viernes, 2 de octubre de 2026

Explotación por testeros I

Primeras utilizaciones del método de testeros

1. Minas asturianas en 1844

La primera referencia a la explotación de minas de carbón por el sistema de testeros ascendentes la encontramos en el Boletín Oficial de Minas de 1844. En ese momento la familia de Alejandro María Aguado, Marqués de las Marismas recientemente fallecido, poseía un grupo de criaderos de carbón de piedra cerca de Sama en Langreo y otro mayor que aquel en el monte Carbayin de Siero. La casa de Aguado construyó en aquellos años por contrata la carretera carbonera de Langreo a Gijón, pero no pasando esta por la zona carbonera de Siero, explotaba solamente el grupo de Sama.


Las capas de carbón en Sama de Langreo eran casi verticales y estaban dispuestas de S. S. O. a N. N. E. Su ancho oscilaba entre 80 centímetros y 1,1 metros, estando separadas unas de otras por bancos de arenisca y pizarrilla de entre 8 y 12 metros de espesor. 

De las once capas susceptibles de ser explotadas solamente se trabajaba en cinco de ellas de carbón grueso y una de carbón blando ó desmenuzable para fabricar cok. 

 

El socavón Isabel era el segundo piso de las minas de montaña de Carbones de La Nueva


El primer campo de explotación contenía treinta vetas con una altura de ciento ocho metros, con dos galerías generales, de las que una estaba veintiún metros más baja que la otra, formando la base ó llave del sistema de laboreo, sirviendo a la vez para la extracción, el desagüe y la ventilación. El plan de labores adoptado por el ingeniero director D. Luis Fantel intentaba ahorrar en el coste de la entibación y extraer todo el carbón posible sin dejar pilares ni macizos. 


Cada capa de carbón se explotaba a la vez en toda su altura desde el nivel de la galería maestra hasta la superficie por medio de una serie de gradas ascendentes ó testeros que comenzaban en el extremo del campo de explotación para dirigirse hacia el punto más cercano a las galerías. Para realizar por tramos este orden de labores se establecía previamente en cada macizo una galería ascendente con la inclinación de treinta y cinco grados que era la más adecuada para que el carbón bajase por ella suavemente, por su propio peso, dentro de un canal de tabla sin riesgo de desmoronarse. De esta galería inclinada partían en diferentes pisos otras galerías horizontales, llamadas guías, abiertas en el macizo de carbón y que llegaban hasta el extremo del campo de explotación, dejando entre cada dos de estas guías un macizo de carbón de diez metros de alto.


Preparado así el tramo, ó parte del macizo, más distante de la entrada de las galerías generales, se comenzaba la explotación en gradas ascendentes ó testeros en toda la altura aprovechable del macizo, marchando el trabajo en estos testeros hacia atrás ó sea del interior hacia fuera, es decir, de N. E. a S. O., llevándose el carbón, a medida que era arrancado, por las guías a la galería inclinada, bajando en esta por su propio peso hasta el nivel de la galería general de extracción, donde se cargaba en carros o vagones que lo conducían al exterior y lo descargaban en los carros tirados por bueyes para llevarlo por la carretera a Gijón.


Cada tramo en explotación podía dar al día diez mil quintales de carbón, pero como la preparación de los tramos requería mucho tiempo, el campo explotaba a la vez seis capas que alternativamente presentaban un tramo en el que se extraía carbón.


En el mismo Boletín Oficial de Minas se describen las minas de carbón de Santo Firme, propiedad de la casa de José Safont y Lluch de Madrid y dirigidas por el ingeniero Jean-Louis-Armand Nagelmackers, que también trabajaba en la mina de Arnao. Entonces se explotaban cuatro capas orientadas de S. S. O. a N. N. E., con un buzamiento de unos cincuenta y cinco grados al E. S. E. 


La base del sistema de labores era una galería maestra de investigación, desagüe y extracción que yendo de poniente a levante cortaba casi en ángulo recto la estratificación carbonífera, y por consiguiente las capas de carbón, habiendo cortado cuatro explotables. En cada una de estas se abrieron dos galerías de nivel, una por la derecha y otra por la izquierda de la galería maestra. La primera de estas capas de carbón tenía un espesor de ochenta centímetros, con un muro de arenisca y un techo de pizarrilla ó cayuela. La segunda capa tenía una anchura de 80 centímetros a 1,6 metros, con arenisca en ambos hastiales ó costados, a veces con fajas delgadas de pizarra. La tercera capa solo tenía 78 centímetros de espesor con buenos costeros de arenisca para el yacente y de pizarrilla en el pendiente. La cuarta capa  de 1,1 a 1,6 metros de grueso, también tiene arenisca en el yacente pero en el pendiente tiene una faja de 55 centímetros de arcilla y luego pizarrilla, lo que hacía más peligrosa su explotación.


