minas no pueden considerarse comprendidas
en el método de corte y relleno. Este método se usa
en depósitos filonianos con buzamientos pronunciados
y en yacimientos grandes de
forma irregular. Sin embargo
también se usa con cierta
intensidad en los yacimientos de
oro surafricanos con
buzamientos pequeños.
El relleno sirve, en primer lugar,
para sostener las paredes o
hastiales de la cámara. En
minas pequeñas el relleno
puede proceder de los estériles
producidos por el arranque de la
cámara o por las labores
preparatorias generales de la
mina y, en caso necesario, de
labores especiales realizadas
con este fin. En trabajos
mineros de más importancia el
relleno se compone arena,
grava o estériles del lavadero
deslodados.
Para evitar desprendimientos de
rocas en zonas falsas
localizadas, se emplean castilletes, estemples y
bulones como complemento del relleno.
Este método es uno de los más extendidos en la
minería metálica moderna y se considera como una
alternativa del método de subniveles, que se prefiere
cuando puede emplearse por las características
resistentes de los hastiales y del mineral.
Los mismos equipos de perforación pueden emplearse
con el corte y relleno y en los subniveles. Incluso
puede proyectarse un método de corte y relleno y si, al
ponerlo en práctica, se comprueba que las
propiedades de resistencia del macizo rocoso del
criadero son buenas, se puede cambiar el método a
subniveles.
El corte y relleno es el método de explotación más
flexible de todos, ya que puede aplicarse a casi todo
tipo de criaderos; la utilización de esterones de tejidos
apropiados, que sirven para recubrir los pilares y
contener el relleno, o bien el empleo de una ligera
dosis de cemento para que el relleno fragüe, permiten
estabilizar éste y consiguen la recuperación del
mineral de los pilares. Si la mineralización es
arrosariada o desigual, pueden agruparse
económicamente las zonas pobres y ricas diseñando
las cámaras adecuadamente, con lo que puede
realizarse una explotación selectiva. El relleno evita
los hundimientos de grandes proporciones al iniciar
explotaciones debajo de pisos ya arrancados. La
disposición de los coladeros, piqueras y chimeneas de
ventilación, permite contar siempre con pasos

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CAPÍTULO 9
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suficientes, si alguno se interrumpiera por cualquier
circunstancia.
En criaderos tabulares de fuerte pendiente y potencia
pequeña o media, el mineral se arranca en dirección,
montando cámaras longitudinales y con la anchura de
la caja. Según la corrida del criadero, las cámaras
pueden ser del mismo largo que éste o limitarse por
medio de pilares de separación, que disminuyen el
vano descubierto de los hastiales. Cámaras de más de
20 m de anchura sólo son posibles con coronas de
mineral muy resistente. Si el criadero es más ancho,
se preparan las cámaras como labores de través, con
el eje mayor normal a los hastiales.
El corte y relleno se emplea en criaderos irregulares
de minerales ricos, con ramificaciones que penetran
en el macizo rocoso que lo encaja. En estos casos
será preciso franquear la roca del hastial para
conseguir las secciones precisas. La roca arrancada
se deja dentro de la explotación como relleno de la
rebanada.
Estas rebanadas con relleno se llaman algunas veces
mecanizadas, cuando se utilizan en ellas cargadoras
L.H.D. (que cargan, transportan y descargan) con
propulsión diesel o de aire comprimido para la carga
del mineral arrancado.
Para preparar las cámaras en este método, se parte
de la galería de transporte general, situada a unos 12
m - 15 m del fondo de la futura cámara; desde un
recorte de esta galería se practica una rampa de
acceso, que alcanzará al fondo de la cámara a la
CORTE Y RELLENO

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CAPÍTULO 9
Pág.: 99
altura antes indicada, cortando entonces el criadero
con un recorte de techo a muro, en lo que será el
centro de la cámara. Alcanzado el muro, se sube una
chimenea en mineral que enlaza la cámara con la
planta de cabeza del piso superior. Esta chimenea
servirá para el servicio general y tendrá suficiente
sección para ello; irá provista de escalas y
mecanizada con un cabrestante para las maniobras de
los equipos. También sirve como entrada de aire a la
cámara, y la salida de aire se realiza por los dos
extremos de la misma, por dos chimeneas de menor
sección que se preparan en estos puntos y también al
muro del criadero.
Los coladeros pueden dejarse entre el relleno o
prepararlos al muro, separados unos 8 m - 10 m del
mineral, para mayor seguridad. La ventaja principal del
acceso con chimenea es que la preparación de la
explotación es barata y rápida, y se puede empezar a
producir muy pronto. Por contra, presenta el
inconveniente de que es difícil sacar piezas grandes
por chimenea, ya que las unidades grandes del
equipo, como cargadoras y jumbos, quedan
encerradas en la cámara. Por ello, los trabajos de
preparación y mantenimiento deben realizarse dentro
de la misma cámara en condiciones poco apropiadas.
En caso de avería grave, no queda otra solución que
desarmar la máquina y sacarla por la chimenea de
servicio a los talleres.
Tampoco pueden variarse estos equipos de una
cámara a otra y han de tener su capacidad adaptada a
la producción de una sola cámara.
La práctica minera varía de una mina a otra, pero
comúnmente se emplean barrenos ascendentes en las
voladuras, perforados con jumbos de uno, dos o tres
brazos. Los esquemas tienen 1,8 m de piedra y 1,2 m
de espaciado. Se emplea NAFO, salvo que haya
agua, lo que obliga a emplear explosivo gelatinoso.
El control de los esquemas de perforación es riguroso
y además se debe pagar en función de la eficacia de
la voladura.
La experiencia indica que se consiguen mejores
resultados con barrenos inclinados de 10° a 30° con la
vertical e inclinados en dirección del avance. Así se
consigue una granulometría que facilita la carga, pues
el mineral entra mejor en la cargadora.
La altura media de rebanada es de 3 m - 4 m. Los
bloques grandes se taquean a medida que se
presentan.
Una cámara grande puede dividirse en varias
conectadas entre sí como secciones de trabajo y de
este modo, pueden producirse más toneladas en una
misma voladura.
La experiencia demuestra que es mejor arrancar
desde los extremos de la cámara hacia el centro,
salvo que la disposición de los planos de crucero de la
masa mineral exigieran hacerlo en una dirección.
El trabajo empieza con la perforación y voladura,
seguida de la carga de modo que los jumbos seguidos
de las cargadoras, no queden encerrados por el
montón de mineral arrancado; el relleno se coloca
según las necesidades a medida que avanza el
arranque. Si la resistencia de mineral y hastiales lo
permite, se puede arrancar toda la rebanada y
rellenarse de una sola vez.
El aire para la ventilación debe entrar por la planta
inferior de la mina; cuando se dejan coladeros entre el
relleno, el aire penetra por ellos, con lo que se
presenta el problema de que, al secarse el relleno, el
aire arrastra muchos polvos, y también que el mineral
volado puede tapar esos pasos.
Por ello es mejor que el aire entre por la rampa de
acceso a la chimenea central y salga por las dos
chimeneas perforadas en el mineral en los extremos
de la cámara.
El relleno se compone de arena y estériles molidos del
lavadero; también pueden añadirse rocas de las
labores preparatorias. En la cámara se reparte con
pala L.H.D. o arrobadera si es relleno seco.
El relleno hidráulico se baja por la cámara y se
distribuye con tuberías. La bajada puede hacerse por
gravedad a través de agujeros de sondeo.
Las arenas del relleno se tratan para que el tamaño
menor de 10 micras no llegue al 10 por ciento, de
modo que pueda drenarse el agua en la cámara con
facilidad y así resulta una superficie firme sobre la que
pueden trabajar los mineros y emplear la maquinaria
casi inmediatamente.
El drenaje se hace por decantación y filtrado. Para ello
se colocan en el relleno de cada cámara varios tubos
perforados de drenaje y filtrado, recubiertos con
arpillera, a través de los cuales escurre el agua.
Además los accesos a la cámara se cierran a medida
que sube el nivel del relleno, con cierres porosos, para
que el agua pueda escurrir.
Se ha medido la convergencia producida en el hueco
inicial, por la compactación del relleno con arena, y los
resultados obtenidos oscilan entre 10 - 20 por ciento
de la potencia.

