Introduccion a la mineria

UNDAC
INTRODUCCION A LA MINERIA

INTRODUCCIÓN AL CURSO
La Minería es una actividad económica del sector primario representada por la
explotación o extracción de los minerales que se han acumulado en el suelo y
subsuelo en forma de yacimientos. También la minería es considerada como un
conjunto de individuos que se dedican a esta actividad o el conjunto de minas de una
nación o región.
Existe una gran variedad de minerales a explotar, se tiene a los minerales
metálicos, tales como hierro, cobre, plomo, oro, plata, cromo, mercurio, aluminio, entre
otros, los cuales son empleados hoy en día como materias primas básicas para la
fabricación de toda clase de productos industriales.
Los minerales no metálicos como el granito, mármol, arena, arcilla, sal, mica,
cuarzo, esmeralda, zafiro, etc., son usados como materiales de construcción y materia
prima de joyería entre otros usos. Y los de mayor significación en la actualidad son los
minerales energéticos o combustibles, empleados principalmente para generar
energía, tenemos al petróleo, gas natural y carbón o hulla.
La minería es una de las actividades mas antiguas de la humanidad. En las
épocas prehistóricas ya en hombre utilizaba los minerales para la fabricación de sus
herramientas. La minería siempre a constituido en ser uno de los indicadores básicos
de las posibilidades de desarrollo económico de un país, los minerales descubiertos
por el hombre, se le da un valor económico sobresaliente debido a la utilidad que
prestan a la humanidad.
El carbón y el hierro fueron desde finales del siglo XVII las materias primas que
hicieron posible la revolución industrial, y aun hoy siguen constituyendo importantes
recursos mineros en numerosos países, pese al creciente desarrollo de la explotación
de otros metales y fuentes de energía.
En todas ellas se realizan los diversos pasos o fases para la explotación de los
minerales; los cuales son la exploración (localización de yacimientos), extracción,
procesamiento (separar al mineral específico de un compuesto), transporte y
aprovechamiento (emplear el mineral en su uso específico).

CAPITULO I: GENERALIDADES.
1.- CONCEPTOS GENERALES:
1.1.- MINERÍA.- Es una rama de la industria que se ocupa de la búsqueda, extracción,
beneficio y venta de los minerales y rocas de rendimiento económico.
1.2.- MINERAL.- Es toda materia inorgánica de origen natural que compone la corteza
terrestre, posee un valor económico y esta constituido por 2 elementos: La mena y la
ganga. También es una materia inorgánica.
 MENA.- Es la parte más valiosa del mineral a partir del cual se puede obtener
económicamente uno o más metales. Ej.- Chalcopirita, galena, blenda, etc.
 GANGA.- Es la parte no valiosa del mineral que siempre esta asociada a la
parte rica. Este concepto es relativo puesto que varía de acuerdo al tiempo, las
cotizaciones y la ley del mineral. Ej.- Calcita, cuarzo y pirita.
1.3.- DESMONTE.- Es toda materia estéril que no posee ningún valor económico.
1.4.- CLASIFICACION DE LOS MINERALES:
1.4.1.- MINERALES METALICOS:
a) NATIVOS.- Son aquellos que se encuentran en la naturaleza en forma nativa. Ej.-
Plata, oro, cobre, plomo, zinc, etc.

b) SULFUROS.- Es la clase más importante de los minerales y comprende la mayoría
de las menas. Todo sulfuro tiene azufre. Ej.- Galena (PbS), blenda (ZnS), pirita(S2Fe).
c) NO SULFUROS.- Son los que no tienen azufre, en su composición prima el oxigeno
(0). Ej.- Cuprita (Cu2O), malaquita (Fe3O4), etc.
1.4.2.- MINERALES NO METALICOS.- Son aquellos que no sirven para la obtención
del metal pese a que pueden tener metales en su composición. Ejemplos.
 GEMAS Y MINERALES.- Diamante, zafiro, esmeralda, etc.
 MINERALES ORNOMETALES.- Caliza, cuarzo, yeso, mármol, malaquita, etc.
 MINERALES ABRASIVOS.- Esmeril, el diamante, cuarzo, etc.
 MINERALES DE CERAMICA, VIDRIO Y ESMALTE.- Arcilla, cuarzo,
fosdesfato, etc.
 FERTILIZANTE.- Fosfatos, apatito, nitrato de amonio (NA).
1.5.- ETAPAS DEL TRABAJO MINERO:
1.5.1.- PROSPECCION.- Tiene por objeto la búsqueda y el descubrimiento de cuerpos
mineralizados mediante labores de trincheras, medias barretas e investigaciones
geofísicas.
 CATEO.- Es la búsqueda del mineral utilizando herramientas elementales
como: Lampa, pico, combo, barrenos, barretillas, etc.
 PROSPECCION.- Es la búsqueda del mineral mediante métodos geofísicos,
geoquímicos, etc.
1.5.2.- EXPLORACION.- Consiste en determinar las dimensiones, posición, forma,
reservas, sus características mineralógicas (color, raya) y petrológicas (tipo de roca),
etc. del yacimiento.
1.5.3.- EXPLOTACION.- Consiste en extraer el mineral económico utilizando los
diversos métodos de explotación para posteriormente ser beneficiados en las plantas
concentradoras.

1.6.- YACIMIENTO DE MINERALES (ORE DEPOSIT).- Es un agregado de uno o más
minerales que contiene sustancias metálicas aprovechables cualquiera que sea su
tamaño o la forma que presenta el conjunto. Los principales yacimientos son:
1.6.1.- VETA O FILON (VEIN).- Es una grieta en la corteza terrestre rellenada con
mineral, generalmente inclinada mayor a 30º con desarrollo regular en longitud, ancho
y profundidad.

1.6.2.- VETILLAS (LODES).- Son pequeñas vetas o venas muy próxima entre sí que
siguen la misma dirección de una veta.
1.6.3.- HILOS.- Son vetillas muy delgadas que se cruzan entre sí.
1.6.4.- RAMALES (SPLITS).- Son ramificaciones de la veta principal que tienen
dirección e inclinación diferente y su potencia es menor que la de la veta.
1.6.5.- LENTES.- Son yacimientos de forma lenticular cuya potencia disminuye hacia
la periferia. El largo de los lentes són de decenas de metros.
1.6.6.- CABALLO (HORSE).- Es la parte estéril de gran tamaños que se presenta
dentro de la veta generalmente del mismo material de las rocas encajonantes.
1.6.7.- CUERPO (ORE BODY).- Son depósitos grandes irregulares sin forma, ni
tamaño definido.
1.6.8.- DISEMINACIONES.- Son yacimientos donde los granos de mineral están
dispersados dentro de las masas rocosas.
1.6.9.- VETAS EN ROSARIO.- Estas vetas presenta sinuosidades en ambas caras.
1.6.10.- MANTOS.- Son cuerpos mineralizados en forma tabular que generalmente se
encuentran en posición horizontal o ligeramente inclinado menor de 30º, son
relativamente de considerable potencia.
1.7.- PRINCIPALES CARACTERISTICAS DE LOS YACIMIENTOS MINERALES:
1.7.1.- AFLORAMIENTO (OUT CROP).- Es la exposición de un yacimiento en
superficie el cual puede estar o no cubierto por el terreno u otra sobrecarga.

1.7.2.- POTENCIA.- Es el espesor o ancho de un yacimiento mineralizado que se mide
perpendicular a las cajas.
1.7.3.- CAJA TECHO.- Es la roca sobre el lado superior de una veta inclinada.
1.7.4.- CAJA PISO.- Es la roca que se encuentra debajo de la veta.
1.7.5.- RUMBO (STRIKE).- Es la dirección de la veta, estrato o manto inclinado con
relación al norte magnético y se mide en un plano horizontal.
1.7.6.- BUZAMIENTO (DIP).- Es el Angulo vertical al cual la veta, estrato o manto esta
inclinado con respecto a la horizontal y se mide en un plano vertical. Tanto el rumbo
como el buzamiento se mide en el Apéndice (Ápex).

CAPITULO II: NOMENCLATURA DE LAS LABORES MINERAS
Antes de comenzar a explotar un yacimiento minero es necesario investigar a
fondo el depósito minero que contiene el mineral económicamente útil y determinar
sus características geológicas, mineralógicas, geomecánicas y otras propiedades:
contenido metálico (Ley del mineral), potencia, extensión, reservas, forma, afluencia
del agua, elección del método de explotación, producción, etc, todo esto se conoce a
través de las labores mineras.
2.1.-LABORES DE EXPLORACIÓN.-Son labores que tienen por finalidad de
evidenciar nuevas zonas mineralizadas o probar la continuidad y riqueza de los
depósitos ya conocidos. Generalmente se realizan con herramientas elementales,
cuando de trata de cateos y con procedimientos científicos (Métodos geofísicos y
Geoquímicos). Entre estas labores de exploración tenemos:
2.1.1.- TRINCHERA (TRENCH).-Es una zanja que se orienta transversalmente a la
dirección de la estructura mineralizada y que tiene poca profundidad porque su
objetivo es simplemente descubrir el afloramiento.
2.1.2.- MEDIA BARRETA.-Es una labor semejante a una chimenea de sección
pequeña y poca profundidad dirigida hacia abajo y sobre veta, su finalidad es
averiguar la continuidad del mineral a profundidad.
2.1.3.- ESTOCADA.-Es una labor pequeña inclinada hacia arriba construida entre la
caja techo con el objetivo de sacar material de relleno o indagar sobre la continuidad
de la mineralización.
2.1.4.- LUMBRERA (SHAFT).-Es una excavación vertical de sección limitada dirigida
hacia abajo, generalmente fuera de la veta y de apreciable profundidad partiendo de la
superficie o un nivel.
2.1.5.- PIQUE (WINZE).-Es una labor de pequeña sección dirigida hacia abajo sobre
veta partiendo de la superficie o un nivel. Son de poca profundidad generalmente y
sirven para apreciar la continuidad del depósito.

2.2.- LABORES DE ACCESO.-Son labores principales que hacen accesibles al
yacimiento mineral y son relativamente de larga vida. Por regla general se suelen abrir
en las rocas caja del yacimiento. Son labores que comunican el yacimiento
mineralizado con la superficie para su explotación, entre ellas tenemos:
2.2.1.- EL SOCAVON (ADIT).-Es una labor horizontal o con pequeña inclinación que
tiene una sola entrada y sirve para dar acceso y trabajo a un depósito mineralizado.
También se emplea para desagüe y/o ventilación.
2.2.2.-TUNEL (TUNNEL).-Es una labor de acceso principal y que tiene dos salidas a
superficie.
2.2.3.-RAMPA (RAMP).-Es una labor de acceso a los tajeos, sirven para transportar el
mineral en el interior mina. Pueden ser en zigzag, en espiral o ambos.
2.2.4.-PIQUE (WINZE).-Es una labor pequeña sección dirigido hacia abajo y sobre la
veta partiendo de la superficie o un nivel. Son de poca profundidad y sirven para ver la
continuidad del depósito del mineral en sentido vertical. También se usa para el
transporte de personal y para la extracción del mineral.
2.2.5.-INCLINADO.-Son labores hacia abajo con una cierta inclinación, de sección
limitada y cumple la misma función del pique.