El plan de las labores dependía de la dirección de los costeros. En las capas estrechas y firmes avanzaban las galerías de nivel con algunos escalones, o gradas descendentes, por debajo de sus pisos hasta el extremo de la concesión, y en seguida se seguía el trabajo con gradas ascendentes, ó testeros, en toda la altura disponible por encima de la galería de nivel, que al mismo tiempo se abandonaba, recogiendo en lo posible las maderas de la entibación. La ventilación se obtenía, en ambas marchas de la labor, por medio de un pozo abierto desde la superficie en la misma capa de carbón. En las capas más anchas y de costeros flojos avanzaban las galerías de nivel, hacia el extremo de la concesión, con testeros ó gradas ascendentes por encima de ellas hasta una altura de unos diez metros, entibándose bien la galería y rellenando lo explotado por encima, pero estableciendo de 33 en 33 metros conductos ó rampas estrechas para dejar bajar el carbón de otros testeros más altos que se llevaban después, al volver atrás, por encima de los primeros y en toda la altura explotable. A medida que esta segunda labor de testeros marchaba hacia la galería maestra se abandonaba la de nivel, retirando, en cuanto era posible, las maderas de su entibación. La ventilación se llevaba aproximadamente como antes por medio de un pozo abierto desde la superficie en la capa de carbón, y de estos pozos había uno para cada una de las galerías de nivel, por tanto para cada una de las labores.


En 1844 las minas de Ferroñes y Río-Nora eran propiedad de la empresa Duverger y Chauviteau de París, y estaban dirigidas por el ingeniero D. Adriano Paillette. En Ferroñes la explotación se dividía en dos grupos a causa de la falla general. En el grupo más alto, donde la inclinación es mayor y más uniforme, estaba preparado un campo de disfrute por medio de pozos de extracción y galerías de nivel, de donde partían las labores en forma de testeros ó gradas ascendentes, rellenándose en parte lo explotado con escombros de las mismas labores y de nuevas galerías preparatorias, cuidando siempre de volver a sacar, al menos en su mayor parte, las maderas de entibación. La ventilación se conseguía por medio de pozos y también por medio de conductos establecidos con la sonda china. En las minas de carbón de Río-Nora se explotaban varios bancos ó capas verticales y estrechas de carbón algo blando. La explotación se preparaba por medio de pozos calados a distancias proporcionadas y una galería general de desagüe por encima del nivel del río. A continuación se establecían las labores de disfrute en forma de testeros ó gradas ascendentes desde el fondo hasta la superficie, no necesitando más entibación que la de la galería principal de desagüe, que siempre se conservaba y avanzaba hacia adelante, sirviendo al mismo tiempo para la ventilación, y más tarde también para la extracción, cuando se explotase el carbón a mayor profundidad.


Boletín Oficial de Minas, 1844, Págs. 96, 102, 116, 124


2. La montaña leonesa en 1898

En la revista Estadística Minera de España de 1898 se describe el estado de las minas en el norte de León. En aquel año la Sociedad carbonífera de Matallana realizó trabajos en sus minas durante trescientos días, obteniendo 4.772 toneladas de hulla, realizando estas labores por testeros y ocupándose 27 hombres en el arranque, 60 en los arrastres y otras faenas, y 10 en la preparación mecánica, que consistía en una clasificación por medio de cribas y tromeles y un lavado por el sistema Evrard,


En las minas Ramona y Emilia, de la Sociedad Hulleras del Bernesga, se arrancaron 12.000 toneladas de hulla, empleándose el sistema de testeros ascendentes en las capas estrechas y de zonas horizontales, en dirección para las anchas, con rellenos en uno y otro caso. Duraron los trabajos trescientos días y se ocuparon 64 hombres en el arranque, 44 en arrastres y otras faenas del interior y 20 en la preparación mecánica, que consistía en una clasificación por tamaños y lavado mecánico, empleándose al efecto dos cribas oscilantes, una de fondos superpuestos y cuatro continuas para el lavado. El coste del quintal métrico á boca-mina era de 0,30 pesetas, y el precio de venta de 0,40. Para mover los aparatos del lavadero y fábrica de aglomerados había una máquina horizontal y dos locomotoras para el arrastre de la hulla.


En la mina Carmen, de D. Manuel Allende, se obtuvieron 312 toneladas de hulla, trabajando dos operarios en el arranque y cinco en arrastres y otras faenas, durando doscientos cincuenta días los trabajos y empleándose como sistema de labor predominante los pozos para dividir en macizos las capas, que se explotaban por testeros y con relleno.


Estadística Minera de España, 1898

Ingeniería y construcción. 4/1924, n.º 16

Explotación por testeros de una capa asturiana de carbón.

En la fotografía — difícil de obtener por todos conceptos — se aprecia la disposición de la entibación y vemos al picador trabajando en su testero correspondiente

Mina San José en 1925 - Libro de visitas

Diligencia de apertura. 