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Corte y relleno. Explotación ascendente y recuperación de
pilares descendente.

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Con objeto de facilitar la recuperación de los macizos
entre cámaras, se ha ensayado el consolidar el relleno
agregándole del 6 por ciento al 10 por ciento de
cemento para que fragüe y alcance resistencias a la
compresión de 0,7 a 1,0 MPa.
Para evitar las pérdidas y dilución del mineral por
relleno, se puede lanzar una capa de cemento y arena
de pocos centímetros sobre la superficie de relleno.
Pero siempre penetran en él algunos trozos de mineral
que habrá que recuperar, pudiendo aceptar un 5 por
ciento de pérdida de mineral en el relleno. Mineros
experimentados pueden rebajar estas cifras.
Los coladeros y pasos se protegen con brocales o
barreras, para evitar accidentes, y se retiran al dar las
voladuras. Según las características geotécnicas del
mineral, se puede bulonar la corona con bulones
largos cuando el macizo se aproxima a sus últimos
realces; estos bulones se mezclan después con la
masa mineral volada, lo que ocasiona inconvenientes
en la carga y molienda. Algunas minas tienen que
colocar bulones en corona como medida rutinaria de
seguridad.
En el corte y relleno, con arranque por barrenos
verticales se necesita unas dimensiones de hueco
descubierto que, si la corona o los hastiales son
demasiado débiles, pueden no soportarlos.
En estos casos podrá emplearse la voladura con
barrenos horizontales y el avance en una sola
dirección.
Los barrenos horizontales pueden emplearse también
para seguir los apófisis o salientes de criaderos
irregulares con ley alta. En todo caso, la producción
baja, y con ella el rendimiento por hombre y relevo.
El relleno de una cámara de barrenos horizontales no
puede completarse hasta que se ha terminado de
arrancar la rebanada; entonces se saca la maquinaria
y se rellena la cámara hasta la corona. El aire de
ventilación pasará por el hueco entre corona y relleno,
producido por las irregularidades de la corona y el
asiento del relleno; en algún caso habrá que forzar la
ventilación con tuberías.
Si no se utiliza equipos mecanizados como los L.H.D.
para este método, lo más corriente es utilizar el
rastreo del mineral con arrobadera o scráper,
llevándolo desde el frente al coladero más próximo,
bien directamente o por intermedio de una "estacada"
o puente; ésta puede girar alrededor del coladero y
tener un recorrido de hasta 50 m en cada dirección.
En este caso los coladeros entre el relleno deben ir
revestidos. El relleno baja por dos chimeneas situadas
en los extremos de la cámara. Sobre el relleno se
coloca un piso provisional de tablas para el recorrido
de la arrobadera, evitando una dilución excesiva del
mineral en el relleno.
Las rebanadas rellenas son un buen método para ser
empleado en la recuperación de pilares.
Las ventajas del método de Rebanadas Rellenas
son:
• Sus costos por preparación son menores que
los de las Cámaras Almacén, subniveles y

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barrenos largos.
• Pueden dar producción rápidamente.
• El mineral sale a medida que se arranca y con
ello el capital inmovilizado es menor y se
evitan los problemas de oxidación y fuegos.
• Se necesita poca mano de obra.
• La vigilancia es fácil por estar el trabajo muy
concentrado-
• La seguridad es grande, sólo se trabaja en
zonas que no han tenido tiempo de
meteorizarse.
• La ventilación es sencilla.
• Hay poca dilución del mineral.
• El taqueo puede hacerse en la cámara,
evitando atascos en los coladeros,
• La estabilidad en la cámara y en e! conjunto
de la mina es grande, gracias al relleno.
• Permite la colocación de estériles del
lavadero.
Por el contrario, los inconvenientes son :
• La producción por cámara es irregular, por lo
que hay que arrancar varias para compensar.
• Se necesita un buen suministro de tierras para
relleno.
• Esto resulta caro, llegando al 50 por ciento del
costo total.
• Los finos residuales del tratamiento de
estériles ocasionan problemas de estabilidad
de escombreras.
Resumen descriptivo:
Explotación:
• Similar a "cámara almacén", pero las cámaras
se rellenan con material suelto o cementado.
• Las Cámaras más largas (60-600m) permiten
la mecanización.
• Pilares laterales, de base y corona si se
requieren.
Preparación:
• Niveles de transporte con galerías en mineral
o en estéril si aquél fuera poco consistente,
los hastíales irregulares o la ley poco
uniforme.
• Chimeneas para mineral, relleno, ventilación o
acceso entre niveles.
• Rampas para acceso a los tajos de equipos
mecanizados (jumbos, LHD, etc.).
• Inicio del corte con galería en dirección, 6-8m
encima de la de transporte (pilar de base) si
ésta fuera en mineral.
Sistema:
TRANSPORTE + RELLENO
Martillo manual, Scraper, Tren, Mecánico, Jumbo,
LHD, Camión, Neumático – Hidráulico
Variantes:
• Ascendente: Relleno al piso:
o a) Corte en realce con barrenos H/V.
o b) Avance en calles con relleno lateral.
o c) Con pilares para grandes potencias.
• Descendente: Relleno cementado al techo.
Corte con barrenos H/V.
APLICACIONES:
• Yacimiento tabular (irregularidades y
discontinuidades son admisibles)
• De pequeña potencia (< 30m), gran extensión
y alta ley (uniforme o variable —> explotación
selectiva)
• Buzamiento > 45°. Más horizontales posible si
los coladeros son de una pendiente superior al
ángulo de reposo (más labores en estéril).
• Mineral moderadamente firme. Hastíales
débiles.

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2. C0RTE Y RELLENO DESCENDENTE.
(UNDERCUT AND FILL)
En este método el arranque se realiza en rebanadas
horizontales que se rellenan colocando previamente
una losa de hormigón pobre o relleno cementado que
sirve de techo artificial para la rebanada siguiente.
Este método sustituye al de corte y relleno
ascendente en los casos de mineral falso y fracturado
cuya corona puede ceder y complicar la explotación.
Es un método que presenta las ventajas siguientes:
• Permite recuperar el mineral en proporción
muy alta.
• Evita la inestabilidad con mineral y hastiales
falsos.
• Elimina totalmente el sostenimiento de las
coronas.
• Con todo ello aumenta la seguridad.
Una de las primeras aplicaciones de este método la
realizaron los japoneses para la explotación integral
de una masa mineral de cobre del criadero de Juroko
y fue presentado por vez primera en el V Congreso
Internacional de Minería.
La masa es de 800 m de corrida, 500 m de
profundidad y 20 m de espesor. La ley es de 2,5 por
ciento de cobre, 1,3 por ciento de plomo, 4,2 por
ciento de zinc y 18 por ciento de pirita, 1g de oro y 90
g de plata por tonelada. El mineral y hastiales son
poco resistentes. Además la presencia de agua hacen
que las condiciones de explotación sean difíciles.
Se divide el yacimiento en bloques de 30 m x 20 m x
10 m (a 40 m de altura). Están servidas por dos
piqueras en los extremos, una para personal y
material y la otra para salida de mineral. Una galería
inferior enlaza las dos piqueras.
El arranque se hace con labores de través, en forma
de galerías de 3 m de ancho y 2,5 de altura, que
avanzan desde la primera galería de enlace
alternando con pilares del mismo ancho. Cuando se

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CAPÍTULO 9
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termina una rebanada se prepara en cada cámara un
piso de 50 cm de hormigón armado con tela metálica
sobre tablero de madera. El hormigón con 15 % de
cemento mas escorias y escombro sin lodos a partes
iguales. Los 2 metros restantes se rellenan con relleno
seco y sin cemento. A continuación se arrancan y
rellenan los macizos del mismo modo. Terminada una
rebanada se empieza la inferior. El rendimiento de
esta explotación llega a 20 t/h.