2.3.-LABORES DE DESARROLLO.-Son labores que se realizan después que se ha
verificado la existencia e importancia de un deposito mineral con el objeto de
delimitarlo y prepararlo para la explotación por ellos se conoce la forma, posición,
volumen, leyes, naturaleza del mineral y de las cajas, etc.
2.3.1.- DESARROLLO PRODUCTIVO.- Su avance es extrayendo mineral. Ejemplo:
galerías sobre veta, chimeneas, etc.
2.3.2.-DESARROLLO IMPRODUCTIVO.- Es cuando el avance se realiza en material
estéril.
2.4.-LABORES DE PREPARACION.-Son las labores que sirven para dividir el
yacimiento mineral con vistas a su explotación y por lo tanto constituyen el primer
punto de ataque. Entre las labores de preparación destacan:
a) GALERIA (DRIFT).-Es una labor horizontal sobre o paralela de la veta,
generalmente de menor sección que el socavón, abierta en el interior mina y que
sigue la dirección de la veta, es para probar la existencia del mineral.
b) CRUCERO (X-CUT).-Es similar a la galería pero fuera de veta y en ángulo con la
dirección de la misma. Su objetivo general es proporcionar un acceso para el
trabajo de otra veta adyacente.
c) CHIMENEA (RAISE).-Es de sección limitada dirigida hacia arriba desde una
galería. Generalmente va sobre la veta o muy cerca a ella. Tiene dos funciones
principales: Exponer las zonas mineralizadas entre dos niveles y la de proporcionar

medio de entrada a las zonas de explotación (transito de personal, desmonte o
mineral, para ventilación, etc.)
d) NIVEL (LEVEL).-Es el conjunto de labores horizontales (Galerías, Cruceros) que
concurren a un punto determinado que sirve de acceso. Los niveles se abren a
diferentes alturas y se les enumeran de arriba hacia abajo o por su altura sobre el
nivel medio del mar.
e) NIVEL PRINCIPAL (MAIN LEVEL).-Es la labor que sirve para la extracción del
mineral proveniente de los niveles superiores hacia la superficie.
f) SUB NIVEL (SUB LEVEL).-Es una labor que no llega directamente al exterior de la
mina. También se emplea como labor de preparación en un tajeo dejando un
puente de 3m. aproximadamente.
2.5.- PARTES DE UNA LABOR MINERA.-Las principales partes de una labor minera
son:
2.5.1.-TAJEOS (STOPS).-Son labores que tienen por finalidad de derribar y extraer el
mineral preparado. Es el lugar de donde se extrae el mineral.
2.5.2.-FRENTE (FASE).-Es la superficie sobre la cual se perfora, es decir la cara de
avance sea o no mineralizada la zona.
2.5.3.-TECHO.-Es la superficie superior de la labor que generalmente es curva en las
labores horizontales.
2.5.4.-PISO (FLOOR).-Es la superficie inferior de una labor. Es la zona sobre la que se
pisa.

2.5.5.-CAJAS O HASTIALES.-Son las caras laterales de las labores horizontales. En
el caso se las lumbreras y los piques verticales las cuatro caras laterales se
denominan hastiales.
2.5.6.-ECHADERO (CHUTE).-Es el espacio similar a una chimenea que sirve para
depositar el mineral y extraerlo por el nivel inferior.
2.5.7.-PUENTES.-Son pequeñas zonas mineralizadas que se dejan al techo del nivel
inferior y al piso del nivel superior para garantizar la estabilidad de dichos niveles y
para soportar la carga del mineral o el relleno.
2.5.8.-PILARES (PILLARS).-Son las zonas estériles o de mineral pobre que se dejan
sin explotar dentro del tajeo para ayudar al sostenimiento.
2.5.9.-BLOCK DE MINERAL.-Es una masa rocosa de mineral in-situ, de cierto valor
económico delimitado por sus cuatro lados.
2.5.10.-CAMINO.-Son labores por donde se trasladan los mineros y pueden estar junto
o separado de un echadero.

CAPITULO III: TEORÍA DEL MUESTREO.
3.1.-MUESTREO.-Es el proceso de tomar una porción de mineral de un deposito
siguiendo una técnica determinada, a fin de que dicha porción (muestra) represente lo
más aproximadamente posible al total del depósito mineral.
3.2.-CUALIDADES QUE DEBE TENER UNA BUENA MUESTRA.-Una buena muestra
debe reunir siempre las siguientes cualidades:
3.2.1.-Ser representativa.-Es decir que en la muestra deben estar representadas las
diferentes partes del depósito.
3.2.2.-Ser proporcional.-O sea que las diferentes partes mineralizadas presentes en
el depósito deben figurar en cantidad proporcional en la muestra.
3.2.3.-Libre de contaminación.-Es decir no debe incluirse en las muestras, materiales
extraños ni de otras partes del depósito.
3.3.-METODOS DEL MUESTREO.-Antes de recoger las muestras, el frente debe
lavarse con agua para remover el polvo y otras sustancias contaminantes. Los
métodos empleados en la extracción de muestras varían de acuerdo con el tipo y
características de los depósitos de mineral. Entre los principales métodos del muestreo
tenemos: por canales, por puntos, por astillas, en canchas, por perforación, agarrando,
etc.
3.3.1.-MUESTREO POR CANALES.-Se emplea en vetas cuya potencia es de hasta
6m. El método consiste en cortar una ranura rectangular de una profundidad y ancho
determinados a través de la estructura mineralizada. Los canales de muestreo son
trazados perpendiculares al rumbo y buzamiento de la veta. La muestra obtenida se
cuartea hasta obtener el peso suficiente, que luego son llenados en pequeñas bolsas
con sus respectivas etiquetas donde se indican el nombre de la labor, el nivel, nombre
del muestreo, etc., y posteriormente son remitidos al laboratorio para su respectivo
análisis.

3.3.2.-MUESTREO POR PUNTOS.-Se emplea en cuerpos mineralizados, depósitos
diseminados, o vetas de gran potencia (mayor a 6m.) Las muestras pueden
corresponder a cualquiera de las superficies o caras mineralizadas (techos o paredes).
Este método consiste en tomar una pequeña porción de material de cada punto
previamente marcado. El trazo de puntos debe ser espaciado igualmente en cualquier
dirección, por ejemplo 1 pie, 0.50m, 1.00m, 1.50m, 2.00m, etc.
3.3.3.-MESTREO POR ASTILLAS.-Es el método más sencillo que existe y se emplea
en los mismos casos que en el método por canales. Consiste en tomar una serie de
astillas o fragmentos de mineral en toda la potencia utilizando una picsa y siguiendo
una línea imaginaria que representa la longitud del canal.
3.3.4.-MUESTREO EN CANCHAS.-Entre los métodos más comunes en cancha
destacan:
a) Muestreo por Trincheras.-Consiste en abrir zanjas perpendiculares al eje de la
cancha en toda su profundidad y a intervalos regulares recogiendo la muestra.
b) Muestreo por Pozos.-Consiste en excavar pozos verticales a intervalos iguales en
toda la cancha atravesando completamente el deposito; el material extraído
constituye la muestra.

3.3.5.-MUESTREO POR PERFORACION.- El muestreo se realiza por medio de
sondajes diamantinos y perforación a percusión. En toda perforación diamantina la
muestra consiste en un núcleo cilíndrico del terreno atravezado que se denomina
TESTIGO (CORE). Estudiando el testigo, el Geólogo, obtiene información como
inclinación de la veta y de las capas, potencia, contenido metálico, etc. Luego se parte
el testigo y una parte de la muestra se remite al laboratorio para su análisis, guardando
el resto para estudios posteriores y de verificación.
En las perforaciones por percusión se obtiene los “DETRITUS” que con el agua forman
lodos, los mismos que constituyen la muestra.
3.3.6.-MUESTREO AGARRANDO.-Se emplea para tener una idea aproximada del
contenido metálico de cancha, como comprobación de muestras tomados
anteriormente, como un medio de control en la explotación de un yacimiento. También
se emplean muestras de carros mineros y de “chutes” que constituyen muestras
agarrando. Son tomadas al azar a medida que los carros son cargados, en el trayecto
o a su arribo a los lugares de descarga.
3.4.-CANTIDAD DE MUESTRAS.-Se puede decir que una proporción razonable es
tomar un peso de 1 a 10 libras de muestra por pie de potencia de veta que se tenga
que muestrear (de 3/4 a 7 1/2 kg por cada 0.50 m de potencia.)
3.5.-REDUCCION DEL TAMAÑO DE LAS MUESTRAS.-Las muestras se reducen de
tamaño mediante el “cuarteo” que consiste en disminuir el volumen de la muestra en
forma gradual y sistemática a fin de obtener una cantidad suficiente de muestra. En
esta técnica la muestra se acumula (apilona) en forma cónica para luego ser dividido
en cuatro (04) partes iguales, de los cuales se cogen dos (02) partes diametralmente
opuestos desechándose las otras dos.
3.6.-DILUCION.-Es la proporción en que disminuye el contenido metálico (ley del
mineral) del mineral explotado con respecto al que se calculó a partir del muestreo. Se
expresa, generalmente, en cualquiera de las tres (03) formas siguientes:

3.6.1.-Porcentaje de la potencia de la veta que se agrega a dicha potencia.
Ejemplo. Dilución: 10%
Potencia de la veta: 1.00 m
Veta diluida: 1.10m (valor diluido de la potencia de la veta.)
3.6.2.-Cantidad fija que se añade a la potencia de la veta.
Ejemplo. Dilución: 0.30m.
Potencia de la veta: 1.20m.
Veta diluida: 1.20m + 0.30m = 1.50m.
3.6.3.-Cantidad variable obtenida de un grafico que se suma a la potencia.- Es
similar a las dos anteriores solo que ésta cantidad se encuentra tabulada en cuadros.
En toda mina se establece un ancho mínimo explotable de acuerdo a las
características de la veta y el método de explotación utilizado. Para el calculo de la ley
diluida se emplea le siguiente fórmula.
Ejemplo: Se desea saber la ley diluida del plomo (Pb) de una veta muestreada cuya
potencia es 1.20m. , su ancho mínimo explotable 1.80m y la ley de desmuestre es 7%.
3.7.- LEY DE DESMUESTRE:
3.7.1.-Pormedio de Ensayes.-La ley media de una labor muestreada se obtiene en
base a los resultados de los ensayos de las muestras tomadas en la labor y luego se
saca el promedio ponderado:
Potencia de la veta x ley de desmuestre (in-situ)
Ley diluida =
Ancho mínimo explotable
Ley diluida (Pb) =
1.80m
1.20m x 7%
===
1.80
8.40%
4.666 4.7%
Ley diluida (Pb) = 4.7%
∑ de potencias
∑(Potencia x ley)
Ley diluida (Pb) =

Ejemplo: Calcular la ley promedio del “Pb”, “Zn” y “Ag” a partir de los datos de la tabla
siguiente:
LEY MEDIA (Pb)= 1.10 x 5.00 + 1.00 x 4.00 + 0.80 x 5.50 + 1.00 x 6.00 + 1.20 x 5.00
LEY MEDIA (Pb)= 5.08%
LEY MEDIA (Zn)= 5.43%
LEY MEDIA (Ag)= 3.70 Onz/ton
3.8.-RESERVAS DE MINERAL.-Una vez determinado la forma, ubicación del depósito
a través de perforaciones sistemáticas e interpretaciones geológicas, se calculan las
RESERVAS GEOLOGICAS TOTALES del yacimiento, a partir de las cuales se
calculará la parte del depósito que podrá ser minado económicamente, el cual
constituye “Las Reservas Minables”. Las reservas del mineral pueden ser clasificadas
de la forma siguiente:
3.8.1.-Resevas de Mineral Probado.-Son las reservas de mineral expresado en peso
(ton) o volumen (m3) que contienen leyes minables; los mismos que han sido definidos
en sus tres dimensiones (largo, ancho, altura) por excavaciones o perforación.
3.8.2.-Reservas de Mineral Probable.-Son las reservas de mineral expresado en
peso, volumen y contenidos metálicos, que han sido definidos con cierto riesgo de
continuidad, por no haber sido definido en sus tres dimensiones.
3.9.-PROCESO METALURGICO.-Es el conjunto de procesos físicos, químicos y/o
físico-químicos mediante los cuales se extraen o concentran las partes valiosas
(mena) de un agregado de minerales y/o para purificar, fundir o refinar metales.
Comprende las etapas siguientes:
NUMERO DE
MUESTRA
LEYES
1
2
3
4
5
1.10
1.00
0.80
1.00
1.20
5.00
4.00
5.50
6.00
5.00
6.00
5.50
5.00
5.00
5.50
4.00
3.00
4.00
3.50
4.00
TOTAL 5.10 3.705.435.08
%Pb Onz/Ton “Ag”%Zn
POTENCIA DE
LA VETA (m)
1.10 + 1.00 + 0.80 + 1.00 + 1.20