El presente libro que consta de cuarenta y nueve folios útiles, está destinado para visitas de inspección de la mina San José sita en Orzonaga en este término municipal que en la actualidad explota Don Juan Barrón Llorente. 

Y para que conste, y con arreglo a lo que dispone la ley de policía minera se extiende esta diligencia que firma por incompatibilidad del alcalde propietario, el primer teniente alcalde y después de rubricados todos sus folios. 

En Matallana a 18 de noviembre de 1925. Ricardo Tascón.

Acta de la visita ordinaria de Policía Minera a la mina San José del término de Orzonaga, Ayuntamiento de Matallana. 

El día 23 de enero de 1926 yo el ingeniero D. Luis García Viladomat acompañado del Celador de Minas de la zona D. José Tuñón, me constituían en el paraje de Valcayo del expresado término con objeto de visitar las labores que en dicha mina tiene establecidas D. Juan Barrón vecino de Matallana. 

Sólo hay en trabajos una galería de 510 metros sobre una capa en la que hay montado un taller de 9 testeros y sobreguía. En los demás pisos montados que son tres más, no hay trabajos en la actualidad. Trabajan 8 hombres en el interior y 3 en el exterior produciendo unas 120 toneladas al mes. 

La ventilación se hace a través de rellenos antiguos y a distancia, por lo que prevengo se termine con rapidez el pozo de viento que se está practicando, así mismo que se atienda debidamente a la conservación de la galería que en algunas partes es algo deficiente. 

No teniendo más observaciones que hacer levanto la presente acta en Matallana. 

El ingeniero.

Acta de la visita ordinaria de Policía Minera efectuada a la mina nombrada San José, del término de Orzonaga, Ayuntamiento de Matallana. 

Consisten los trabajos de esta mina visitados el día 22 de septiembre de 1928 acompañado del celador de la zona Sr. Tuñón, en un transversal de 50 metros que corta una capa de hulla sobre la que hay practicada una galería en dirección de unos 300 metros, tiene taller de arranque con 10 testeros, otros dos pisos superiores ya practicados en épocas pasadas se hallan parados. Los trabajos se llevan en condiciones de seguridad y trabajan 14 obreros y 4 en el exterior. 

De lo que levanto la presente acta en Matallana a 22 de septiembre de 1928. 

El ingeniero. 

Acta de la visita ordinaria de Policía Minera girada a la mina San José del término de Orzonaga. 

Las labores de esta mina visitadas el día 21 de septiembre de 1929, consisten en dos pisos sobre una capa de hulla de 0,50 metros de potencia. Sus galerías de bastante longitud tienen montados talleres de arranque con 24 testeros. 

Trabajan 22 obreros que extraen unas 200 toneladas mensuales. Debería establecerse en la casilla de la mina un botiquín de urgencia y su correspondiente camilla por hallarse alejada de poblado. Aún cuando el Registro de Obreros está al corriente, se aconseja sea modificado en su forma, y detallando la inscripción de cada obrero. 

De todo lo que levanto la presente acta en Matallana a 21 de septiembre de 1929.

El Ingeniero. 

Acta de la visita ordinaria de Policía Minera girada a la mina San José del término de Orzonaga, Ayuntamiento de Matallana. 

Acompañado del Celador de Minas de la zona D. José Tuñón y el vigilante de las labores Marceliano Bello, visité los trabajos de la mina arriba expresada en los días 11 y 12 de abril de 1930.

Estos trabajos se mantienen por D. Juan Barrón como arrendatario y consisten en dos galerías en los pisos 1º y 4º de unos 500 y 250 metros respectivamente sobre una capa de hulla de 0,50 metros y cuyos pisos 1º y 2º que tienen su ataguía por la mina colindante "Flor" la explotan sus propietarios los Sres. Rueda, García y Tascón, representados por D. Manuel García. 

En ambos pisos citados 2º y 4º hay montadas rampas de arranque con 9 y 15 testeros respectivamente, trabajando en total unos 20 obreros, produciendo al día unas 10 toneladas. 

Recorridos todos los trabajos se han observado las siguientes deficiencias que ordeno sean subsanadas a la mayor brevedad. 

Si bien los hastiales de la capa son resistentes y se practica al lado del techo una bovedilla para sostener este, empleándose por esta razón poca madera, no debe sin embargo confiarse demasiado en esa resistencia y se colocarán unas maderas de entibación no dejando en las galerías vanos tan largos sin entibar. 