METODO DE HUNDIMIENTO POR SUBNIVELES
1. DISEÑO DEL MÉTODO DE HUNDIMENTO
POR SUBNIVELES
Este método es para minería en masa basada en la
utilización de la gravedad par el mineral y el estéril
volados. El método cuando es aplicable tiene ventajas
y desventajas:
Ventajas:
• Seguridad; Es uno de los métodos más seguros
para el personal en minería subterránea porque
las actividades mineras se desarrollan en o desde
aberturas relativamente pequeñas.
• Mecanización: las actividades mineras pueden ser
sistematizadas lo que implica un alto grado de
mecanización y la obtención de grandes
producciones.
• Flexibilidad: permite rápidos inicios de producción
y cambios en los ritmos de producción.
• Organización del trabajo: permite concentración,
organización y buenas condiciones de trabajo.
Capítulo 10
OBJETIVOS DEL TEMA
del método de hundimiento por subniveles.
en este caso.
con este método.
desventajas.
• Conocer como se realiza el corte y relleno
descendente, sus características operativas
y las consideraciones a tener en cuenta.
• Comprender qué es el método de
explotación por sutiraje y donde se aplica.
• Conocer los fundamentos teóricos del
método.
• Conocer las reglas prácticas de diseño.
• Saber cómo se calculan todos los
parámetros que definen el diseño.
• Conocer qué efectos puede haber en la
superficie.

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CAPÍTULO 10
DISEÑO DE APLICACIONES DEL METODO DE HUNDIMIENTO POR SUBNIVELES
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Inconvenientes:
• Mayor dilución por hundimiento del estéril.
• Todo el mineral ha de ser perforado y volado para
obtener la granulometría adecuada para su
extracción por gravedad.
• Pérdidas por varias causas; Minerales diluidos al
final de la extracción, mineral alojado en zonas
pasivas. Se incrementan si disminuye el
buzamiento.
• Necesidad de realizar mucha preparación.
• Subsidencia y daños en la superficie.
• Necesidad de datos precisos y numerosos sobre
los parámetros de fluencia por gravedad del
mineral y el estéril ya que estas características
son determinantes del método.
DESCRIPCIÓN:
Explotación: Progresa en sentido descendente.
• Se perforan barrenos en abanico hacia arriba en
ángulos entre 60 y 120°, en un plano a 70-90°
respecto a la horizontal.
• Se vuela una (máximo dos) fila de abanicos.
• La carga se hace de forma controlada hasta
detectar la aparición del estéril hundido.
Preparación: Hasta el 20% de la producción.
• Red de galerías en mineral (transversales o en
dirección), distribuidas al tresbolillo en subniveles
separados verticalmente 8-15m. Similar distancia
horizontal entre centros, según características
mecánicas de la zafra.
• Niveles de transporte (galerías en estéril a muro)
conectadas con los subniveles por rampas y
coladeros de mineral.
• Chimenea y roza entre niveles para apertura del
tajo.

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Sistema:
TRANSPORTE
- Barrenos largos (d»51mm) + Carga mecánica +
LHD + Camión-Tren
Variante: Sutíraje por subniveles para Carbón
Aplicaciones:
• Yacimientos verticales/semiverticales (buzamiento
> 60°) u horizontales si son de gran potencia.
• De media/gran potencia (> 6m). Hastíales
moderadamente irregulares
• Mineral medianamente competente.
• Estéril fracturado que colapse sin finos (—^
reducir dilución)
• Dilución inevitable. Estéril fácil de separar del
mineral (por ej: mineral de Fe en separación
magnética)
HUNDIMIENTO POR SUBNIVELES
• Perforación con martillo en cabeza, independiente
de la carga.
• Ritmos de producción altos
• Grado de recuperación alto (80-90%)
• Dilución media alta (10-35%). Se reduce con
transversales al tresbolillo.
• Método seguro moderadamente flexible y
selectivo.
• Subsidencia en superficie.
2. TEORÍA DEL FLUJO DE SÓLIDOS
GRANULARES POR GRAVEDAD
El hundimiento por subniveles ha sido estudiado en
detalle por R. Kvapil cuya teoría y resultados se
exponen a continuación.
Para proyectar correctamente este método de
explotación es necesario analizarlo desde el punto de
vista del flujo por gravedad de los materiales
granulares sólidos y no realizar un diseño más o
menos al azar que llevará a penosas recuperaciones
de mineral.
El flujo por gravedad que aquí se refiere no tiene que
ver con el flujo de los líquidos, sino que se refiere a un
flujo continuo de materiales sólidos
independientemente del tamaño de sus fragmentos.
Mediante experimentos como el de la figura se
demuestra que cuando un material sólido fragmentado
fluye por gravedad en un recipiente por una apertura
inferior se forma un elipsoide de relajación que
envuelve al elipsoide de extracción cuyo contenido es
la parte de material que sale por la apertura
Podemos esquematizar este comportamiento del flujo
por gravedad en la figura siguiente:
Del análisis de la figura anterior se ve que cuando se
ha completado la extracción del elipsoide de
extracción, el plano N que inicialmente pasaba por n
se ha trasladado hacia abajo formando un embudo de
sustitución de estéril cuya altura hn es igual al eje
mayor del elipsoide de extracción.
En negro se ve el elipsoide de extracción y en punteado el de
relajación

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CAPÍTULO 10
Pág.: 120
Además el volumen del embudo formado es igual al
del elipsoide de extracción. Llamamos:
VC = volumen del material extraído
EE = elipsoide de extracción
VEE = volumen del elipsoide de extracción
hn = altura del elipsoide de extracción
EL = elipsoide de relajación
VEL = volumen del elipsoide de relajación
hL = altura del elipsoide de relajación
F = embudo de sustitución de estéril
VF = volumen del embudo de sustitución
Introduciendo algunas simplificaciones se puede
establecer las relaciones siguientes:
VEE ≈VC ≈ VF
es decir que el volumen del elipsoide de extracción es
igual al volumen del material descargado e igual al del
embudo de sustitución. Además suponemos, de
acuerdo con las figuras, que el volumen del elipsoide
de relajación es aproximadamente 15 veces mayor
que el del elipsoide de extracción
VEL ≈ 15 · VEE ≈ 15 · VC ≈15 · VF
Se supone que la excentricidad del elipsoide de
relajación es la misma que la del de extracción y por lo
tanto se tiene
hL = 3
15 · hn = 2,5 hn
es decir que la altura del elipsoide de relajación es 2,5
veces mayor que la del de extracción.
Si se observa la figura anterior, se ve que el volumen
máximo de mineral R que puede extraerse sin mezcla
o dilución con el estéril W es el contenido en el
elipsoide de extracción. Cualquier extracción adicional
se encontrará diluida por el estéril W porque el
embudo invertido de sustitución, igual al nuevo
elipsoide de extracción se encuentra lleno con estéril.
Para la misma altura hn, el elipsoide de extracción
puede tener volúmenes diferentes porque la
excentricidad del elipsoide depende del material en
cuestión.
La excentricidad del elipsoide es
)(
1 22
ba
a
−=ε
Dónde a es el semieje mayor y b el semieje menor del
elipsoide.
Relaciones en el mecanismo de flujo por gravedad

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CAPÍTULO 10
Pág.: 121
Cuanto mayor es la excentricidad, más finos son los
elipsoides y corresponden a materiales de grano
pequeño (arenas, cemento) y en cambio en materiales
gruesos la zona activa de los elipsoides es mucho
mas ancha. La excentricidad de los elipsoides también
crece con su altura, y aunque esto no tiene mucha
importancia en el caso del hundimiento por subniveles
si lo tiene en el caso del hundimiento por bloques de
gran altura. En realidad la excentricidad de los
elipsoides depende de multitud de factores como la
forma de las partículas, la rugosidad, densidad, ángulo
de rozamiento, etc. Todos estos factores configuran la
movilidad del material de modo que a mayor movilidad
corresponden elipsoides más finos o excéntricos y a
menor movilidad, elipsoides más anchos con grandes
volúmenes de material, como se ve en la figura
siguiente:
3. APLICACIÓN AL HUNDIMIENTO POR
SUBNIVELES
En un frente vertical del subnivel, las guías constituyen
aperturas verticales localizadas en el plano vertical del
frente del subnivel.
De la figura siguiente se deduce que la zona del flujo
por gravedad está cortada por la pared vertical de la
tolva, pero que queda no perturbada por lo demás. La
pared vertical corta los elipsoides de extracción y de
relajación en la forma del esquema adjunto es decir
aproximadamente por la mitad.
Influencia del tamaño de partícula en el
ancho de la zona activa
Flujo por gravedad en una apertura en pared
vertical característica de hundimiento por
subniveles