VBMC = $78.47/TM
3.9.1.-Preparacion Mecánica.-Es el proceso por el cual se reduce de tamaño, se
clasifica y/o lava un mineral.
3.9.2.-Metalurgia.-Es el conjunto de procesos físicos, químicos y/o físico-químico que
se realizan para concentrar y/o extraer las sustancias valiosas de los minerales.
3.9.3.-Refinación.-Es el proceso para purificar los metales de los productos obtenidos
de los procedimientos metalúrgicos anteriores.
3.10.-COMERCIALIZACION DE MINERALES.-El valor económico de un mineral no
sólo depende de sus leyes sino principalmente de la recuperación tanto en mina,
concentradora, fundición; transporte; ubicación geográfica; costo de producción; etc.
El precio o valor del mineral bruto por tonelada de mineral de cabeza se determina por
la fórmula siguiente.
EJEMPLO: Se desea hallar el valor bruto de un mineral de cabeza que contiene plomo
(Pb), Zinc (Zn) y plata (Ag) cuyas leyes de cabeza son:
Pb = 4%, Zn = 5.5%, Ag = 3 Onz/tc y cuyas cotizaciones son las siguientes: Pb:
$600/Tm, Zn: $750/TM y Ag: $4/Onz.
SOLUCION:
VBMC = $600 x 0.04 + $750 x 0.055 + $ 4.00 x 3onz x 1.102 TC
VBMC = $24 + $41.25 + 13.224 = 78.474
VBMC = ∑ (cotización x ley)
Donde:
VBMC = valor bruto de mineral de cabeza.
Cot. = Cotización del metal.
Ley = Ley de cabeza de un metal.
TM TM TMOnz

CAPITULO IV: EXPLOTACIÓN MINERA.
4.1.-EXPLOTACION MINERA.- Se llama explotación de minas al conjunto de
operaciones superficiales y subterráneas por las cuales se extraen y benefician
minerales útiles con rendimiento económico.
4.2.-METODOS DE EXPLOTACION.- Es el conjunto de operaciones para la
extracción del mineral sobre o en el interior de la corteza terrestre con la mayor
economía y rapidez, con la mayor seguridad del personal y de las instalaciones.
Los factores que influyen en la selección de un método de explotación son:
Condiciones geológicas, geometría del yacimiento, (forma, potencia, inclinación,
profundidad, etc.), distribución de leyes (uniforme, gradual, diseminado y errático),
propiedades geomecánicas del yacimiento y las rocas, condiciones económicas,
condiciones ambientales, etc.
4.3.-CLASIFICACION DE LOS METODOS DE EXPLOTACION.- Existen numerosas
clasificaciones de acuerdo a los puntos de vista de los autores: de acuerdo al sistema

de excavación, del transporte, del sostenimiento, del arranque, etc. En general los
métodos de explotación se pueden clasificar en:
a) Método a cielo abierto o tajo abierto (open pit).
b) Métodos subterráneos.
c) Métodos para la explotación del carbón, y
d) Método para yacimientos aluviales.
Para efectos del presente curso, sólo trataremos de los dos primeros, por ser éste un
curso preliminar.
4.3.1 MÉTODO A CIELO ABIERTO O TAJO ABIERTO (OPEN PIT).- Generalmente
se considera que la minería a cielo abierto es más ventajosa que la subterránea en
cuanto a recuperación, control de leyes, economía, flexibilidad de las operaciones,
seguridad y mejores condiciones ambientales de trabajo. Como también por el uso de
equipos de perforación, carguío y transporte de gran rendimiento y consecuentemente
mayor producción, no necesita sostenimiento, no necesita ventilación, menor coste de
extracción por tonelada de mineral.
Entre las desventajas de la explotación a cielo abierto mencionaremos:
-En yacimientos profundos de la superficie, pequeñas o irregulares la explotación
resulta antieconómica.
-Destruye la belleza natural de la tierra al excavar y dejar el desmonte del desbroce y
contaminar los ríos, las tierras y la atmósfera.
-La cercanía de los yacimientos a zonas industrializadas con gran población hacen
imposible la aplicación de tajos abiertos. Ejemplo: Cerro de Pasco.
Los métodos subterráneos que podrían competir con los tajos abiertos son los de
“HUNDIMIENTO POR SUBNIVELES” (Sublevel Caving) y “HUNDIMIENTO POR
BLOQUES” (Block Caving) mecanizados y sin rieles, ambos.

4.3.2.-COMPARACIÒN ECONÓMICA ENTRE LOS MÉTODOS AL CIELO ABIERTO
Y LOS SUBTERRANEOS.- Los factores que controlan la elección entre un tajo abierto
o un método subterráneo son: los costos de minado, la recuperación del mineral y la
dilución. La relación de desbroce es el cociente entre el tonelaje de desmonte y el
tonelaje del mineral. Los elementos clave para el diseño de los límites parciales y
finales del tajo abierto son:
A) RELACION CRITICA DE DESBROCE.- Esta relación no es constante, varia
dinámicamente con los cambios de costo de minado de ambos métodos y se calcula
mediante la siguiente formula:
RELACION
CRITICA DE
DESBROCE.
=
Costo de Remoción / Tonelada de Desmonte
Costo de Minado Subterráneo /
Tonelada de Mineral
Costo de Minado a Tajo Abierto /
Tonelada de Mineral-

B) LEY MINIMA EXPLOTABLE.- Es el punto crítico entre los costos de minado
(Excluyendo la remoción), beneficio y mercadeo y los precios en el mercado, de los
valores recuperables del mineral. Es la ley límite del mineral entre enviarlo a la
concentradora o a los botaderos de desmonte.
C) ANGULO DEL TALUD DEL TAJO ABIERTO.- Se distinguen 3 tipos de talud:
-TALUD DEL BANCO.- Es la línea trazada desde la cresta del banco hasta su pie y
varía de 65º a 90º.
-TALUD DE OPERACIÓN.- Es el talud del tajo durante los primeros años de
operación y varía en 20º a 30º.
-TALUD FINAL DEL TAJO.- Es la línea trazada que une los puntos medios de los
bancos que queda al finalizar el tajo.
4.3.3.-DISEÑO Y PLANEAMIENTO DE UN TAJO ABIERTO.- Luego de realizar un
estudio comparativo entre los métodos de tajo abierto y subterráneo y haber optado
por el primero, el próximo paso es determinar los planeamientos y configuraciones
más optimas en las diversas etapas del tajo, de tal forma que se obtenga la máxima
ganancia, sujetos a restricciones impuestas por condiciones físicas, geológicas,
seguridad, políticas, económicas y sistemas operacionales del minado. El
planeamiento de un tajo abierto, usualmente, se divide en tres (03) categorías: a largo
plazo, corto plazo y operacionales.
a) Planeamiento a largo plazo.- Define la configuración final económica del tajo
abierto, o sea el límite final óptimo, define la forma y tamaño del tajo al final de su vida.
b) Planeamiento a corto plazo.- Son programas que conducen de la condición inicial
del depósito al límite del tajo, cada plan usualmente varía de uno (01) a diez (10) años
de duración.
c) Planeamiento Operacional o Actual.- Corresponde a la operación presente,
dentro de los confines del más reciente plan a corto plazo, cada planeamiento varía
usualmente al año con etapas de mese, semanas y días.
4.3.4.-PLANOS Y SECCIONES PARA EL DISEÑO Y PLANEAMIENTO DE UN TAJO
ABIERTO.- Los datos e informes obtenidos durante la exploración y desarrollo, se
correlacionan y se resumen en reportes y planos para poder evaluar el proyecto y
planear el tajo abierto. Los resultados de los estudio geológicos se pasan a planos
tanto horizontales como verticales para poder diseñar la configuración del tajo,
determinando los límites del minado por cada banco. Los principales planos que se
usan son:
a) PLANO GENERAL DEL AREA.- En este plano figura todo el distrito minero, el área
del mercado, la topografía, etc.
b) PLANO GENERAL DE LA MINA.- Donde figuran el área de la mina, la
concentradora, los suministros de agua y luz, carreteras, ferrocarriles, etc.

c) PLANO DETALLADO DE LA MINA.- Donde figuran la geología del yacimiento,
datos de la perforación diamantina, etc.
d) CUADRILLADO DEL AREA DEL TAJO.- El área del trabajo se divide en blocks
uniformes para poder calcular las reservas del mineral, determinar los límites del tajo,
etc.
e) PLANO DE BANCOS.- Señalan los contornos económicos del yacimiento, limites
del tajo, etc.
f) PLANO COMPOSITO DE BANCOS.- Contiene todas las proyecciones horizontales
de los planos de los bancos.
g) SECCIONES VERTICALES.- Generalmente siguen los ejes de las abscisas y
ordenadas del cuadrillado del área o cualquier otra dirección.
4.4.-METODOS DE EXPLOTACION SUBTERRANEOS.- Para la explotación de los
cuerpos mineralizada por métodos subterráneos, existen diversas clasificaciones que
depende de: tipo de yacimiento, de las reservas, del precio en el mercado, las
circunstancias del transporte y el capital disponible. Cabe mencionar que dentro de los
métodos de explotación subterránea existen clasificaciones como: La americana,
Alemana o Europea, cummins, v. vidal, etc. En el presente curso sólo trataremos de
los métodos más comunes como son: corte y relleno ascendente en arco, corte y
relleno descendente, hundimiento por bloques, hundimiento por subniveles, cámara y
pilares, etc.
En términos generales una clasificación más completa es: Métodos de minado con
sostenimiento natural (cámaras y pilares, minado por subniveles), minado con
sostenimiento artificial (almacenamiento provisional, corte y relleno, cuadros de
madera, tajeos largos), minado por hundimientos (hundimiento por subniveles,
hundimiento de bloques).
4.4.1.-METODO DE EXPLOTACION POR CAMARAS Y PILARES (ROOM AND
PILLAR.)
4.4.1.1.-Descripcion.- En este método el mineral es excavado en la mayor parte del
yacimiento dejando parte del mineral como pilares o columnas que servirán para
sostener el techo, para lo cual se ajustan las dimensiones de las cámaras y pilares a

las propiedades de presión y resistencia. El mineral que queda como pilar puede
recuperarse en forma parcial o totalmente reemplazándoles por otro tipo de
sostenimiento o puede extraerse en retirada para luego ser abandonada el tajeo y
propiciar el hundimiento.
En yacimientos grandes implica un espaciado uniforme de las cámaras y de los
pilares, por el contrario en yacimientos pequeños se da a menudo el caso de una
distribución aleatoria (azar).
4.4.1.2.-Consideraciones para su aplicación.- Se aplica en los casos siguientes:
a) Cuerpos o mantos con buzamiento horizontal o casi horizontal, máximo hasta 30º.
b) El mineral y la roca encajonante deben ser competentes.
c) En depósitos de gran potencia y área extensa.
d) Cuando el mineral no requiere de la clasificación en la explotación.
e) En yacimientos tabulares sedimentarios: pizarras cupríferas, yacimientos de carbón,
hierro, potasio y otros.
4.4.1.3.-Labores de desarrollo y preparación.- Consisten en la ejecución de piques
de izaje, chimeneas de ventilación y de servicios, galerías de acceso y vías para el
transporte de mineral, echaderos, bodegas, talleres, etc.
4.4.1.4.-MINADO.- El ciclo de minado consiste en perforación, voladura, ventilación,
carguío y transporte.
a) Perforación.- Es similar a la perforación de galerías. La maquinaria utilizada
depende del espacio disponible y de los accesos a los tajeos, comprende desde las
perforadoras “JACKLEG” hasta “JUMBOS”. En la explotación por cámara y pilares hay
que considerar también, además de la perforación de explotación, el empernado del
techo generalmente en zonas fracturadas.
b) Carguío y Transporte.- El mineral volado se cargan directamente de los frentes de
los tajeos utilizando maquinas de acarreo y transporte. Los “SCOOPTRAM” son una
alternativa de mecanización para la operación de “carga – transporte - descarga” con
los que se obtiene un alto rendimiento y productividad (LOAD HAUD DUMP). En la
explotación convencional y en yacimientos bastante inclinados se emplea el rastrillo de
arrastre jalando el mineral hasta el lugar donde se carga a los vagones.
4.4.2.-METODO DE EXPLOTACION POR SUBNIVELES (SUBLEVEL STOPING).