La ventilación del piso 2º es suficiente, comunicando con el piso 4º, no así este que tan sólo se comunica con un piso superior abandonado, denominado piso 1º de Quan, si bien circula el aire a través de los hundimientos y rellenos no permitiría la salida del personal en caso necesario, de hundimiento en la galería, se hace por tanto necesario que se practique dicha salida, bien por pocillos de ventilación a través de los pisos expresados del Quan, procurando en este caso obturar las galerías citadas para que no roben el viento, o bien, y está sería mejor medida, levantando la citada galería 1º del Quan, pudiendo utilizarse esta para otros servicios, rellenos, entrada de maderas, etc. sirviéndose los explotadores de los pisos inferiores de la galería del primer piso para la ventilación, no deberá ponerse a esta entre alguna para que sean calados a ella los pocillos de la rampa inferior disponiendo las cunetas de forma que no se introduzca el agua en las labores inferiores como ahora sucede, pudiendo ser esto objeto de convenio entre ambos explotadores. 

Habiendo observado indicios de grisú en los trabajos inferiores, en alguna ocasión, se emplearán lámparas de bencina, de seguridad, para el reconocimiento y trabajo en los lugares apartados de la corriente ventiladora. 

Se dispondrá en la caseta del exterior de un espacio para tener depositado un pequeño botiquín de urgencia, puesto que estos trabajos se hallan alejados de poblado. 

Se recuerda la prohibición absoluta de emplear en el interior obreros menores de 16 años, así como se recuerda también la necesidad de presentar el plano de labores, lo cual no se ha cumplido a pesar de lo avanzado que se halla el año. 

Las anteriores prescripciones han de cumplirse todas ellas con carácter urgente, dándose cuenta de ello a la Jefatura del Distrito a su terminación. 

De todo lo que levanto la presente acta en Matallana a 16 de abril de 1930.

El Ingeniero. 

Acta de la visita ordinaria girada a la mina San José del término de Orzonaga, Ayuntamiento de Matallana. 

La explotación se lleva en dos pisos sobre una capa de hulla de 35 centímetros de potencia media. La galería del primer piso tiene 860 metros de longitud y explotación montada de 10 testeros. El segundo piso consta de un transversal de 50 metros y una galería de 450 con explotación de 17 testeros, obteniéndose en conjunto una extracción media diaria de unas 10 toneladas. 

Se prescribe la reposición inmediata de algunos cuadros de la entibación de las galerías que se encuentran en malas condiciones, levantando la presente acta en Orzonaga a 16 de diciembre de 1930.

El ingeniero. 

A continuación se puede ver el plano de las minas en 1906.

Libro Registro de Mineros (Minas de Juan Barrón)

1º de Enero de 1926, Barrenero, casado

1º de Enero de 1926, Barrenero, Casado

12 de Enero de 1926, Rampero, Soltero

12 de Enero de 1926, Picador, Casado

12 de Enero de 1926, Picador, Soltero

12 de Enero de 1926, Picador, Casado

12 de Enero de 1926, Picador, Soltero

12 de Enero de 1926, Picador, Soltero

14 de Febrero de 1926, Rampero, Soltero

15 de Febrero de 1926, Picador, Soltero

16 de Febrero de 1926, Picador, Casado

1 de Marzo de 1926, Rampero, Soltero

2 de Marzo de 1926, Picador, Soltero

24 de Marzo de 1926, Picador, Casado

5 de Abril de 1926, Picador, Soltero

10 de Abril de 1926, Picador, Soltero

21 de Abril de 1926, Barrenero, Casado

8 de Mayo de 1926, Pinche, Soltero

11 de Mayo de 1926, Pinche, Soltero

11 de Mayo de 1926, Picador, Casado

12 de Mayo de 1926, Picador, Casado

18 de Mayo de 1926, Picador, Soltero

20 de Mayo de 1926, Picador, Casado

20 de Mayo de 1926, Pinche, Soltero

24 de Mayo de 1926, Picador, Soltero

28 de Mayo de 1926, Barrenero, Casado

28 de Mayo de 1926, Picador, Casado

6 de Junio de 1926, Vagonero, Soltero

7 de Junio de 1926, Picador, Soltero

7 de Junio de 1926, Picador, Soltero

13 de Junio de 1926, Vagonero, Casado

13 de Junio de 1926, Picador, Casado

13 de Junio de 1926, Picador, Soltero

...

Paulino Bello, Otero, Picador

Froilán La Riva, Robles, Picador

Landelino Fernández, Serrilla, Picador

Manuel Soto, Serrilla, Picador

Juan Antonio Lumdes, Lugo, Barrenero

Senén Fernández, Serrilla, Picador

Pedro Laiz, Naredo, Picador

José Gutiérrez, Naredo, Picador

Jorge Fernández, Coladilla, picador

...