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CAPÍTULO 10
Pág.: 122
En el hundimiento por subniveles la apertura en la
guía del subnivel tiene la forma de una rendija cuya
longitud es igual a la anchura del techo de la guía o
galería en mineral en el subnivel.
Se demuestra experimentalmente que el ancho de
extracción aumenta con el ancho de la apertura como
se ve en la figura siguiente:
La forma de la ranura también influye en el flujo por
gravedad y en consecuencia en la forma de las
elipses. Cuando el techo de la guía del subnivel está
abovedado la pendiente del mineral volado formará en
la guía un cono y la extracción del mineral por
cualquier parte de la periferia del cono inducirá un
flujo de mineral que seguirá la forma del cono. Esta
situación no es favorable porque la sección eficaz de
la apertura de extracción se reduce y tiene como
consecuencia la penetración del estéril por la parte
central de la apertura al producirse un efecto de
estrechamiento de la elipse de extracción.
Esquema de los elipsoides de relajación y de extracción
provocados por una apertura en la pared vertical. Las paredes
verticales cortan los elipsoides aproximadamente en dos
mitades.
Geometría simplificada del hundimiento por subniveles
Influencia del ancho de la apertura de extracción en el flujo por
gravedad
a) ranura pequeña, b) ranura ancha.
Esquema de flujo por gravedad en función de la forma de la
apertura de techo de la guía del subnivel. Techo abovedado.

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CAPÍTULO 10
Pág.: 123
Cuando el techo de la guía del subnivel es plano la
totalidad de la apertura se utiliza en la extracción y
esta situación es más favorable que la anterior porque
la forma de las elipses de extracción se ensancha
alejando el frente de estéril de la apertura de
extracción.
Una correcta extracción requiere no solo una anchura
suficiente de la rendija o apertura de extracción sino
también un espesor adecuado de la vena de mineral.
Este espesor depende de la profundidad con que
penetra la cargadora (pala o LHD) en la pendiente del
montón de mineral en la guía.
De acuerdo con la teoría de Rankin las trayectorias de
pendiente de máxima tensión del mineral en la guía
siguen un ángulo β con la vertical tal que:
2/)90( º
φβ −=
En dónde:
φ = es el ángulo de talud natural del mineral
hD = la altura de la guía
El punto 1 representa el pie de la pendiente teórica, el
3 la arista de intersección del techo de la guía con el
frente del subnivel, el 2 representa la intersección de
las trayectorias desde el punto3 con el muro de la guía
del subnivel y X es la distancia entre los puntos 1 y 2.
A medida que se extrae mineral por la base de la guía,
la pendiente tiende a aproximarse al límite teórico
definido por la trayectoria 3-2. En esta línea la
pendiente tiene un coeficiente de estabilidad igual a 1,
es decir que está a punto de colapso.
Por lo tanto la conclusión lógica es utilizar la altura
completa hD de la guía del subnivel para la extracción.
La penetración de excavación por la LHD debe ser:
2
90
··
φ
φ
−
−= tghctghX DD
Sin embargo la penetración de las máquinas de carga
no pasa de 1 a 1,3 m por lo que solo se utiliza par la
extracción normal una parte superior de espesor e de
la vena de mineral en la guía, aunque la parte inferior
servirá para acumular bloques de mayor dimensión
que podrán ser extraídos posteriormente.
Incluso en condiciones normales de extracción la
pendiente del mineral en la guía no tendrá un ángulo
constante. Por ello es necesario definir el ángulo β de
la línea 2-3 con el fin de evitarlo por ser el límite de
equilibrio, para que no se produzcan golpes de mineral
que pueden resultar peligrosos. Cuando se produzcan
cuelgues se tratarán con todas las precauciones para
evitar accidentes. Como los cuelgues se suelen
producir por defectos en la perforación y voladura,
este método requiere extremar los cuidados en la
ejecución de estas operaciones.
El elipsoide de extracción no tiene en realidad la forma
de un elipsoide de revolución sino que la parte
superior es mas ancha que la inferior. En materiales
finos la diferencia no es apreciable pero sí los es en
gruesos y para aperturas de extracción anchas: la
movilidad es menor en la parte superior del elipsoide
que en la inferior. Los tamaños gruesos tienden a
concentrarse en la parte superior debido a que en las
voladuras en abanico el espaciamiento de los
Esquema de flujo por gravedad en función de la forma de la
apertura de techo de la guía del subnivel. Techo plano.
Diferentes pendientes de las trayectorias del mineral en la
guía del subnivel

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CAPÍTULO 10
Pág.: 124
barrenos es mayor arriba.
Por lo tanto puede decirse, simplificando, que el
mineral de la rebanada volada tiene la mayor
movilidad en la parte inferior y que disminuye hacia
arriba, y cuanto menor es la movilidad mayor ha de
ser la anchura de la apertura de extracción. Esto
implica que el elipsoide de extracción es más estrecho
en la parte baja y más ancho en la parte alta, con el
ancho máximo WT algo por encima de la mitad de su
altura.
En general, a efectos de diseño, si h es la altura del
elipsoide modificado de extracción se supone que el
ancho máximo WT del mismo se encuentra hacia
h)·32( por encima del techo de la guía del subnivel,
siendo h la altura de extracción en el subnivel por
encima del techo de la guía. El ancho máximo dT o
espesor del elipsoide de extracción, perpendicular al
frente del subnivel también se sitúa a la misma altura.
A pesar de las simplificaciones adoptadas es posible
aplicar los principios descritos al proyecto de una
explotación por el método de hundimiento por
subniveles.
4. GUÍA PRÁCTICA DE DISEÑO
La cuestión que se plantea en el proyecto de un
hundimiento por subniveles reside en la determinación
de una geometría de explotación que satisfaga
adecuadamente los principios de la teoría del flujo por
gravedad de materiales sólidos a granel. Los
parámetros a determinar son el ancho y el espesor del
elipsoide de extracción para una determinada altura
de extracción o frente del subnivel. Como no suelen
existir ensayos previos a la explotación del yacimiento,
se introducen algunas fórmulas empíricas que servirán
de guía par la determinación aproximada de los
parámetros del flujo por gravedad y la geometría del
método.
Como la excentricidad de la elipse se incrementa con
su altura, cuanto más alta más estrecha es la vena del
flujo de mineral. Este fenómeno es bien conocido en el
método de hundimiento por bloques en el que con
grandes alturas de bloque se produce a veces una
chimenea vertical encima de la apertura de extracción
con paredes verticales.
Con la misma fragmentación, el flujo de un mineral de
mayor densidad (mineral de hierro) tendrá una
elipsoide de extracción mas estrecho que uno de
menor densidad (mineral de cobre).
El ancho del flujo depende también de tamaño de la
apertura de extracción.
Para excluir el factor variable de diferentes aperturas
de extracción, los datos de los diferentes ensayos
realizados se han normalizado para la determinación
de un ancho teórico W’ del elipsoide de extracción,
suponiendo que la apertura mínima teórica de
extracción es de aproximadamente 1,8 m.
Para mineral volado de alta densidad la figura
siguiente muestra el ancho teórico aproximado W’ del
elipsoide de extracción en función de la altura de
extracción hT.
Forma simplificada de la zona de extracción por
hundimiento por subniveles.