4.4.2.1.-DESCRIPCION.- Consiste en dejar cámaras vacías después de la extracción
del mineral, es de alta productividad debido a que las labores de preparación se
realizan, en su mayor parte, dentro del mineral. La recuperación de los pilares se
realiza en la etapa final del minado.
Los subniveles son desarrollados entre los niveles principales; el mineral derribado con
taladros largos o desde los subniveles, cae a la zona vacía y es recuperado desde los
“DRAW-POINT” para luego ser transportado hacia la superficie.
4.4.2.2.-CONSIDERACIONES PARA SU APLICACIÓN:
a) El yacimiento debe ser vertical o casi vertical debiendo exceder el ángulo de reposo
del mineral.
b) Las rocas encajonantes y el mineral deben ser competentes y resistentes.
c) Los límites del yacimiento deben ser amplios y regulares.
4.4.2.3.-LABORES DE DESARROLLO Y PREPARACION.- Comprende la
construcción de las labores siguientes:
-Inclinados o piques de acceso.
-Niveles a intervalos de 60m. a 130 m., dependiendo de la altura del yacimiento.
-Galería de transporte en la parte mas baja del tajeo paralela a la zona mineralizada y
en roca encajonante.
-“DRAW POINTS” para la recuperación del mineral derribado.
-“RAISE SLOT” (chimeneas) debajo del tajeo, los que sirven para iniciar el área de
voladura. Las chimeneas, generalmente se ubican a los costados o al centro del tajeo.
4.4.2.4.-MINADO:

A) PERFORACION.- Se distinguen dos casos: con taladros largos en paralela y en
abanico.
a) Con Taladros Largos en Paralelo.- Se usa en yacimientos verticales con buena
potencia. La perforación en los subniveles se realiza mediante taladros largos en
paralelo para el que se emplea barras de extensión de 2” a 7 7/8” hasta una longitud
de 90m.
Se comienza la perforación del subnivel más bajo y antes de perforar los taladros
paralelos se ensancha el subnivel a todo el ancho minable; luego se inicia con la
perforación en forma descendente. La voladura se comienza por abajo y se realiza en
forma ascendente o lateralmente con salida a una cara libre.
b) Con Taladros en Anillo o Abanico.- La perforación se realiza a través de los
subniveles con barrenos dispuestos en abanico o anillos, el mineral disparado cae al
fondo del tajeo o a los embudos, para luego ser evacuados por las tolvas a los
vagones o volquetes o bien por medio de los “DRAW POINTS”. Se disparan de dos a
tres anillos, pudiendo ser más según la experiencia que se tenga.
Cuando se usa perforación en anillos (RING DRILLING) la sección transversal de la
galería o subnivel es perforada en todo el perímetro radialmente.
B) CARGUIO Y TRANSPORTE.- El mineral puede cargarse a través de los “CHUTES”
o embudos, a los carros mineros. Generalmente se realiza voladura secundaria siendo
necesaria la reducción de los pedrones mediante el banqueo. También se usan para el
acarreo del mineral, los equipos “LOAD HAUL DUMP” y los rastrillos.
4.4.3.-METODO DE EXPLOTACION POR ALMACENAMIENTO PROVISIONAL
(SHRINKAGE STOPING).

4.4.3.1.-DESCRIPCION.- El mineral es cortado en rebanadas horizontales, avanzando
de la parte más baja hacia arriba. Se usa en vetas con buzamientos grandes donde el
mineral es bastante resistente que no es necesario el sostenimiento.
El mineral disparado se emplea como plataforma de trabajo y para el sostenimiento.
Como el corte del mineral incrementa su volumen en más o menos 30 a 40%, es
necesario extraer el exceso de mineral para poder conservar la distancia del piso al
techo. Por lo que esto implica que un 60 a 70% de mineral queda en el tajeo hasta que
este haya alcanzado toda su altura útil. Se emplea generalmente en vetas angostas de
buena ley, los mismos que no pueden ser mecanizadas. En este método se distinguen
dos casos: shrinkage convencional y el shrinkage mecanizado.
4.4.3.2.-CONSIDERACIONES PARA SU APLICACIÓN:
a) El yacimiento debe tener un buzamiento más de 60º para permitir que el mineral
fluya por gravedad. Debe tener rumbo y potencia uniforme a 1 a 30m.
b) El mineral debe ser resistente para mantener el techo sin sostenimiento.
c) El cuerpo mineralizado debe ser regular en cuanto a su forma, caso contrario
presenta gran dilución.
d) Las rocas encajonantes deben ser relativamente estables.
e) El mineral debe tener ley uniforme.
f) El mineral no debe ser afectado durante el almacenamiento por la oxidación.
4.3.3.-SHRINKAGE CONVENCIONAL:
A) PREPARACION Y DESARROLLO.- Consta de la construcción de las siguientes
labores:
-Niveles.- Se desarrollan generalmente a intervalos de 35 a 150m. La máxima altura
del tajeo está determinada por el control de hundimiento. Hasta donde se tenga
confianza en la consistencia del mineral, los niveles deben ser construidos en la caja
piso.
-Chimeneas.- Se construyen en veta o en la caja piso, pudiendo ser vertical o
inclinado; al realizar el disparo toda la carga va al piso de la chimenea o a los buzones
preparados para luego ser extraídas hasta los echaderos de mineral o desmonte.
-Subniveles y “BOX HOLES”.- Tiene por finalidad construir las facilidades necesarias
para la extracción del mineral. La preparación del tajeo se inicia con la división de los
bloques por medio de niveles y chimeneas.
Los subniveles se desarrollan a partir de las chimeneas sobre veta, dejando un puente
sobre el nivel principal de acarreo.
La separación de los “box hole” depende del grado de fragmentación del mineral y del
ángulo de reposo de éste (6 a 8m. entre los chutes).

B) MINADO:
a) Perforación.- Una vez preparado los bloques se inicia el tajeo, cuyo avance es
relativamente hacia arriba con el techo plano.
La perforación se realiza, generalmente con “JACKLEG” o “STOPER” hacia arriba en
forma vertical (realse) o inclinada, también podría ser horizontal (breasting). En la
extracción se debe tener bastante cuidado, porque si se extrae el mineral en exceso,
la altura de la plataforma y el techo quedaría muy distanciado y no se podría perforar
en forma normal requiriéndose, en este caso, andamios.
b) Transporte.- Generalmente se realiza con locomotoras a “TROLLEY” o a
“BATERIA”.
Las locomotoras a “Trolley” toman la corriente por contacto del cable eléctrico (Trolley
corriente +) y mediante los rieles (corriente -). La corriente es continua de 220 a 250
voltios (corriente alterna de 440 voltios).
Las locomotoras a “batería” funcionan con corriente eléctrica continua proveniente de
baterías o acumuladores. Su restricción es que sólo se usa para pequeñas distancias
y pequeños tonelajes (niveles secundarios). Ejemplos: Clayton, Goldman, General
Electric (GE), etc.
4.4.3.4.-SHRINKAGE MECANIZADO:
A) PREPARACION Y DESARROLLO.- La veta se desarrolla en tajeos por bloques.
Las longitudes pueden variar entre 50 a 100m y los desniveles entre 30 y 80m
dependiendo de las características estructurales del yacimiento. El desarrollo de los
niveles se realiza sobre veta o paralela a ésta con cruceros. Se desarrollan ventanas
hacia el tajeo desde las chimeneas.
Paralelo a la veta, en la caja piso, se desarrolla la galería principal de extracción, la
que se une por cruceros (DRAW POINTS) de 3m x 3m para equipos “trackless”, para
el acarreo del mineral. Un echadero (ORE-PASS), se ubica en el centro del tajeo que
puede servir no sólo al propio tajeo sino también al tajeo lateral hasta una distancia
conveniente para el buen rendimiento de los equipos de acarreo.
Las chimeneas se ubican en los extremos del tajeo. Las etapas para el desarrollo de
un block de mineral para el SHRINKAGE MECANIZADO consiste en:
1º-Se corre una galería sobre mineral en el fondo de bloque.
2º-Se corre otra galería en mineral en la cima del bloque.
3º-Se construyen chimeneas en los extremos del block.
4º-Se construye una galería principal de extracción en la caja piso, paralela a la galería
sobre mineral.
5º-Sobre el largo de la chimenea, se construyen ventanas hacia el tajeo separados
entre 6m a 10m.

6º-Se construyen cruceros (DRAW POINTS) desde el nivel de extracción hacia la
galería de mineral a intervalos de 6m a 8m en sesgo.
B) MINADO:
a) Perforación.- Se emplean JUMBOS neumáticos o hidráulicos con barras de 14
pies. La voladura puede ser convencional con mecha lenta y dinamita.
La limpieza es con “SCOOPTRAMS” y camiones de bajo perfil (DUMPER).
b) Extracción o Jale.- La extracción se realiza desde los “DRAW POINTS” con
scooptrams pudiendo ser del “ORE-PASS”. El volumen de mineral a extraerse será
proporcional por cada “draw points” en un 30 a 40% del material disparado.
c) Transporte.- El transporte es por camiones para el que se requieren buenas vías,
de hasta 12% de gradiente y distancias de hasta 4km.
4.4.4.-METODO DE EXPLOTACION POR CORTE Y RELLENO:
4.4.4.1.-CORTE Y RELLENO ASCENDENTE (OVER CUT AND FILL).
A) DESCRIPCION.- El minado es en forma de tajeos horizontales comenzando del
fondo del tajeo hacia arriba. El mineral derribado es extraído del tajo completamente y
luego rellenado con material detrítico o relleno hidráulico (RH) que procede de los
relaves de la planta concentradora mezclado con agua y transportado a través de
tuberías.
B) CONSIDERACIONES PARA SU APLICACIÓN.- Se pueden aplicar en yacimientos
que tengan las siguientes características:
-Con buzamientos pronunciados.
-En cualquier depósito y terreno.
-Con cajas medianamente competentes.