2 de noviembre de 1929, Antonio Bances, La Valcueva, 25 años, soltero, picador, cesa voluntariamente el 2 de diciembre de 1929 

5 de noviembre de 1929, Eduardo Miranda, Pardavé, 24 años, picador

15 de noviembre de 1929, Juan Castro, Solana, 28 años, soltero, picador, cesa voluntariamente el 10 de diciembre de 1929

15 de noviembre de 1929, Pedro Tascón, Serrilla, 27 años, soltero, picador

15 de noviembre de 1929, Miguel Suarez, Robles, 45 años, casado, vagonero, cesa voluntariamente el 15 de enero de 1930

4 de diciembre de 1929, Jorge Fernández, Coladilla, 29 años, soltero, picador

5 de enero de 1930, Florentino Fernández, Coladilla, 26 años, soltero, picador

5 de enero de 1930, Fernando Fernández, Coladilla, 17 años, soltero, rampero

9 de enero de 1930, Paulino Bello, Otero de Curueño, 36 años, picador

11 de febrero de 1930, Manuel Fernández, Serrilla, 16 años, soltero, rampero, 

11 de febrero de 1930, Julio Blanco, Ranedo, 33 años, soltero, vagonero

11 de febrero de 1930, Luis Brugos, Orzonaga, 23 años, soltero, picador

10 de marzo de 1930, Juan Rodríguez, Robles, 41 años, casado, picador

11 de marzo de 1930, Elías Rodríguez, Robles, 21 años, soltero, picador

11 de marzo de 1930, Emilio Viñuela, Naredo, 16 años, soltero, rampero

16 de marzo de 1930, Demetrio Viñuela, Naredo, 47 años, casado, barrenero

16 de marzo de 1930, Manuel Viñuela, Naredo, 50 años, casado, barrenero

16 de marzo de 1930, Antonio Juárez, Orzonaga, 35 años, casado, barrenero

16 de marzo de 1930, Laurentino Rodríguez, Robles, 18 años, soltero, picador

27 de marzo de 1930, Gabriel Viñuela, Solana, 34 años, casado, picador

30 de marzo de 1930, Juan Antonio Rodríguez, Robles, 24 años, soltero, picador

1 de abril de 1930, Mateo Rodríguez, Pedrún, 21 años, soltero, vagonero

1 de abril de 1930, Marceliano Bello, Otero, 24 años, soltero,

El pozo Calero de Barruelo en 1955

A continuación se explica de forma sencilla cómo se trabajaba en una rampla vertical mediante el sistema de testeros, entre los niveles 180 y 230 del pozo Calero en 1955. El sistema de testeros era uno de los más utilizados en ramplas de más de 45º de inclinación. 

En el dibujo anterior se muestra una rampla de 50 metros entre los niveles 180 y 230 del pozo Calero. En la parte inferior izquierda, podemos ver la sobreguía, donde trabaja el picador que va más avanzado y su principal función es la de permitir que se abran nuevos coladeros para tener un sistema de ventilación constante. Dichos coladeros se abren en el macizo de protección a una distancia de 6 o 7 metros unos de otros. El macizo de protección es una zona de carbón que se deja sin explotar para asegurar el sostenimiento de la rampla.

A la derecha nos encontramos con 8 series (testeros) en la característica forma de escalera invertida. En este caso, cada serie está compuesta por 2 tajos, obteniendo cada una una altura de 5 metros. 

El tajo es una medida de progresión en minería que tiene una altura de 2,5 metros y va marcada por los tablos o bastidores, que son unas piezas de madera que sirven para encajar los postes. El avance del tajo varía entre las diferentes minas, siendo el más habitual en Barruelo el de 85 centímetros, mientras que la anchura es la de la potencia de la capa.

En el dibujo anterior se muestra como el picador, que en dibujo utiliza un martillo neumático, avanza hacia la izquierda arrancando el carbón en esta serie, o testero. 

Cada picador trabaja en una serie, de tal forma que el carbón que se pica, le pasa por detrás al que se encuentra inmediatamente por debajo y así se evitan accidentes. El picador pica y postea, siendo el posteo uno de los elementos más delicados ya que, por un lado evita que el techo se hunda y es donde el trabajador se apoya. Los postes se deben colocar perpendiculares a la capa y al encontrarse en capas verticales, los postes sirven de escalera.

Para empezar a picar se debe dar la niveladura, que es ese avance que se produce en la parte superior y se va bajando por la serie. Cada tajo que se pica, se debe postear para evitar derrabes (derrumbamientos) y se hace colocando el tablo en el techo (si tiene tablo también en el muro, se llama posteo a chulana) con 3 postes entre medias encajados a presión. Puede ser que haga falta tapar con madera el techo para ayudar a sujetar la capa y a esta acción se le llama enrachonar.

El carbón cae por gravedad y se carga en los vagones a través de los coladeros que se postean a cuadro cerrado, con forma trapezoidal para disminuir la presión y normalmente con madera de pino. A continuación se muestra el posteo de uno de estos coladeros, mediante un cuadro cerrado.