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CAPÍTULO 10
Pág.: 125
En el hundimiento por subniveles, la altura total de
extracción hT en mineral está normalmente entre 15 y
26 m. El ancho teórico W’ del elipsoide de extracción
comprendido entre estos límites, en función de hT se
muestra en la figura siguiente para minerales volados
de alta y baja densidad.
El ancho efectivo a de la apertura de extracción de la
guía del subnivel es normalmente mayor que el ancho
de la apertura mínima (1,8 m), y por lo tanto el ancho
total WT del elipsoide de extracción en una explotación
por hundimiento por subniveles será mayor que la
deducida de la figura anterior.
Un valor muy aproximado del valor del ancho total WT
en m, y del espesor total dT del elipsoide de extracción
para un valor dado de la altura hT se obtiene mediante
las expresiones empíricas siguientes:
WT ≈ W’ + a – 1,8
dT ≤ WT/2
en dónde W’ es el ancho teórico correspondiente a la
altura de extracción hT y a es el ancho efectivo de la
apertura de extracción de la guía del subnivel, y que
depende de la forma del techo de la guía de acuerdo
Ancho teórico W’ de un elipsoide de extracción (para mineral de
alta densidad) en función de la altura de extracción hT.
Ancho teórico W´ de un elipsoide de extracción, para mineral de
alta densidad, en función de la altura de extracción hT.
Valores muy aproximados del ancho W’ del elipsoide de
extracción para minerales de alta y baja densidad en función de
la altura de extracción hT

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CAPÍTULO 10
Pág.: 126
con la figura siguiente:
5. ESPACIAMIENTO VERTICAL DE LAS
GUÍAS DE LOS SUBNIVELES
Las guías de extracción del hundimiento por
subniveles deben posicionarse de acuerdo con un
modelo verificado que esté conforme con el modelo
del flujo por gravedad.
En la vertical, las guías del subnivel deben situarse en
la zona donde el elipsoide de extracción tiene su
máxima anchura WT. Esto sucede hacia (2/3)h ( h es
la altura de extracción por encima del techo de la
guía). En principio, esta ubicación determina la altura
(hS) del subnivel.
Ver figura siguiente.
Después de la extracción del mineral queda un pilar
triangular no volado, formado por los límites de los
abanicos de voladura de las guías adyacentes del
subnivel superior. Este pilar está recubierto por
mineral de la zona pasiva. El espesor de la zona
pasiva se aprecia en la anterior figura y se recupera
Anchura aproximada efectiva de extracción a, en función de la
forma del techo de la guía del subnivel expresada en porcentaje
(%) del ancho WD de la guía del subnivel.
Localización vertical de las guías de los subniveles de acuerdo
con el modelo del flujo por gravedad

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CAPÍTULO 10
Pág.: 127
en parte mediante la extracción del nivel inferior, de
modo que la altura total de extracción hT es la
distancia entre el muro de la guía del subnivel inferior
y el vértice A formado por el mineral restante de la
zona pasiva. Como no es fácil estimar esta zona
pasiva se supone, para hallar hT, que el pilar más el
mineral no recuperado forman un triángulo equilátero
de acuerdo con la anterior figura.
6. ESPACIAMIENTO HORIZONTAL DE LOS
SUBNIVELES
Conocidos hT y WT, se puede hallar aproximadamente
el espaciamiento horizontal SD de los ejes de las guías
de los subniveles.
Para ello se asume la semejanza de excentricidad
entre los elipsoides de relajación y de extracción y que
la altura del elipsoide de relajación es 2,5 veces
mayor que la del de extracción. Entonces el ancho del
elipsoide de relajación es un 40% mayor que el del de
extracción.
Así, el ancho del elipsoide de relajación WL justo a la
altura en que el ancho WT del elipsoide de extracción
es máximo indicará el espaciamiento SD de las guías
del subnivel. Ver figura siguiente:
De acuerdo con lo anterior el ancho total WT del
elipsoide de extracción es del 60 al 65 % del ancho WL
del de relajación a la altura en la que el primero tiene
su máxima anchura. Se toma el 60% para alturas h =
18 m. Por encima de 18 m se toma 65%.
Así, el espaciamiento es:
Para la altura hS ≤18 m
SD <
6,0
TW
Para alturas hS > 18 m
SD <
65,0
TW
En un diseño convencional se cumple que
SD ≤hS
Lo cual significa que la unidad geométrica básica es
el cuadrado o que se desvía poco de esta forma.
Últimamente la mejora de la precisión de la
perforación de voladura permite incrementar algo la
altura de los subniveles con lo que disminuye la
preparación.
La extracción de mineral puede continuarse más allá
de la alturas hT, pero entonces la dilución con estéril
se incrementa rápidamente.
7. ESPESOR DE LA REBANADA VOLADA
Un cálculo aproximado del espesor b de la rebanada
volada (equivalente a la piedra en cielo abierto) en el
frente del subnivel es
b
2
Td
≤
dT es el espesor del elipsoide de extracción a la altura
hT del frente del subnivel.
8. INCLINACIÓN DEL FRENTE DEL
SUBNIVEL
El frente del subnivel debe tener una inclinación de
unos 80º para hacer mínima la dilución y facilitar la
perforación y la carga de los barrenos. El efecto de la
inclinación del frente se observa en la figura siguiente:

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CAPÍTULO 10
Pág.: 128
Con un frente vertical el elipsoide de extracción
penetra más en el estéril que en el frente inclinado y
en este caso, aunque el elipsoide sea más estrecho,
está menos sujeto a diluciones al quedar más inscrito
en la rebanada volada.
9. EXTRACCIÓN Y DILUCIÓN
El proceso normal de dilución en este método minero
queda ilustrado en la figura siguiente:
La mejor extracción teórica posible está representada
por la recta OA, en cuyo caso se extrae 100% del
mineral sin ningún estéril.
La extracción óptima total (mineral + estéril) puede
tener diferentes valores dependiendo del valor de la
substancia y de la economía total de la mina. En este
caso se supone que el óptimo se encuentra en una
extracción total del 110% del volumen de la rebanada
volada.
La curva I representa un caso de buena extracción en
la que se obtiene 83% de mineral y 27% de estéril. La
curva III representa una mala extracción con solo
65% de mineral y 45% de estéril.
El proceso total de dilución queda definido al principio
de la extracción, como se ve en la figura siguiente:
Por ejemplo, si después de una extracción del 71% del
volumen de la rebanada volada, tenemos 60% de
mineral y 11% de estéril, puede esperarse que con
120% de extracción tengamos 77% de mineral y 43%
de estéril. La curva límite entre una buena y mala
extracción depende del valor de los minerales y de su
ley.
EJEMPLO:
Determinar la geometría aproximada de un
hundimiento por subniveles dada la información
Frente del subnivel a) vertical, b) inclinado.
El frente inclinado disminuye la dilución.
Desarrollo del proceso de dilución. La curva I representa una
buena extracción y la curva III representa una mala extracción.
Curvas dilución durante la extracción del subnivel

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CAPÍTULO 10
Pág.: 129
siguiente:
Ancho de la guía del subnivel WD = 5 m
Altura de la guía del subnivel hD = 3,5 m
El mineral volado es de alta densidad
Forma del techo de la guía: plano
Altura de extracción total hT = 21 m
Solución:
Se calcula en primer lugar la anchura efectiva a de la
apertura de extracción, cuya forma es favorable por
ser el techo de la guía plano, por lo que se toma 70%
de WD
a = WD x 0,7 = 5 x 0,7 = 3,5 m
La ubicación vertical hS de las guías de los subniveles
es:
hS = DT hh
2
1
3
2
− = 12,25 ≈12,5 m
El ancho teórico W’ del elipsoide de extracción para hT
= 21 m se halla en la curva correspondiente de W’ en
función de hT. Se obtiene W’ = 6,8 m. Por lo tanto el
ancho aproximado total del elipsoide de extracción es:
WT = W’ + a – 1,8 = 6,8 + 3,5 – 1,8 = 8,5 m
A su vez tenemos para el espesor total dT del elipsoide
de extracción
dT ≤
2
TW
=
2
5,8
= 4,25 m
El espesor b de la rebanada perforada ( la piedra) y
volada es
b
2
Td
≤ =
2
25,4
= 2,12 m
Como la altura de extracción total hT = 21 m > 18 m, el
espaciamiento horizontal de las guías del subnivel se
calculan con la fórmula siguiente
SD ≤
65,0
TW
=
65,0
5,8
= 13,07 m
Una buena extracción se favorece cuando las zonas
adyacentes de relajación se cortan a la altura del
ancho máximo WT del elipsoide de extracción. Por ello
se hará
SD = 12 m < 13,07 m.
En la figura siguiente se ve la geometría completa de
este caso:
Así el modelo geométrico completo de este caso es:
Altura del subnivel hS = 12,5 m
Espaciamiento horizontal de las guías del subnivel SD
= 12 m
Sección de las guías del subnivel hD = 3,5 m, WD = 5
m
La anchura total del elipsoide de extracción
suponiendo una altura total de extracción hT = 21 m es
WT = 8,5 m
Espesor de la rebanada a volar o piedra de la voladura
b = 2 m < 2,12 m.
10. EFECTOS EN LA SUPERFICIE DE ESTE
MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
La condición básica para la utilización de este método
es que se permite que se produzca una inevitable y
fuerte subsidencia de la superficie del terreno que será
fuertemente perturbada. La extensión de los daños en
superficie se estudiará con los métodos actuales de
evaluación de subsidencias.