-El mineral debe tener buena ley.
-Disponibilidad de material de relleno.
C) DESARROLLO Y PREPARACION:
-Se desarrolla una galería de transporte a lo largo del yacimiento en un nivel principal.
-Se construyen chimeneas y caminos.
-El área del tajo debe estar entre 5 a 12m: sobre la galería de transporte.-
-Las chimeneas de ventilación y transporte de relleno deben ser construidas del nivel
inferior al superior.
D) MINADO:
a) Perforación.- La perforación puede ser una forma vertical o inclinada hacia el techo
o también en forma horizontal. La perforación se puede realizar con “Jackleg” o con
“Jumbos”. La perforación del techo puede ser en arco.
b) Voladura.- Como explosivos se pueden usar “dinamitas” de diversas fabricas,
ANFO, (Nitrato de amonio y petróleo), emulsiones, etc. Y como accesorios se usan
fanel, nonel, mecha lenta, cordón detonante, fulminantes, conectores, etc.
c) Acarreo y Transporte.- El equipo de carguío es generalmente, el mismo que se
emplea en el transporte en muchas minas.
El acarreo y el transporte del mineral puede ser: lampeo directo a mano (ORE-PASS),
con carros mineros a mano o mecánico (sobre rieles), palas con tolva sobre
Neumáticos, rastrillos con winchas con 2 o 3 tamboras, por gravedad (en minas
pequeñas) y transporte mecanizado (Equipos LHD eléctricos o diesel), hacia los ORE-
PASS.
d) Relleno.- Se emplean 3 tipos de relleno: relleno convencional, hidráulico e
hidroneumático.
-En el relleno convencional o detrítico se emplean gravas de superficie o material
“estéril” de labores de desarrollo. La distribución del relleno del tajeo es muy laborioso
y de poca compactación debido al esponjamiento del material.
-En el relleno hidráulico se usa una mezcla de relave ciclonado con agua o bien con
arena glaciares con agua y la pulpa es transportada mediante tuberías accionadas por
bombas o por gravedad hacia las labores.
-En el relleno hidroneumático se emplea material chancado, mezclado con cemento y
agua que es transportado por tuberías metálicas impulsados por una bomba
neumática (aire).‫׳‬
4.4.4.2.-CORTE Y RELLENO DESCENDENTE (UNDER CUT AND FILL).
A) DESCRIPCION.- El minado se realiza de arriba hacia abajo y los tajeos son
rellenados con relleno hidráulico cementado. La extracción del mineral se realiza por

medio de frentes de 10´x7´ y su longitud puede variar entre 120´ a 150´, luego se
realiza la perforación a todo lo largo del tajeo, o sea que cuando el desquinche llega a
la losa superior ha alcanzado una sección adecuada, cada corte es independiente del
otro, dejando un pilar que luego de ser rellenado el tajeo se comienza a cortar los
pilares.
B) CONSIDERACIONES PARA SU APLICACIÓN.-
- Se aplica en cuerpos mineralizados de gran potencia.
- Se puede trabajar en cuerpos irregulares.
- Se aplica en la recuperación de pilares dejador por el método de Corte y Relleno
Ascendente.
- Se aplica en zonas de material poco consistentes.
- Es un método propio para la aplicación del relleno hidráulico.

- Mayor seguridad y condiciones para el trabajador.
C) DESARROLLO Y PREPARACION: Se ejecutan las siguientes labores:
- Galerías de transporte y de servicio.
- Chimeneas de extracción.
- Rampas, etc.
D) MINADO: A partir de la chimenea de extracción se corren los subniveles de ataque
de modo que a partir de ella se pueden iniciar los tajeos. Estos subniveles se corren
de tal forma que intercomuniquen las chimeneas de extracción – ventilación a fin de
que permitan optimizar el programa de la fase de minado y relleno por sectores.
a) Perforación y Voladura.- La perforación se realiza con perforadoras Jackleg o
Jumbos. Los trazos realizados son simples debidos a las características del terreno,
los cortes que se usan generalmente son el “quemado” y en “V”.
Los explosivos usados son los convencionales.
b) Acarreo y Transporte.- Para en acarreo del mineral hacia los echaderos se usan
las palas cavo y los scooptrams eléctricos o diesel. El transporte del mineral es con
locomotoras a “trolley” y con carros “gramby”.
c) Relleno Hidráulico.- Concluido el corte de un tajeo se prepara para el relleno que
consiste en construir una represa en el inicio del tajeo y se rellena la losa de 3 pies de
altura con una mezcla de cemento – relave en proporción 1:6. Apenas fragua este
relleno se prepara una segunda represa sobre este nuevo piso hasta alcanzar el techo
del tajeo con una mezcla de 1:20.
4.4.5.- HUNDIMIENTO POR SUBNIVELES (SUBLEVEL CAVING).
A) DESCRIPCIÓN:
El cuerpo es dividido en subniveles o espacios verticales de 8 a 10 metros
dependiendo de los equipos de perforación y de las características del yacimiento.
Desde el subnivel se realizan perforación con taladros largos en retirada. Para
empezar el arranque se abre una rosa al techo de cada subnivel de perforación que
sirva de salida a la voladura en retirada.
- Generalmente se emplea en cuerpos verticales masivos y en depósitos que tienen
grandes dimensiones y alto buzamiento.
- La resistencia de los minerales deben ser media, quebradizos y bien estratificados
que permitan poner al descubierto superficies grandes y que se trocean con facilidad
bien con explosivos o por gravedad.
- Los límites del yacimiento deben ser regulares.

- El terreno superficial deben permitir desplomes sin crear problemas graves.
- El método se aplica en yacimientos que no requieren de clasificación.
- Los requerimientos mínimos para la estabilidad del mineral exigen que la galería del
subnivel debe sostenerse por sí solo, con soporte ocasional.
- Preparación de subniveles extrayéndose más del 20% del mineral.
- Desarrollo de Ore Pass o echaderos que comunica a los niveles principales.
- Galería principal de extracción, los echaderos, realces, acceso de personal y
servicios se ubican con frecuencia en la roca encajonante.
D) MINADO:
a) Perforación.- La perforación se ejecuta de forma radial hacia arriba desde los
subniveles con taladros largos con perforación mecanizada.
b) Carguío y Transporte.- El carguío corresponde el traslado del mineral desde los
subniveles hasta los echaderos y favorece el uso de equipos LHD.
4.4.6

4.4.6.- HUNDIMIENTO POR BLOQUES (BLOCK CAVING).
A) DESCRIPCIÓN:
El mineral es fracturado por sí mismo como resultado de las fuerzas y esfuerzos
internos. Se requiere poca perforación y voladura en la producción. El yacimiento es
dividido en secciones o bloques grandes, generalmente con una sección horizontal
cuadrada y con un área de más de 1000m2
.
Las fuerzas gravitacionales en orden de millones de toneladas actúan sobre la masa
rocosa y luego ocurre el fracturamiento sucesivo afectando al bloque íntegro.
- El cuerpo debe tener alto buzamiento o vertical y de gran extensión.
- Después del corte la roca debe ser capaz de romperse en fracturamientos
adecuados.
- El mineral debe ser homogéneo y diseminado.
- Galerías de transporte y carguío se desarrollan en la parte inferior de cada block.
- Se ejecuta una galería de desarrollo debajo de los blocks.
- Construcción de los Draw Points.
D) MINADO:
a) Carguío y Transporte.- Para el carguío del mineral se aprovecha la gravedad a los
carros mineros y el transporte con Trackless. El carguío es por medio de los Draw
Points.

CAPITULO V: PERFORACION.
5.1.- CONCEPTO.- La perforación es el proceso de realizar taladros (huecos) en la
roca con la finalidad de conseguir el máximo efecto rompedor del explosivo sobre la
roca.
5.2.- FACTORES A CONSIDERAR EN LA PERFORACION.
Una perforación no se puede hacer de cualquier manera, tampoco se podría hacer
todos los taladros siempre iguales. La ubicación, profundidad e inclinación de los
taladros depende en cada caso de los siguientes factores.
a) Clase o tipo de roca (masiva, fracturada, empanizada o suelto).
b) Tamaño y número de caras libres.- Cara libre de una zona o roca que se
quiere volar, es cada una de los lados que están en contacto con el aire según
un cubo imaginario para efectos de comparación.
c) Grado de fragmentación deseado.
d) Tipo y cantidad de explosivo apropiado.
e) Método de disparo.
f) Dureza de la roca.
g) Presencia de fracturas.
h) Circunstancias especiales – (tiempo disponible para perforar, smooth blasting,
etc.)
5.3.- PARTES DE UNA PERFORADORA.- Consta de 3 partes principales: Cabezal,
cilindro y la parte frontal. Cada una de estas partes involucra a otras piezas, tal como
se menciona a continuación:
Cabezal: Empuñadura (“D” o “T”), laves de mando (agua y aire), entradas de
agua y aire.
Cilindro: Pernos tensores, martillo, pistón, trinquetes (pasador, rueda y resorte),
agujas de agua y aire, etc.
Frontal: Grapas.

La lubricación de la perforadora se realiza mediante la “CHANCHA” que contiene
aceite que con el aire que ingresa a la máquina lubrica todas sus partes con el objeto
de evitar desgastes prematuros de sus piezas.
PATAS NEUMATICAS (EMPUJADORES O AVANCES NEUMATICOS).- Son
cilindros neumáticos largos cuya barrilla soporta la perforadora a la altura de su centro
de gravedad. La columna termina en punta que se incrusta en dirección oblicua en el
suelo a una distancia conveniente. El pistón ejerce sobre la perforadora un empuje
oblicuo cuyo componente vertical soporta a la perforadora mientras que la otra sirve
par el avance, también tiene un órgano de retroceso. Entre las partes de un avance
tenemos: cilindro, pistón, vástago del pistón, botón de descarga, empuñadura (grifo de
regulación), conexión de aire, etc.
5.4.- METODOS DE PERFORACION.- Existen dos métodos principales de
perforación: manual y mecánica.
5.4.1.- PERFORACION MANUAL.- Consiste en realizar taladros mediante
herramientas básicas como combas, barrenos (pateros 2’ o 3’) y una cuchara para
limpiar el taladro.
5.4.2.- PERFORACION MECANICA.- Consiste en realizar taladros mediante
maquinas perforadoras empleando barrenos de 5’, 6’, 8’, 10’, 12’, 14’, etc. con mayor
rapidez y longitud. Son a rotación y percusión.

Las fuentes de energía con que trabajan las perforadoras mecánicas son:
NEUMATICAS (con aire comprimido que genera el compresor) y ELECTRO
HIDRAULICOS (con aceite para impartir energía y como fuente primaria la energía
eléctrica). Es de mayor capacidad e eficiencia que la neumática por tener mayor
velocidad de penetración.
5.5.- ACCESORIOS DE PERFORACION.- Entre los principales accesorios de
perforación tenemos:

5.5.1.- BARRENAS Y BROCAS.- Son accesorios de perforación mediante las
cuales se cortan los diversos tipos de rocas para el que poseen una elevada carga de
rotura y una buena resistencia a la flexión. Las barrenas son lisas y generalmente de
sección hexagonal o también circular. Son barras de acero de 22 a 32 mm. de
diámetro y se fabrican en longitudes de 0.60, 1.20 y 1.30 m. Las barrenas son de 2
tipos: INTEGRALES (MONOBLOCK) que son una sola pieza con la barrena y la broca
que posee una pastilla que es el CARBURO DE TUNGSTENO y de EXTENSION que
tienen brocas intercambiables fijado al extremo de la barra generalmente a tornillo.
A) FUNCION DE LOS BARRENOS.- Entre las funciones de los barrenos
mencionamos:
1º Recibe el golpe del martillo de la perforadora.
2º Produce el golpe del taladro (rotura de la roca).
3º Realiza la rotación por medio del pistón.
4º Remueve el material roto mediante el agua.
B) PARTES DEL BARRENO.- Entre sus partes tenemos:
1.- Culatín (espiga o buge).
2.- Collar o collarín.
3.- Cuerpo o barra – Tiene diámetros de 7/8” (estándar), 1” y 11/4”
4.- Cabeza o Bit (Broca) – puede ser en equis (x), en cruz (+), con botones, etc.
5.5.2.- BROCAS.- Son accesorios que cortan la roca. Tienen las formas en “x”, en “+”,
“botones”, etc.
Entre otros accesorios de perforación tenemos: LOS MANGUITOS DE
ACOPLAMIENTO con tornillos y estriados, LOS ADAPTADORES DE CULATA.
5.6.- TRAZOS DE PERFORACION (MALLA).- Se llama trazo o malla de perforación a
todos los diseños en la que se indica la posición, dirección e inclinación de un conjunto
de taladros con el objeto de obtener un arranque sistemático en el frente, de tal
manera que el desarrollo sea uniforme, rápido y económico.