A medida que se va avanzando, el hueco crece y aunque esté posteado, la madera no es suficiente para soportar las presiones de la montaña. Lo que se hacía en Barruelo para evitar el hundimiento de la rampla era rellenar es post taller, que es la zona que queda por detrás. El relleno se hace con el escombro procedente del avance de la galería y sirve de sostenimiento para poder ir avanzando en la capa de carbón y minimizar los accidentes.

La información anterior se puede encontrar en el libro El Pozo Calero, historia de la minería en el Valle de Santullán, Fernando Cuevas Ruiz, Wifredo Román Ibáñez , Luis Llorente Herrero,  2011 editorial Cultura & Comunicación.

Trabajando en la rampla. El sistema de testeros. (Centro de Interpretación de la Minería CIM-Barruelo)

MÉTODOS DE EXPLOTAC'ION PARA CAPAS DE CARBON INCLINADAS Y VERTICALES TOMO I

Explotación por testeros

Pertenece al grupo de métodos de frente oblicuo, entendiendo como tal el que va más avanzado por la guía de base que por la de cabeza. Ello permite, en los yacimientos muy inclinados y verticales, situar simultáneamente mayor número de picadores en el frente de arranque respecto a los que sería posible colocar si se adoptase una disposición análoga a la del tajo largo típico de los yacimientos tumbados.

La disposición oblicua del frente de arranque y del talud de relleno, característica de este grupo de métodos, son circunstancias especiales que exigen detalladas medidas técnicas en la explotación. Entre ellos, el denominado de testeros es el más utilizado y el tradicionalmente empleado en los yacimientos verticales. (Figura 1.ª).

El arranque se realiza con martillo picador y, en algunos casos, con explosivo. El transporte en el tajo es por gravedad y el sostenimiento con mampostas de madera. El tratamiento del post-taller se realiza con relleno total, en algunos casos calibrado.

Se puede hacer un trazado de niveladuras horizontales que pasan a ser inclinadas (Figura 1.ª) en aquellas capas de alto contenido en gas o con objeto de reducir el riesgo de derrabes. No obstante, este tipo de niveladuras complica el trazado, necesitándose personal más cualificado y produciéndose problemas para la adaptación a las cambiantes condiciones de la capa en cuanto a potencia, inflexiones o esterilidades. En este sentido, la niveladura horizontal permite una adaptación más flexible a la variación de características de las capas, y por eso es la más universalmente utilizada.

Está generalizada la inyección del carbón con agua, para facilitar el posterior arranque y eliminar el polvo, además de reducir los riesgos de fenómenos gaseodinámicos. El método, desde un punto de vista geomecánico, produce concentración de tensiones en las esquinas de los entrantes y salientes en que se escalona el frente del macizo virgen del carbón, provocando potenciales zonas de destrucción del mismo, lo que, unido al lento avance del frente, favorece la descomposición de los hastiales, exigiendo un posteo más denso y laborioso.

Por lo demás, la flexibilidad del sistema permite su empleo en una amplia gama de condiciones, con buena adaptación a los hastiales de mala calidad, a yacimientos poco regulares con pequeñas corridas e inclinaciones muy variables, con la única limitación de una pendiente mínima que facilite el descenso del carbón y del relleno.

La evolución de este sistema de arranque en las minas españolas no ha sido grande, si bien se han obtenido importantes resultados en materia de seguridad, con la mejora de la calidad del relleno, sistemas de posteo adecuados a las características de cada capa y sistemas de inyección de agua en vena que permiten bajar los índices de peligrosidad, disminuyendo claramente el riesgo de enfermedad profesional. Debido a las características de los yacimientos españoles, una buena parte de la producción seguirá basada en el arranque por testeros, a no ser que se prescinda de aquellas reservas en las que el procedimiento se muestra como el único de aplicación razonable.

El método consiste, en esencia, en el avance, a partir de una chimenea que comunica dos galerías a diferente altura sobre la capa y de unos frentes (testeros ) escalonados, siguiendo, en general, una dirección horizontal sobre la misma. El método es recomendable para capas de pequeña y mediana potencia con una inclinación superior a los 35º. En algunos casos determinados se explotan también capas de hasta 5 m de potencia.

El trazado clásico, consiste en testeros de 5 metros de altura ( series), separados entre sí de 2 a 4 metros según la pendiente de la capa. En las galerías inferior y superior se dejan frecuentemente macizos de protección de 2,5 o más metros de altura, en los cuales se abren, cada 5 metros, coladeros de acceso. La parte posterior se rellena con estériles.

Existen otras variantes del mismo método, según las particularidades de las diferentes capas, que conciernen a la altura de los testeros, a la protección de las guías y al tratamiento del post-taller. Así, pueden encontrarse testeros de 2,5, 3, 6, 7,5 y hasta 12 metros de altura. Los testeros altos presentan en general varios inconvenientes:

- Admiten menos personal que los bajos con lo cual el avance de la explotación es menor.