DISEÑO DE APLICACIONES DEL MÉTODO
DE HUNDIMIENTO POR BLOQUES
1. INTRODUCCIÓN
Este método se refiere a un sistema de minería en
masa en el que la extracción depende en gran parte
de la gravedad. Removiendo una delgada rebanada
horizontal en la base del bloque, el soporte vertical de
la columna de mineral se elimina y el mineral continúa
rompiendo y hundiendo por gravedad. A medida que
se extrae mineral por el nivel de minado el mineral que
está encima sigue rompiendo y hundiendo por
gravedad.
El término de hundimiento por bloques se usa hoy en
día para todo tipo de minería que utilice el hundimiento
por gravedad aunque este no se realice por bloques
rectangulares.
El hundimiento por bloques es el sistema de
explotación subterráneo más barato de todos.
Capítulo 11
OBJETIVOS DEL TEMA
del método de hundimiento por bloques.
en este caso.
con este método.
desventajas.

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CAPÍTULO 11
DISEÑO DE APLICACIONES DEL MÉTODO DE HUNDIMIENTO POR BLOQUES
Pág.: 131
2. MÉTODO DE HUNDIMIENTO POR
BLOQUES (BLOCK CAVING)
Este método consiste en arrancar un bloque de
mineral en un criadero de grandes dimensiones por
hundimiento del mineral, que se va sacando por la
base del bloque.
Se empieza por dividir el criadero en grandes bloques
cuya sección horizontal es generalmente superior a
1000 m
2
.
En la base se abre una gran roza horizontal, con lo
que se le quita a la masa mineral su apoyo.
Se prepara la masa con una red de galerías y
chimeneas entrecruzadas en el muro. La roza permite
al mineral fracturarse y hundirse. La zona de fractura
sube progresivamente en toda la masa. A medida que
progresa el hundimiento, la fragmentación mejora, el
mineral se quebranta y así puede cargarse en la base,
en los numerosos puntos de carga.
El método necesita para su aplicación, además de
criaderos potentes, las condiciones siguientes:
• Un mineral que hunda y se fragmente
naturalmente bien, una vez socavado en su
base.
• Un muro bastante resistente, ya que toda la
infraestructura de la explotación se perfora en
• Superficie sin problemas para poderla
trastornar con fuertes grietas y simas.
La aplicación más corriente de este método es en
criaderos de hierro o de minerales pobres
muy diseminados.

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CAPÍTULO 11
Pág.: 132
Esquema de hundimiento por bloques

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CAPÍTULO 11
Pág.: 133
Para la preparación del bloque a hundir se empieza
por perforar una serie de galerías de carga dispuestas
según un esquema regular; éstas se enlazan con la
base del bloque, o con la roza, con embudos y
chimeneas. Estas galerías sufrirán fuertes presiones.
Todos los trabajos se deben terminar antes de cebar
el hundimiento.
Durante la producción o hundimiento no se perfora,
salvo para romper algún bloque de demasiado
tamaño. Para conseguir recuperar bien el mineral y
evitar la mezcla con estériles es preciso conseguir que
la superficie superior del bloque que se hunde forme
un plano continuo.
Para ello se necesita un control riguroso de la cantidad
de mineral que se saca en cada punto de carga
inferior.
La fragmentación se realiza naturalmente y los
atascos pueden causar problemas muy serios y
pérdidas de mineral y ensuciamiento del mismo.
En el estudio de la calidad del macizo es útil el
parámetro de calidad de roca (R.Q.D.)
Los ensayos en probetas para determinar la
resistencia a la rotura no son tan interesantes como el
conocer la condición del mineral para fragmentarse en
trozos pequeños. Para ello debe estudiarse la
disposición de cruceros, juntas y planos de
estratificación.
No debe dejarse hueco importante entre el mineral
suelto caído y el macizo que se fragmenta, pues si
éste se desploma produce una verdadera explosión al
comprimir el aire del hueco con una secuela de daños
y víctimas.

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CAPÍTULO 11
Pág.: 134
Como el terreno está fracturado por el
hundimiento es fácil que penetren en él las
aguas de superficie y las de los mantos
acuíferos e inunden las labores. Debe
preverse una capacidad de bombeo para las
máximas avenidas que puedan esperarse.
Cuando progresa en profundidad el
hundimiento y los restos de los hastiales van
rellenando el hueco, las rocas actúan como
una esponja y las escorrentías del agua de
lluvia deben encauzarse en superficie.
Si existe un gran acuífero habrá que
disponer bombas potentes que eleven el
agua desde debajo
de la base del hundimiento.
Las ventajas del método de bloques
hundidos son:
• Costo de producción bajo; es casi
tan bajo como el de las cortas.
• Una vez que el hundimiento
empieza, se consigue una
producción elevada.

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CAPÍTULO 11
Pág.: 135
• Pueden normalizarse las condiciones
aumentando la seguridad y eficacia de trabajo.
• La frecuencia de accidentes es claramente
baja.
Los inconvenientes son:
• La inversión de capital es grande y la
preparación larga.
• La mezcla de mineral y
estériles, así como las pérdidas
de mineral elevadas.
• Hay que vigilar rigurosamente la
descarga del mineral y no es
fácil.
• El mineral de baja ley próximo
al recubrimiento y los bordes
del criadero se ensucia
excesivamente si el control del
hundimiento no es demasiado
bueno.
• No es posible la explotación
selectiva de mineral de alta y
baja ley. Sólo puede extraerse
todo junto.
• Como en la Cámara Almacén el mineral se
oxida.
A este método sería interesante aplicarle la teoría del
flujo por gravedad, estudiada en el método de
hundimiento por subniveles, para definir topos los
parámetros de diseño aunque no se ha realizado a la
fecha.

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CAPÍTULO 11
Pág.: 136
DESCRIPCIÓN:
Explotación: Progresa en sentido descendente.
• Bloques de 50-250m. de altura, que se
hunden al abrir un corte inferior.
• Para reducir la dilución, la carga se hace de
forma progresiva y controlada hasta detectar
la aparición del estéril hundido.
Preparación: Mucha y difícil, pero casi toda en mineral.
1) Nivel de hundimiento: Galerías para
apertura de un corte inferior de 3-15
m. de altura mediante tiros en
abanico en retirada.
2) Nivel de producción: Galerías
paralelas a las anteriores,
comunicadas por pozos tolva o
coladeros. El control de
fragmentación y carga se lleva a
cabo por:
§ Gravedad (sistema de parrillas)
§ Scraper
§ LHD
en orden ascendente de tamaño de
fragmentos
3) Nivel de transporte: Galerías
perpendiculares a las anteriores a
una cota inferior que permite
acopiar mineral en los coladeros de
transferencia.
A veces se requieren chimeneas o rozas
perimetrales de debilitamiento.
Sistema:
PERFORACIÓN + VOLADURA +
CARGA + TRANSPORTE
Barrenos largos (Φ>51mm) - Carga
mecánica - Gravedad – Tren-Scrape –
Camión - LHD
Aplicaciones:
o Yacimientos masivos o tabulares
verticales o semiverticales (>
60°).
o Gran extensión vertical y
potencia (>100m) que asegure el hundimiento.
o Mineral débil, fracturado, no muy competente,
colapsable. No combustible ni oxidable.
Posible baja ley, pero uniforme (método no
selectivo).
o Estéril fracturado que colapse sin finos y
diferenciado del minerallo que permite una
menor dilución (10-25% inevitable).