5.6.1.- TIPOS DE TRAZOS:
5.6.1.1.- TRAZO DE CORTE O ARRANQUE.- Es una voladura con el objetivo de
proporcionar una cara libre al resto de los taladros. Normalmente se tiene un arranque
al centro del frente. Los trazos de arranque pueden ser:
A) CORTE QUEMADO O PARALELO (BURT CUT).- Comprende a varios
taladros paralelos muy cercanos entre sí, usualmente dispersos en forma
concéntrica, perforados en forma perpendicular a la cara libre (axiales) de modo
que al ser dispersados produzcan una cavidad cilíndrica.
B) CORTE EN CUÑA O EN “V” (WEDGE CUT).- Comprende a 4, 6 o más
taladros convergentes por pares en varios planos (no hacia un solo punto), de modo
que la cavidad abierta tenga la forma de una cuña o “TROZO DE PASTEL”. El
ángulo adecuado para la orientación de los taladros es de 60º a 70º.

C) CORTE EN PIRAMIDE O DIAMANTE (CENTE CUT).- Comprende a 4 ó 6
taladros dirigidos en forma convergente hacia un punto común imaginario ubicado
al centro y fondo de la labor o excavar, de modo que su disparo instantáneo crea
una cavidad cónica o piramidal.
D) CORTE EN CUÑA DE ARRASTRE (DRAG O DRAW CUT).- Es prácticamente
un corte en cuña afectado a nivel del piso de la galería, de modo que el resto del
desbroce de la misma sea por desplome.
E) CORTE EN ABANICO (FAN CUT).- Es similar al de arrastre pero con el corte a
partir de uno de los lados del túnel, disponiéndose los taladros en forma de un
abanico (divergente en el fondo).
5.6.1.2.- TRAZOS DE TANDA.- Es el diseño que agrupa a un conjunto de taladros de
voladura complementaria (ayudas, sub ayudas, cuadradores, alzas y arrastres).
5.7.- DISTRIBUCION Y DENOMINACION DE TALADROS.- Los taladros se
distribuyen en forma concéntrica, con los de corte o arranque en el punto central de la
voladura, siendo sus denominaciones como sigue:
5.7.1.- ARRANQUE O CUELE.- Son los taladros del centro, que se disparan primero
para formar la cavidad inicial. Por lo general se cargan de 1.3 a 1.5 veces más que el
resto.

5.7.2.- AYUDAS.- Son los que rodean a los de arranque y forman las salidas hacia la
cavidad inicial. De acuerdo a las dimensiones del frente varía su número y distribución
comprendiendo a las primeras ayudas (contra cueles), segundas y terceras ayudas
(taladros de destroce o franqueo).
5.7.3.- CUADRADORES.- Son los taladros laterales (hastiales) que forman los flancos
del túnel.
5.7.4.- ALZAS O TECHOS (CORONA).- Son los taladros que forman el techo o
bóveda del túnel.
5.7.5.- ARRASTRES O PISOS.- Son los taladros que corresponden al piso y se
disparan al final de toda la ronda. Algunas veces se complementan con taladros
inclinados perforados en una de sus esquinas para formar una canaleta (cuneta) de
drenaje.
CAPITULO VI: VOLADURA.
6.1.- VOLADURA.- Es el proceso por el cual las rocas son agrietadas y fracturadas
como resultado de los esfuerzos de compresión – tensión que generan los explosivos
contenidos en los taladros. Las grietas de las rocas se expanden por la presión de los
gases, desmenuzándola en fragmentos, que se desprenden y desplazan a gran
velocidad y distancia.

6.2.- EXPLOSIVO.- Es la sustancia o mezcla de sustancias que al estimularse
producen altos desprendimientos de gases generando grandes presiones y altas
temperaturas produciendo una “reacción exotérmica”.
6.2.1.- CLASES DE EXPLOSIVOS.- Los explosivos se clasifican en: explosivos
químicos, especiales y nucleares.
6.2.1.1.- EXPLOSIVOS QUIMICOS.- Actúan por procesos de reacción química de
deflagración y/o detonación producidos por efecto de una onda de choque. Ejemplos:
Dinamita, Nitrato de amonio (NH4 NO3), T.N.T. (Tri – Nitro - Tolueno).
6.2.1.2.- EXPLOSIVOS ESPECIALES.- Actúan como una explosión física producida
por la súbita expansión de gases inertes licuefiados por la aplicación del calor, como el
“CO2” y el oxigeno. Su empleo está limitado a ambientes sumamente peligrosos como
en las minas de carbón con alto contenido de grisú o metano (NH4) y polvo de carbón.
6.2.1.3.- EXPLOSIVOS NUCLEARES.- Actúan por la desintegración de materiales
radioactivos como el URANIO 235 y el PLUTONIO, desprendiendo inmensas
cantidades de energía y calor. Ejemplos: Bombas atómicas y de hidrogeno.
6.2.2.- CLASIFIACION DE EXPLOSIVOS QUIMICOS.- Son explosivos basados
mayormente en compuestos de carbono, hidrogeno, oxigeno y nitrógeno (CHON) y se
clasifican en dos grandes grupos, dependiendo de la velocidad de su onda de choque:
6.2.2.1.- EXPLOSIVOS ALTOS O DETONANTES.- Su velocidad varía de 3000 a 7000
m/seg. Son mezclas químicos que reaccionan a gran velocidad, por tanto tienen gran
efecto rompedor, estos a su vez se clasifican en:
A) DETONANTES PRIMARIOS.- Tienen alta energía y sensibilidad, se usan como
iniciadores para detonar a los secundarios. Ejemplos: Los fulminantes (contienen
fulminato de mercurio, asida de plomo, etc.)
B) DETONANTES SECUNDARIOS.- Son los que efectúan el trabajo de
rompimiento. Son menos sensibles pero desarrollan mayor trabajo útil. Se divide en:
a) EXPLOSIVO DE USO CIVIL (COMERCIALES).- Según su constitución se
dividen en 3 grandes grupos:

NO PERMISIBLES.- Especialmente para usos en minas de carbón, es de baja
temperatura de explosión por contener cloruro de sodio (NaCl).
DINAMITAS.- Mayormente compuesta por NITROGLICERINA (explosivo)
combinadas con NITRATOS (aditivo) y otros componentes que ayudan a la
combustión. Las dinamitas se clasifican en: gelatinas, gelignitas, gelatinas
especiales, semigelatinas, pulverulento y dinamitas especiales.
AGENTES DE VOLADURA.- Son explosivos de seguridad por ser,
mayormente, insensibles al detonador común. Son compuestos de NITRO-
CARBO-NITRATOS (NCN) se emplea generalmente en tajos abiertos.
Ejemplos: Exagel, hidromex, slurrex, primaflo, lurigel, anfo, examón, etc.
b) EXPLOSIVOS DE USO MILITAR.- Son más brizantes, menos sensibles al
maltrato y más caros.
6.2.2.2.- EXPLOSIVOS LENTOS O DEFLAGRANTES.- Su velocidad es menor de
3000 m/seg. Comprende a las pólvoras, compuestos pirotécnicos y compuestos
propulsores para artillería y cohetería. No tiene aplicación en minería. Se dice que este
tipo de explosivos son los que desplazan a la roca triturada.
6.3.- PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS.- Las propiedades físicas de cada
explosivo sirven para seleccionar al más adecuado para una buena voladura. Entre
ellas tenemos:
6.3.1.- POTENCIA RELATIVA.- Es la medida del “contenido de energía” del explosivo
y del trabajo que puede efectuar. Se determina mediante la prueba de TRAUZL que
determina la capacidad de expansión que produce la detonación de 10gr. de explosivo
disparado dentro de un molde de plomo cilíndrico de dimensiones conocidas.

6.3.2.- BRIZANCE O PODER ROMPEDOR.- Es el efecto “demoledor o triturador” que
aplica el explosivo sobre la roca para iniciar su rompimiento. Se mide mediante la
prueba de HESS, que expresa en mm. el aplastamiento que sufre un molde de plomo
cilíndrico, de dimensiones determinado por efecto de la explosión de 100 gr. de
explosivo que se dispara colocado sobre un disco de acero encima del bloque de
plomo.
6.3.3.- PRESION DE TALADRO.- Es la fuerza de empuje que ejercen los gases de la
explosión sobre las paredes del taladro que se expresa en kg / cm2 o en kilobares
(kbar); como factor estático de trabajo representa la fuerza práctica aplicada a la roca
en el momento de la voladura.
Se representa como:

Donde:
Pa = Presión atmosférica.
Vg = Volumen de gases producidos por la explosión en litros a 0ºC y 1atm.
T = Temperatura de la explosión, en ºK.
6.3.4.- VELOCIDAD DE DETONACION.- Es la medida de la velocidad con la que viaja
la onda de detonación a lo largo de la masa o columna de explosivo, sea al aire libre o
dentro de un taladro. Se mide mediante la prueba de DAUTRICHE con el empleo de
orden detonante de velocidad conocida, o mediante la apertura o cierre de un circuito
eléctrico controlado con un cronómetro electrónico.
6.3.5.- DENSIDAD.- La densidad de la mayoría de los explosivos varía entre 0.8 a
1.60 en relación con la unidad (densidad del agua a 4ºC y 1atm.) y al igual que con la
velocidad cuanto mas denso sea tendrá mayor efecto de brizance.
6.3.6.- RESISTENCIA AL AGUA.- Es la habilidad para resistir una prolongada
exposición al agua sin perder sus características, varía de acuerdo a la composición
del explosivo y generalmente está vinculada a la mayor proporción de
NITROGLICERINA o ADITIVOS que contengan, así en el grupo de dinamitas las más
resistentes son la gelatina, y entre los agentes de voladura los slurries y emulsiones.
6.3.7.- SIMPATIA O TRANSMISION DE LA DETONACION.- Al ser detonado un
cartucho este puede inducir la detonación de otro vecino por simpatía. En las
dinamitas sensibles la transmisión de la detonación puede sobrepasar una distancia
de varios centímetros.
PG =
Pa x Vg x T
273