 - La superficie de techo que ha de soportar la fortificación es mayor y ésta ha de permanecer más tiempo sin quedar cogida dentro del relleno lo que es desfavorable desde el punto de vista de la seguridad del propio techo y la estabilidad de los ángulos de los testeros.

- La altura de caída del carbón aumenta, favoreciendo el desmenuzamiento y una mayor producción de polvo.

- Se disminuye la eficacia de la corriente de ventilación.

Sin embargo, el rendimiento de arranque aumenta en general con la altura de la serie al reducirse la proporción del trabajo de nivelar, es decir, del arranque en la parte superior del testero que es el que exige un mayor esfuerzo del picador. Es bastante frecuente el criterio de elegir la altura de los testeros en función de la tarea que, normalmente, puede desarrollar el picador, de forma que la serie quede cuadrada en la jornada de trabajo lo que facilita la conducción del taller.

En el apartado 9.2 se hacen otras consideraciones referentes a la altura y separación entre las series. En condiciones determinadas, el taller puede llevarse de rasgado, sin macizos de protección de las guías que son sustituidos por llaves de madera. Asimismo, el control del techo se efectúa, en algunas ocasiones, con llaves fijas o móviles sustituyendo totalmente al relleno o bien en combinación con éste.

Se acompañan, como ejemplo, los dibujos de una explotación por testeros clásica y de otra con niveladuras inclinadas. (Figuras 4.1 y 4.2)

2. AVANCE DEL FRENTE

2.1 Arranque

El arranque de carbón generalmente se realiza con martillo picador y, en algunos casos, debido a su dureza, se recurre al empleo de explosivos. Los martillos picadores utilizados son de poco peso. El martillo ligero es necesario al nivelar, pero su escasa potencia retrasa la operación de deshulle. 

Se puede picar el tajo entrando de abajo hacia arriba (derrabando), o de arriba hacia abajo (de salón), posteando seguidamente el frente de la serie después de haberlo picado por completo y continuando la misma operación en los tajos restantes.

En la elección del procedimiento a seguir, en cuanto a picar se refiere, influyen una serie de factores tales como características de la vena, potencia, naturaleza de los hastiales , pendiente, dureza del carbón, prescripciones de la Empresa, o de la Autoridad Competente, etc. Cuando la seguridad permite escoger un procedimiento u otro son entonces los planos de crucero los que determinan el que se ha de seguir.

El carbón, al ser arrancado y al deslizarse, produce gran cantidad de polvo. Este inconveniente puede reducirse considerablemente si se practica la inyección previa del macizo.

Se comienza por arrancar las partes más blandas (regaduras ) continuando con el resto de la capa hasta cuadrar el tajo. Pueden presentarse dos posibilidades extremas con todas las variantes que caben entre ellas.

En un primer caso, se puede picar toda la regadura de arriba abajo y arrancar después la vena. Para ello tanto la regadura como la vena han de cumplir ciertas condiciones:

- Regadura fácil de picar.

- Vena lo suficientemente dura para que no se desmorone al regar. Además, como ocurre generalmente, la vena ha de ablandar tanto más cuanto más tiempo permanece regada.

En otra modalidad, aún llevando primero la regadura, ésta y la vena se pican simultáneamente. Esta forma de trabajo se emplea cuando no se cumplen las condiciones antes citadas.

El orden de las operaciones de picar y postear debe adaptarse a la naturaleza del carbón en cuanto a su propensión al derrabe así como a las condiciones de los hastiales. Como norma general, es aconsejable postear cada tajo una vez picado ya que ello proporciona las ventajas de una mayor seguridad y de romper cada cierto tiempo la monotonía de ambos trabajos lo cual es importante para reducir la sensación de fatiga.

El empezar a postear por el tajo inferior, como debe hacerse cuando se trabaja "de derrabe", tiene la ventaja de que permite encadenar las jugadas más fácilmente.

Cuando se trabaja "de salón" puede seguirse el orden citado siempre que la serie ofrezca la seguridad suficiente para poder postearla después de terminar de picar. De lo contrario, sería necesario comenzar el posteo por el tajo superior. En todo caso las jugadas pueden quedar perfectamente encadenadas sin más que medir la separación de las inferiores y llevar cuidadosamente esa medida en el posteo descendente. 

La longitud que se desplaza cada día el testero, es casi siempre inferior a 1 metro, dependiendo, en gran medida, de la longitud del taller. En la práctica, se ha comprobado que el avance de un taller disminuye sensiblemente a medida que aumenta esta longitud, y que el rendimiento por taller aumenta a medida que la misma se reduce.

La disposición de las niveladuras, viene fijada por la pendiente de la capa, potencia y dureza del carbón. Para inclinaciones entre 35 y 45º en las que se hace difícil la evacuación del carbón y la introducción del relleno, es preciso trazar tajos oblicuos, con el fin de reducir el desarrollo del taller, logrando así que, tanto el carbón como el relleno, puedan correr a lo largo del mismo según la línea de máxima pendiente.