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CAPÍTULO 11
Pág.: 137
Hundimiento por bloques (carga por gravedad)
Hundimiento por bloques (carga con LHD ).
o -Método simplificado: Un mismo nivel para hundimiento y producción.
o -Transversales de carga oblicuos para mejor maniobrabilidad de la LHD.

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CAPÍTULO 11
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MÉTODO DEL TAJO LARGO
1. EL MÉTODO DEL TAJO LARGO
El método de tajo largo es de preparación simple y
tiene la ventaja de proporcionar una producción
continua con la posibilidad de una mecanización
completa, lo cual mejora la productividad, la seguridad
y la salud del personal. La ventilación es buena y el
personal trabaja en el frente siempre bajo los escudos
de sostenimiento por lo que este método es incluso
más seguro que el de cámaras y pilares. Como
además este método incluye el hundimiento total del
minado, la recuperación de carbón es mayor y la
subsidencia relativamente uniforme y completa.
La profundidad de trabajo de este método se sitúa
entre los 60 y los 850 m y se aplica a capas de carbón
entre 1 y 4 m de potencia.
Las entradas al cuartel o panel son las de cabeza y
cola. La entrada de cabeza se usa para la entrada de
ventilación, el transporte del carbón, la entrada del
personal y de los suministros, mientras que la entrada
de cola se emplea para el retorno del aire.
El carbón arrancado por la rozadora o el cepillo es
llevado por el transportador blindado del frente a la
Capítulo 1
OBJETIVOS DEL TEMA
del método de tajo largo.
en este caso.
con este método.
desventajas.
• Conocer las características de la rozadora y
de los equipos empleados en esta
operación.

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CAPÍTULO 12
DISEÑO DE APLICACIONES DEL MÉTODO DEL TAJO LARGO
Pág.: 144
entrada de cabeza y transferido a un panzer elevador
que lo descarga en la cinta transportadora de
evacuación. Se utiliza una entibación marchante
hidráulica (autodesplazable) para sostener el techo del
frente y se adelanta después de cada pasada de la
rozadora continua. Las entradas al panel o cuartel se
mantienen mediante bulonado; en la entrada de cola
se ponen además una o dos filas de llaves o
castilletes y también en la galería de entrada a lo largo
de 30 a 150 m.
La anchura del panel está entre 100 y 300 m y la
longitud entre 500 y 4000 m. Si la anchura del panel
es inferior a 100 m se prefiere emplear el arranque
con un minador continuo y entonces el método se
llama de tajo corto.
Es evidente que la anchura del panel es muy
importante, porque un tajo largo más ancho
incrementará la producción de carbón. Los factores
que influencian la anchura del tajo son económicos y
técnicos. Desde el punto de vista económico el
incremento de la anchura reducirá el número de
paneles en la mina con lo que disminuirá el coste de la
preparación, se incrementará la recuperación de
carbón al haber menos pilares barrera, y se
aumentará la producción de carbón hasta un cierto
limite (anchuras de panel mayores de 300 metros
tienen una influencia menor en la producción de
carbón). Desde el punto de vista técnico es posible
llegar a anchuras de 300 metros con fuertes
producciones; sin embargo debe tenerse en cuenta
que la anchura está limitada por la potencia eléctrica
requerida por el transportador blindado y los esfuerzos
estructurales que tiene que soportar. Además con
mayores anchuras pueden aparecer múltiples
problemas de techo, alineamiento del frente etc.
Con el fin de proteger las entradas al tajo y el frente
inicial donde se localiza todo el equipo se dejan unos
pilares barreras de unos 60 a 150 m de ancho en el
sentido del avance en ambos extremos del tajo.
2. LA ROZADORA INTEGRAL
Las máquinas de corte usadas en el tajo largo son la
rozadora integral y el cepillo. La rozadora es por
mucho la más utilizada y por lo tanto es la que
estudiamos a continuación.
Hoy en día se utilizan tres tipos de rozadoras: La
rozadora de doble tambor articulado, la de tambor
simple articulado y la de tambor simple fijo. La más
utilizada es la de doble tambor articulado que permite
realizar el corte en una o dos direcciones. En el corte
unidireccional este se realiza de cola de tajo a cabeza,
y en el bidireccional en los dos sentidos, aunque lo
más normal es que solo se realice el corte en una sola
pasada estando el tambor de corte delantero elevado
mientras que el de cola va libre o corta al muro
dependiendo de la potencia de la capa. Durante la
vuelta solo se limpia o carga el carbón rozado sobre el
transportador blindado. El corte bidireccional solo se
emplea en tajos en los que el movimiento de la
rozadora se ha automatizado.
Existen diferentes tamaños de rozadoras; si Hc es la
altura a rozar (potencia de la capa), D el diámetro del
tambor de roza, Hb la altura del cuerpo de la rozadora,
La el alcance del brazo del tambor, B el espesor del
cuerpo de la rozadora (ver figura), se tiene:
Hc = Hb – B/2 + L sen α+ D/2
En las rozadoras de dos tambores la altura máxima
rozada no excederá dos veces el diámetro D del
tambor de corte.
Ejemplo:
Usar el ábaco de la fig. 20.1.5 adjunta para
seleccionar el diámetro D de corte, dada la
altura de corte y las dimensiones principales
de la rozadora:
Hc =2,29 m ( 90 in); Hb = 1270 mm (50 in); B
= 508mm (20 in); La = 1778 mm (70 in); α= 30º
Solución:
Se sigue la línea a-b-c-d-e-f . El valor mínimo
de D requerido en las condiciones dadas es
de 762 mm (30 in). En la práctica, en orden a
reducir la resistencia de carga del tambor e
incrementar la eficiencia de carga, el diámetro
del tambor se selecciona mayor que el valor
mínimo. Generalmente D se coge del orden
del 75 al 80% de la altura a rozar. En este
ejemplo D = 60 in (152,4 cm). De este modo
siguiendo la línea g-h-i en la figura la altura de
corte puede alcanzar 105 in (266,7 cm).
El ancho del tambor puede variar pero es habitual un
ancho de 813 mm (32 in). Las velocidades de rotación
también varían pero la más común es de 44 rpm. La
velocidad de desplazamiento de la máquina puede
variar de 4 a 25 m/min . Hoy en día se utilizan
velocidades comprendidas entre 12 y 18 m/min. La
producción horaria de la rozadora en t/h es Qshe, Qc es
la producción por ciclo en t/ciclo, Tcut es el tiempo por
ciclo en minutos. Se tiene:
Qshe =60 Hc s Vs γ C (t/hora)