6.3.8.- SENSITIVIDAD.- Los explosivos deben ser suficientemente sensitivos para ser
detonados por un iniciador adecuado. Esta capacidad varía según el tipo de producto.
Ejemplo: los fulminantes o detonadores se emplean para la mayoría de dinamitas,
mientras que los agentes explosivos usualmente no arrancan con ellos, requiriendo de
un BOOSTER o reforzados de mayor potencia y velocidad.
6.3.9.- SENSIBILIDAD.- Muchos explosivos pueden detonar fácilmente por efecto de
golpe, impacto o fricción al calor (el punto de ignición en la pólvora está entre 300 a
350ºC, en los explosivos industriales está entre 180 a 230ºC.)
6.3.10.- VOLUMEN NORMAL DE GASES.- Es la cantidad de gases en conjunto que
se generan como resultado de la detonación de un 1 kg. de explosivo a 0ºC y 1 atm.
de presión expresados en litros por kilo de explosivo. Este volumen es un índice de la
“cantidad de energía disponible” para el trabajo a efectuar con el explosivo, y
generalmente varía entre 600 y 1000 litros en los explosivos industriales.
6.3.11.- CATEGORIA DE HUMOS.- La detonación de todo explosivo comercial
produce vapor de agua, nitrógeno (N), bióxido de carbono (Co2) y eventualmente
polvos sólidos. Entre los gases inocuos nombrados existe siempre cierto porcentaje de
gases tóxicos llamados “humos”. Ejemplo: monóxido de carbono (CO), hidróxido de
nitrógeno (NO2).
Por lo general, se considera que los explosivos de uso civil deben estar por debajo de
los siguientes valores:
CO = 0.02%, NO2 = 0.003%
Los agentes explosivos como el ANFO son más tóxicos que las dinamitas, porque
generan mayor proporción de oxido de nitrógeno.
6.3.12.- BALANCE DE OXIGENO.- El balance de oxigeno de un explosivo debe ser
ligeramente positivo para evitar la formación de gases tóxicos, el margen de seguridad
será de +2 a +5 como tope, buscando un promedio de +2 a +3 como ideal. Si es
menor a +2 se formará exceso de CO y si es mayor a +5 el nitrógeno se oxida
formando NO y NO2.

6.4.- ACCESORIOS DE VOLADURA.-

CAPITULO VII: TRANSPORTE
Las minas por lo general difieren unas de otras en un sistema de transporte, en
consecuencia hay minas que utilizan rieles y otros el sistema sin rieles para el
transporte de mineral, de materiales y personal. En el momento de planear, el sistema
de transporte de una mina, se deben tener en cuenta ciertos factores básicos: sección
de la labor, nivel de producción, tipo de terreno, etc.
7.1.- TRANSPORTE SOBRE RIELES.- Las minas que aun no se mecanizan son las
que utilizan el sistema de transportes sobre rieles, es decir mediante locomotoras con
sus correspondientes carros mineros o vagonetas (convoy). Para esto utilizan la VIA
FERREA.
VIA FERREA.- Sirven para el deslizamiento del convoy. Son los anchos que existen
de riel a riel (TROCHA) y están comprendidos entre 24 pulgadas (60 cm.) y 36
pulgadas (90 cm.) y el carril (RIEL) son determinados por el peso en libras / yarda.
7.1.1.- ELEMENTOS DE UNA VIA FERREA.- Están compuestos por:
7.2.1.- LOS RIELES.- Son elementos pesados de fierro de 20, 30, 40 y 70 libras por
yarda y se colocan paralelamente sobre durmientes.
7.2.2.- CAMBIOS.- Son las instalaciones mediante los cuales permite que el convoy
cambie de dirección.

7.2.3.- TORNAMESA.- Son planchas circulares que giran sobre billas de acero
colocados en su base metálica, permitiendo que la locomotora o el carro minero
colocado encima de la tornamesa gira y cambia de dirección en poco espacio.
7.2.4.- ZAPAS.- Son instalaciones sobre una plancha fija que permite el cruce del
trafico casi perpendiculares entre dos galerías con el fin de evitar que las líneas se
separen en el momento que pasa el convoy.
7.2.5.- ECLISAS.- Son aquellas que se colocan en las uniones entre dos rieles
sujetados por pernos.
7.2.6.- DURMIENTES.- Son elementos de madera que soportan a los rieles. Soporta el
peso de la locomotora y de los carros mineros. Evita el hundimiento de los rieles y la
inclinación de uno con respecto al otro. Se coloca en forma perpendicular a los rieles.
7.1.2.- CARROS MINEROS O VAGONETAS.- Sirven para el transporte de mineral,
desmonte, material y personal. Su construcción debe ser resistente para el trabajo
pesado.
Los carros están constituidos por una CAJA, BASTIDOR, TRENES DE RUEDA y el
ENGANCHE. El transporte de mineral con carros mineros son los más económicos. El
cargado del mineral debe ser con gran facilidad.
7.1.2.1.- TIPOS DE CARROS MINEROS:
A) TIPO “U”.- Son de volteo lateral, semipesado. Están diseñados para acarreas
el material en forma manual o por locomotora. Su capacidad es de
aproximadamente 1.5 ton.

B) TIPO “Z”.- Es de volteo frontal y lateral, de construcción liviana para el acarreo
manual. Capacidad aproximada 1.0 tonelada.
C) TIPO “V”.- Es de volteo lateral, extra pesado, diseñado para el acarreo con
locomotora.
D) TIPO GRAMBY.- Tiene un sistema de volteo sobre una rampa. Este tipo de
carro es utilizado en la mediana minería por su robustez, continuidad y por el
ahorro de tiempo en la descarga. Para la descarga utiliza el sistema de quinta
rueda.

7.1.2.2.- LOCOMOTORAS.- Son maquinas eléctricas que arrastran los carros mineros
(convoy). Son impulsados por medio de motores que funcionan con corriente continua
de 220 a 240 voltios.
7.4.1.- TIPOS DE LOCOMOTORAS ELECTRICAS:
A) LOCOMOTORAS A TROLLEY.- Son eléctricas y utiliza de 220V a 250V
corriente continua (CC) hasta 400V a 450V (CA); este tipo de locomotora se
denomina así porque la energía lo toma de un cable eléctrico suspendido
mediante una rueda o zapata (Roldana) que se desliza por el conductor como
polo positivo y como polo negativo – el riel.
B) LOCOMOTORA A BATERIA.- Son aquellas locomotoras que se abastecen de
energía a través de un acumulador o batería que porta la locomotora.
C) LOCOMOTORA MIXTA.- Son aquellas locomotoras que pueden operar a través
de la línea de trolley o a batería.
7.2.- TRANSPORTE SIN RIELES.- En este sistema de transporte se utilizan equipos
pesados montados sobre orugas o neumáticos. Se emplean en minas mecanizados,
su diseño depende del terreno que presenta y su alta producción. Las vías están
representadas por rampas que pueden ser del tipo zigzag, helicoidales (espiral) y
combinadas.
7.2.1.- TIPOS DE TRANSPORTES SIN RIELES.- Estas maquinas pueden ser libres o
cautivas, siendo los cargadores frontales (LHD) los más versátiles. Entre los tipos de
transporte sin rieles tenemos:
A) SCOOPTRAMS.- Estas maquinas son articuladas y pueden ser de energía
diessel o eléctrica. Todos están diseñados para desarrollar iguales velocidades
en ambas direcciones (5 km/hrs con p = 15 %) dependiendo mucho de las
condiciones del camino. Estas máquinas son económicas en viajes o carreras
cortas. Este equipo se selecciona de acuerdo al tamaño de la galería o del
tajeo. Se denominan equipos ¨LHD¨ (carga – transporte - descarga), se usan en
labores donde haya buena ventilación. La capacidad de su cuchara varía desde
(2 - 6 yd3).

B) VOLQUETES.- Se utiliza volquetes cuando sobrepasa las distancias
económicas del acarreo con el scooptrams. Son máquinas que generan gases
(por ser de motores diessel) por los escapes que generalmente son tratados
con purificadores de gases colocados en los tubos de escapes (reductores
oxicatalíticos).
C) PALAS CAVO.- Son empleado en transportes cortos, siendo la capacidad de
cuchara de 3/4 a 31/2 yardas cubicas. Estas palas son de dos tipos: Sobre
llantas y sobre orugas. Trabajan hasta un 20% dependiente o gradiente. Existen
palas cavo que cargan, transportan y descargan y otros que pueden cargar a un
carro minero o sólo transportan en su cuchara. Estas palas trabajan con aire
comprimido (neumáticas).

D) PALAS MECANICAS.- Son máquinas neumáticas que trabajan sobre rieles y
cuya capacidad de cuchara es en promedio de 0.14 m3. Sirven para limpieza
en una galería y cargan a los carros mineros.
E) CAMIONES.- Pueden ser a motores diessel y eléctricos son camiones de bajo
perfil y en la mina sirven para transportar el mineral hacia los echaderos, a planta
concentrado y también para trasladar los desmontes.
F) RASTRILLOS DE ARRASTRE (WINCHES).- Son equipos diseñados para jalar
mineral o ganga de un tajeo y consta de los elementos siguientes: una wincha
eléctrica o neumática con 2 a 3 tamboras, rastrillo (traílla), poleas y cables. Posee 2
manillas, una para jalar el cable de acero y el otro para el retorno. También posee
una cuchara que puede ser de diferentes tipos: tipo azado y tipo uña. Generalmente
se utiliza para la limpieza de los tajeos en la que la potencia de la vela no sea
grande, la distancia de limpieza del winche es aproximadamente 30 m.
G) PAYLOADERS.- Son máquinas versátiles, son llamados “cargadores frontales”
y se emplean en la mediana y gran minería donde se adaptan a labores de carguío
y muy poco en acarreo. Su capacidad de cuchara varía desde 3 yardas cúbicas
hasta 22 yardas cúbicas. Son de motores diessel para el que se requiere de una
buena ventilación en la mina.

H) FAJAS TRANSPORTADORAS.- Es un medio de transporte más económico y
continuó, se utilizan en galerías e inclinados de poca pendiente. Utiliza energía
eléctrica y son de 2 tipos: rastra y bandeja.
CAPITULO VIII: SOSTENIMIENTO.
8.1.- CONCEPTO.- El sostenimiento ó entibamiento (fortificación) tienen por objeto
mantener abiertas las labores durante la explotación, compensando el equilibrio
inestable de las masas rocosas que soporte el producto de la voladura.
En la mayoría de las veces, solamente es necesario que las labores mineras
permanezcan abiertas durante periodos de tiempo relativamente cortos, por ello la
función del sostenimiento es retrasar el reajuste de las masas rocosas más que
asegurar un sostenimiento permanente.
Sostenimiento Activo (Refuerza); Shotorete, pernos de anclaje.
Sostenimiento Pasivo (Soporta); Cuadros de madera, cerchas.
8.2.- CLASES DE TERRENOS.- A continuación se presenta una clasificación práctica
de terrenos:
8.2.1- TERRENO COMPACTO.- Son terrenos formados por cristales y/o partículas
bien cementadas, no presentan planos de debilidad o fracturamiento. Son terrenos
duros, sólidos. A ellos pertenecen la mayoría de las rocas ígneas y algunas rocas
metamórficas. Ejemplos: granitos, monzonitas, granodioritas, etc.
Este terreno no requiere sostenimiento.
8.2.2.- TERRENO FRACTURADO.- Es el que se muestra una serie de planos
paralelos de discontinuidad como si fueran planos de estratificación o de laminación
los que pueden estar en diferentes direcciones. A ellos pertenecen las rocas
sedimentarias. Ejemplos: areniscas, pizarras, calizas, etc. Requieren un sostenimiento
ligero.

8.2.3.- TERRENO QUEBRADO.- Presenta dos o más sistemas de planos entre
cruzados o fracturamientos. Estas características no se ofrecen en forma natural en
las rocas sino que es producida por cambios en las condiciones físicas de las mismas
y por esfuerzos en la corteza terrestre. Ejemplos: techos y paredes en una galería. Es
necesario un sostenimiento medio.
8.2.4.- TERRENO MOLIDO.- Es el terreno formado por fragmentos gruesos y/o finos.
Se dice que la más rocosa es completamente discontinua. Ejemplos: arenas, brechas
de fallas, suelos, etc. En este tipo de terrenos las presiones son mayores cuanto más
finos son el tamaño de los fragmentos. Requiere de un sostenimiento pesado.
8.2.5.- TERRENO ARCILLOSO.- Es constituido por rocas casi plásticas. Su mayor o
menor plasticidad depende del contenido de agua y la proporción de arcilla. Ejemplos:
panizos y pizarras. Estos terrenos se deforman fácilmente bajo presión. Requiere
sostenimiento extremadamente resistente.
8.3.- TIPOS DE SOSTENIMIENTOS:
8.3.1.- SOSTENIMIENTO CON MADERA.- La madera es un elemento de
sostenimiento que se adapta bien a todos los tipos de terrenos. Es el más accesible y
económico, dotado de alta resistencia mecánica, de gran maniobrabilidad, su defecto
es de que tiene poca durabilidad debido a que se putrefacta rápidamente y es
combustible. La madera más empleada es el eucalipto (más económico), el PINO sólo
se utiliza en piques. Estas maderas pueden ser curadas con antisépticos (resinas)
para aumentar su durabilidad de 2 a 3 veces más.

A) CUADROS RECTOS.- Es el tipo más sencillo que consta de un sombrero,
soportado por dos postes verticales.
B) CUADROS CÓNICOS.- Se emplea cuando existen fuertes presiones del terreno
en el techo y las cajas laterales. Los cuadros se colocan en forma trapezoidal.
C) CUADROS CON SOLERA.- Son cuadros constituidos por un sombrero, dos
postes y una solera. Se usan cuando existe una presión del terreno que actúa
desde el piso y cuando las rocas que integran al piso son débiles, con el fin de
evitar el hundimiento de los postes.
8.3.1.- ELEMENTOS DE UN CUADRO DE MADERA:
8.3.1.1.- ELEMENTOS PRINCIPALES:
A) SOMBRERO.- Está sujeto a esfuerzos de comprensión paralelo a las fibras por
recibir la presión de las cajas y paredes laterales de una labor. En caso de terreno
arcilloso pueden estar sometidos también a esfuerzos de flexión.
B) POSTES.- Se colocan en forma vertical o inclinada. Desarrollan esfuerzos de
comprensión paralelas a las fibras debido a que la presión lo toma del techo y la
reacción del piso.
C) SOLERA.- Se ubica en la parte inferior del cuadro. Está sometido a esfuerzos de
comprensión perpendicular a las fibras por recibir la presión del techo a través de
los postes de reacción del piso directamente.
CUADRO RECTO CUADRO CÓNICO
CUADRO COJO

8.3.1.2.- ELEMENTOS AUXILIARES:
A) BLOQUES.- La finalidad es mantener firmemente la estructura del sostenimiento
hasta que sean fijadas por la propia presión del terreno.
B) CUÑAS.- Se usan en todos los trabajos de sostenimiento con maderas al igual
que los bloques.
C) ENCRIBADOS.- Cuando el techo de una labor se ha elevado mucho, será
necesario una estructura auxiliar de madera a fin de tomar la presión del terreno
sobre el sostenimiento construyendo sobre el puente del cuadro o directamente
sobre el sombrero.
D) ENREJADOS.- Tienen por objeto de impedir la caída de trozos de roca tanto de
techo como las paredes.
8.3.1.3.- METODO DE ARMADO DE CUADROS.- Para el armado de cuadros de
madera se produce como sigue:
1º Si el cuadro va a llevar solera se prepara el piso para ubicar la solera.
2º Si el cuadro no lleva solera, se preparan las patillas para parar los postes.
3º Una vez realizado las patillas se procede a parar los postes y luego se tapan las
patillas.
4º Una vez parado los postes se coloca el sombrero realizando los destajes en los
postes.
5º Luego se colocan los tirantes.
6º Se tiende la camada de redondos en forma horizontal y transversal.
7º Se procede al bloqueo del cuadro y,
8º Finalmente se procede al enrejado con tablas o redondos.

8.3.2.- SOSTENIMIENTO METALICO O CON ACERO.- Es un sostenimiento de alta
resistencia mecánica y al fuego que soportan bien a los esfuerzos a la tracción
(flexión). Para las uniones se utilizan piezas de sujeción con pernos. El defecto del
sostenimiento metálico es la corrosión por efecto de la humedad, gases, aguas ácidas
de mina y su costo es muy alto.
8.3.3.- SOSTENIMIENTO CON CONCRETO ARMADO.- Es el sostenimiento
preparado a base de cemento, arena y agua (hormigón) que es un material de
construcción que al fraguarse produce el endurecimiento en un lapso de tiempo de 12
horas. La preparación del hormigón pueden realizarse en mezclas de:
1:2 proporción de 1 de cemento y 2 de arena.
El espesor del hormigón puede ser de 15 cm. a 25cm., también se pueden emplear
mallas de acero, como también fierro corrugado.
La resistencia del concreto es más pobre comparado con la madera, por lo que su uso
es esporádico.

8.4.- SOSTENIMIENTO CON PERNOS DE ANCLAJE Y BARRAS
ESTABILIZADORAS.- Se usan en terrenos fracturados, estratificados tratando
siempre de orientar los pernos de anclaje perpendicularmente a la estratificación. Los
pernos son de acero que para el caso de sostener una galería se perforan taladros se
colocan y se fijan los pernos que sujetan a las rocas.
También para sostener una galería o un frente de explotación se usan las barras
estabilizadoras (SPLIT SET), que cumplen la misma función que los pernos de anclaje.
Para su colocación se hacen taladros y con la misma perforadora se introduce estas
barras a los taladros.

CAPITULO IX: VENTILACION.
La ventilación de minas se define como el suministro de aire al interior de la mina y
éste puede ser por medios mecánicos o naturales o combinados con la finalidad de:
a) Asegurar el suministro de aire limpio y fresco en cantidad suficiente para la
respiración normal de los trabajadores.
b) Diluir y arrastrar los contaminantes del ambiente, gases y polvos, a niveles
tolerantes, y
c) Regular las condiciones termos ambientales manteniéndolos en grado
confortable.
9.1.- CANTIDAD NECESARIA DE AIRE.- De acuerdo de los Reglamentos de Higiene
Industrial y de Bienestar y Seguridad DS 055-2010 indican que se debe suministrar
3m3
/minuto de aire por persona (106 pies3
/minuto) en las labores del subsuelo próximo
al nivel del mar. Para alturas mayores del flujo es aumentado de acuerdo a la siguiente
escala:
De 1500 m. a 3000 m. 40%
De 3000 m. a 4000 m. 70%
Más de 4000 m. 100%.
En el caso de emplearse equipo diessel la cantidad de aire no debe ser menor a 3
m3
/min por cada “HP” del equipo.
Ejemplo de Aplicación.- En una mina se tienen cuatro (04) labores en desarrollo, en
cada labor trabajan tres (03) hombres, se desea saber cuánto será el suministro de
aire por minuto en dicha mina, sabiendo que la mina se encuentra a una altitud de
3800 m.s.n.m.
SOLUCION:
Nº de personas = 4x3 = 12 trabajadores

Entonces 3 m3
/min x 12 = 36 m3
/min (a nivel del mar).
Para una altitud de 3800 m.s.n.m., tendríamos:
Consumo = 36 + 36 x 70 = 36 + 36(0.70) = 61.2 m3
/min
9.2.- CLASIFICACION DE LA VENTILACION DE MINAS.- Desde el punto de los
medios empleados para la remoción del aire, la ventilación puede ser natural,
mecánico o combinado.
9.2.1.- VENTILACION NATURAL (TIRO NATURAL).- Esta ventilación se realiza sin el
empleo de ventiladores mecánicos. La ventilación se realiza mediante chimeneas,
piques, socavones, compuertas de ventilación, etc.
9.2.2.- VENTILACION MECANICA.- Esta ventilación utiliza ventiladores, donde
fácilmente puede regularse la cantidad de aire deseado. Los ventiladores pueden ser
de dos tipos: centrifugas y axiales. Los ventiladores axiales son los más modernos y
más empleados. La diferencia que existe entre ambos es en cuanto a las
características de potencia, eficiencia y volumen de aire.
9.3.- GASES EN LAS MINAS.- Los gases que se presentan en una mina subterránea
son entre otros, los siguientes: anhídrido carbónico (CO2), nitrógeno y gases nocivos
tóxicos y explosivos (monóxido de carbono “CO”, oxido nítrico, sulfuro de hidrogeno,
gas sulfurosos, metano, etc.). El aire atmosférico seco contiene 79% de nitrógeno,
20.96% de oxigeno y 0.04% de anhídrido carbónico, a una presión normal a 7.60 mm.
de mercurio (Hg).
100

9.3.1.- OXIGENO (O2).- Es un gas incoloro e inodoro, es un gas de combustión y a la
vez mantiene la vida. La disminución del contenido de oxigeno en el aire de mina
ocurre a consecuencia de los procesos de oxidación de las menas y rocas sulfurosas,
madera y otras materias orgánicas e inorgánicas. El oxigeno es absorbido por la
respiración de los hombres. De acuerdo al Reglamento de Seguridad e Higiene Minera
el contenido de oxigeno en las labores mineras no debe ser inferior al 20%.
9.3.2.- NITROGENO (N2).- Es un gas sofocante, que se genera por la putrefacción de
sustancias orgánicas y trabajos con explosivos y emanaciones de los estratos. El
nitrógeno compone el aire en un porcentaje de 79.04%.
9.3.3.- ANHIDRIDO CARBONICO (CO2).- Es un gas incoloro de gusto ligeramente
ácido y olor débil, su peso especifico es de 1.52, se disuelve en agua, no sirve para la
respiración. Por ser de mayor densidad que el aire se acumula junto al piso de las
labores mineras. De acuerdo al Reglamento de Seguridad y Bienestar el contenido en
las labores no debe exceder del 0.5%. Los efectos sobre el organismo humano son:
En 3% se siente ligeramente.
En 10% puede haber pérdida de conocimiento.
En 15% se pierde el conocimiento, puede ser fatal.
9.3.4.- MONOXIDO DE CARBONO (CO).- Es un gas toxico que hace daño al
organismo humano, es originado durante las labores con explosivos, incendios
subterráneos y por el empleo de equipos pesados. Se combina con la hemoglobina de
la sangre 300 veces más rápidamente que el oxigeno. Por su bajo peso específico se
acumula en los topes ciegos de las labores mineras ascendentes. El Reglamento de
Seguridad e Higiene Minera contempla una concentración máxima de 0.0016% en el
aire de mina.

9.3.5.- SULFURO DE HIDROGENO (H2S).- Es un gas fuertemente toxico, de olor
característico a huevo podrido, es soluble en el agua, hace daño al organismo
humano. Este gas se presenta, generalmente, en las minas que tienen presencia de
pirita, también ocurre después de una voladura o explosión. El Reglamento de
Seguridad contempla una concentración máxima de 0.00066% en el aire de mina.
9.3.6.- METANO (CH4).- Es un gas incoloro, inodoro, e insípido. Su peso específico es
de 0.554 por lo que se acumula en la parte superior de las galerías. Es producto de la
descomposición de las sustancias orgánicas sin acceso de oxigeno. Existen en las
minas de carbón, generalmente su mayor peligro es que es combustible y explosivo.

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