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CAPÍTULO 12
Pág.: 145
Qc = W Hc s γC (t/ciclo)
Tcut = 60 k Qc/Qshe (minutos)
en dónde
Hc - altura de corte en m
S - ancho de corte en m
Vs - velocidad de desplazamiento de la rozadora en
m/min
γ - densidad del carbón en t/m
3
W - ancho del panel en m
C - coeficiente de carga de la rozadora ( 0.90 a 0.95)
k -l coeficiente de utilización, entre 1,1 y 1,4
dependiendo de los tiempos de parada.
El grafico de la fig. 20.1.6 permite determinar la
producción de un tajo largo.
Ejemplo:
Usar el gráfico 20.1.6 para hallar la producción
por ciclo y el número de ciclos requeridos por
relevo . Los datos de partida son
W = 180 m (600ft)
γ= 1,28 t/m
3
(80 lb/ft
3
)
s = 0,76 m (2,5 ft)
Hc = 2 m (6,5 ft)
Se sigue la flecha para hallar la producción
por ciclo Qc = 340 t ( 380 t). Así, si la
producción de carbón planificada es de 2 700 t
(3 000 t) se necesitan 7 u 8 ciclos para
obtenerla.
Potencia: La potencia consumida por la rozadora
refleja la carga total consumida durante la operación
de rozado y depende de numerosos factores como la
velocidad de desplazamiento, diámetro del tambor,
profundidad del corte y estado de las picas, ancho del
tambor y velocidad de rotación, altura de corte y
dureza de la capa. En condiciones normales y basado
en la experiencia se ha confeccionado el gráfico de la
fig. 20.1.7.
Ejemplo:
Usar el gráfico 20.1.7 par determinar la
potencia requerida por una rozadora en las
condiciones siguientes : Hc = 2 m ( 80 in),
dureza dela capa media.
Siguiendo la flecha se encuentra
N = 557 CV (550 Hp) con control manual y N =
659 CV (650 Hp) con control electrohidráulico.
3. SELECCIÓN DEL TRANSPORTADOR
BLINDADO
Los hay de diversos tipos dependiendo de la
disposición de las cadenas de arrastre, pero los más
comúnmente utilizados son los de cadena central(
single center chain strand SCS) y los de cadena doble
en los laterales ( double outboard chain strand DOCS).
En los DOCS las cadenas de arrastre son de 30 a 34
mm y los SCS son de 38 a 42 mm. El ancho de los
transportadores modernos de tajo largo está entre 945
y 1000 mm.
Capacidad del transportador:
La capacidad de transporte de carbón se determina
por las relaciones
Qafc = qc Vc = Amax ψγc Vc (t/s)
qc= Amax ψγc (t/m de panzer)
qc : peso del carbón por metro de panzer
Amax: sección eficaz máxima de carga en m
2
. Se
tomará Amax=k (3hl/2 - 3 h
2
/4), donde k = 0,95 a
0,97
ψ :coeficiente de carga que varía entre 0,65 y 0,90
γc : densidad aparente del carbón cargado de 0,88 a
1,3 (t/m
3
)
Vc : velocidad de la cadena . 1,27 a 1,5 m/s
Potencia del transportador:
Para calcular la potencia del motor del transportador
ha de hallarse previamente la resistencia de
rozamiento en movimiento del lado cargado o superior
RL del panzer y del lado descargado o inferior RE y
determinarse la fuerza FS de tracción necesaria.
RL = ( qc fc +qn fn ) Lafc cos α+_ ( qc + qn ) Lafc
sen α
RE = qn Lafc (fn cosα +_ sinα)
FS = KbKs (RL+ RE) en dónde
Lafc - longitud del transportador en m
qn - peso por metro de cadena en kg/m
qc - peso del carbón cargado por metro en
kg/m
fc - coeficiente de rozamiento en movimiento
del carbón
fn - coeficiente de rozamiento en movimiento
de la cadena, (los valores de referencia de
estos coeficientes están en la tabla 20.1.1)
α - ángulo de la pendiente del transportador

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CAPÍTULO 12
Pág.: 146
Kb = 1,1 es un factor por la resistencia
adicional debido a la curvatura y a los
cojinetes de las ruedas dentadas de arrastre
de las cadenas
Ks =1.1 es otro factor de resistencia debido a
los tramos serpenteantes del panzer
La potencia máxima requerida para mover el
transportador cargado es
Nmax= 1,15 g FS Vc / φ 1000 ( kw)
La potencia mínima necesaria con el transportador
vacío es
Nmin = 1,15 g qn fn Lafc cosα Vc /φ 1000 (kw),
donde:
1,15 es un factor de seguridad adicional
φ = 0,80 a 0,83 es el factor de eficiencia de la
transmisión del reductor y del acoplamiento
fluido
g es la aceleración de la gravedad
La potencia ponderada que finalmente se instalará
será
N = K afc(N
2
max + Nmax Nmin + N
2
min)
1/2
/ 3
1/2
, expresada
en kilowatios
Kafc = 1,15 a 2,0 es un factor de seguridad
Sin embargo si el piso es blando o se producen
movimientos del piso se añadirá un 35% de potencia
adicional de acuerdo con las condiciones del
emplazamiento.
Ejemplo: usar las anteriores ecuaciones para
seleccionar un transportador blindado.
La capacidad de transporte del panzer debe
ser compatible con la de la rozadora:
Qshe = Qafc · 3600 (t/h)
Las condiciones del panel son:
Ancho de panel W = 180 m (600 ft)
Altura de corte Hc= 2,0 m (6,5 ft)
La capa de carbón se supone horizontal, α= 0
Densidad del carbón, γ= 1,28 t//m3 (80 lb/ ft3)
Las características conocidas de la rozadora
son:
Ancho de corte s = 0,76 m (2,5 ft)
Coeficiente de carga C = 0,92
Velocidad de desplazamiento Vs= 9,15 m/min (
30 ft/min);
Esto es compatible con la velocidad de avance
controlada electrohidráulicamente de los
escudos ( si el tiempo del ciclo de avance de
cada escudo es de 10 s, la velocidad de
avance será de 6 escudos por minuto, es decir
de 9,15 m/min).
Solución: la producción de la rozadora es
Qshe= 60 Hc s Vs γC ( t/h)
Qshe= 982 t/h = Qafc · 3600
Los parámetros conocidos del panzer del tipo
SCS son :
Cadena central de 30 por 108mm
Peso unitario de la cadena qn =19,20 kg/m
Ancho del panzer B = 0,83 m
Sección máxima eficaz de carga Amax=0,28
m
2
.
Coeficiente de carga ψ= 0.85
Densidad aparente del carbón en el panzer
γc= 1 (t/m
3
)
Coeficiente de rozamiento del carbón en
movimiento en el panzer fc= 0,5
Coeficiente de rozamiento de la cadena en
movimiento fn = 0,3
Utilizando la ecuación qc= Amax ψγc , el peso
por metro de carbón en el panzer es
qc = 0,28 · 0,85 · 1 = 0,238 t/m
La velocidad de la cadena Vc se obtiene
inmediatamente:
Vc = Qshe / (3600 qc) = 1,14 m/s
Otros factores retenidos para el transportador
seleccionado son:
Coeficientes de resistencia Kb=1,1 y Ks= 1,1
Eficiencia de la transmisión φ = 0,81
Factor de seguridad Kafc = 1,2
Tomamos fc= 0,5 y fn = 0,3
RL = (238 · 0,5 + 19,2 · 0,3) · 183 = 22.831 kg
RE = 19,2 · 183 · 0,3 = 1054 kg
FS = 1,1 · 1,1 · (22.831 + 1.054) = 28.901 kg
Nmax = 1,15 · 28901 · 1,14 · 9,81 / 0,81 · 1000
= 459 kw
Nmin = 1,15 · 1054 · 1,13 · 9,81 / 0,81 · 1000 =
16,60 kw
N = 324 kw
Nreal = 324 · 1,35 = 438 kw que es la potencia
del motor eléctrico necesario para el
transportador blindado.
( Ref. S.S. Peng y H.S. Ghang )

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Descripción:
Explotación:
Dividida en paneles de 500-3000m de longitud y 100-
300m de anchura.
Tajos entibados de longitud igual a la anchura del
panel, altura igual a la potencia y 2'5-4m de ancho,
que desembocan en las galerías longitudinales de
transporte.
Según dureza del mineral el arranque es mecánico
(rozadora o cepillo) o con explosivo. A medida que
avanza el tajo se avanza la entibación y se deja hundir
el techo por detrás. Si no hunde de forma natural se
puede ayudar con agua a presión, aire comprimido o
explosivo.
Preparación:
Galerías longitudinales de acceso y transporte
excavadas en mineral. Con más de una entrada y
recortes a 90° si la mina es grisuosa (USA).
Sistema
Continuo ( para mineral blando)
ARRANQUE Y CARGA + TRANSPORTE +
SOSTENIMIENTO
-Rozadora (750mm/pasada) +(Transportador de
cadenas y cinta) + (Entibación hidráulica
automarchante) -Cepillo (75mm/pasada)
Cíclico ( para mineral duro)
PERFORACIÓN (manual) + VOLADÜRA + CARGA
(scraper o LHD) + TRANSPORTE (tren) +
SOSTENIMIENTO (estemples madera/ metálicos)
Variante
Tajo corto: Tajo < lOOm. Arranque con minador.
Transporte con shuttlecar (camión lanzadera D/E).
Aplicaciones:
- Yacimientos horizontales / inclinados (<70°)
de minerales blandos.
- Yacimientos horizontales / semihorizontales
(<30°) de minerales duros.

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- Techo inmediato de dureza baja / moderada
que rompa y hunda. Muro firme (soporte de
pilas).
- Depósitos tabulares de gran extensión y
potencia pequeña (0'8-5m) y uniforme.

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Diseño de explotaciones e infraestructura mineras subterraneas (para m in subt ii)

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