Por encima de los 45º de inclinación, las niveladuras son en general horizontales, ya que es el esquema del taller que mejor se adapta a cualquier trastorno del yacimiento.

Ahora bien, para potencias superiores a 1,5 metros y pendientes por encima de los 60º, es frecuente dar a la niveladura una inclinación descendente entre 15 y 30º, dependiendo también de la dureza del carbón.

2.2 Sostenimiento. Generalidades.

La entibación se lleva paralela a la línea de máxima pendiente, por lo cual el sistema es adaptable a yacimientos trastornados y aplicable dentro de circunstancias muy variables.

Sostenimiento del frente.

La entibación empleada es de madera. El empleo de estemples hidráulicos de aleación ligera comenzó a ensayarse a partir de 1.969 y tras un período de esperanzadores resultados fue decayendo sensiblemente hasta llegar a su absoluta retirada.

Los elementos que integran la entibación denominados jugadas, están compuestos por bastidores y mampostas. Se postea en las modalidades "de balsa" o "de chulana" según se trate de hastiales buenos o malos, tal como puede verse en la figura 2.3. Una tercera modalidad, que únicamente se emplea en talleres de hastiales muy seguros, es el posteo "de rasgado" caracterizado porque en él no se utiliza ningún bastidor.

- El juego superior está compuesto de freno, mamposta de espalda, mamposta del medio y mamposta de pie.

- El juego inferior lleva solo tres mampostas, una en el centro del bastidor y las otras dos a unos 20 cm de los extremos del mismo.

El posteo auxiliar está compuesto por bastones, piquetes y pasantes o rachas. Pueden incluirse, también en él, las cuñas. El objeto del posteo auxiliar consiste en cubrir los hastiales entre jugada y jugada de forma que se eviten desprendimientos de los mismos. La conveniencia de realizarlo sólo en uno o en ambos hastiales así como su cuantía dependen de las características de los terrenos en que se encuentra la explotación.

Las cuñas se colocan a la cabeza de la mamposta en las modalidades de posteo de balsa y de rasgado así como a la cabeza y balsa en el posteo de chulana. Nunca en el centro del bastidor. La colocación de cuñas tiene distintas finalidades:

- Apretar debidamente mampostas que han quedado cortas.

- Hacer de forro con el fin de dar mayor flexibilidad a la madera sobre todo con hastiales irregulares. Esta es la aplicación más normal porque en tal caso es difícil que el bastidor empañe con el hastial.

- Disponer de hueco entre el bastidor y el hastial para introducir los bastones o piquetes aunque es más conveniente colocar la madera auxiliar a la vez que las mampostas.

Las cuñas sirven además para asegurar el apretado del freno.

Las niveladoras van siempre embastonadas, tanto más juntos los bastones cuanto más blando y mayor tendencia a derrabarse tenga el carbón.

- La distancia de posteo debe ser la máxima admisible que mantenga para el personal unas posibilidades adecuadas de movimiento dentro del taller. En general se pueden alcanzar distancias de 1,2 m entre ejes de bastidor, sin que entren en juego factores desfavorables para la seguridad. Sin embargo, para conseguir esta distancia de posteo es preciso emplear frenos de intermedio, de colocación previa al posteo definitivo de la serie, con el fin de impedir en la niveladura vanos sin postear superiores a 60 cm.

La madera empleada es de pino y eucalipto, aunque predomina el uso de la segunda, dada su mayor resistencia.

Tomando como 1 la resistencia del eucalipto, se establece la siguiente comparación, resultado de pruebas realizadas con ambas maderas.

PINO GALLEGO - 0,65

PINO LANDAS - 0,84

EUCALIPTO - 1

- Debido casi exclusivamente a razones de suministro para grandes escuadrías, la relación entre la longitud de las mampostas y su sección, crece a medida que lo hace la potencia de la capa. Ahora bien, se supone que una mamposta con extremos articulados y sometida a compresión axial comienza a trabajar a pandeo, a partir de una carga dada, cuando la relación entre su longitud y la más pequeña dimensión transversal -el diámetro, supuesta de sección circular- es igual o mayor que 12.

Esta carga compresora, a partir de la que puede producirse pandeo, recibe el nombre de carga crítica y su expresión matemática viene dada por la fórmula de Euler.

Expresión que nos indica que la carga crítica, y por lo tanto la resistencia al pandeo de una mamposta, dependen exclusivamente de las dimensiones de la pieza y del módulo de elasticidad del material que la constituye. En concreto, este peligro empieza para las siguientes potencias y escuadrías de madera:

En general la escuadría máxima utilizada suele ser de 7" (17,75 cm), por lo que el peligro de pandeo aparece, en todo caso, por encima de 1,90 m. Los valores del módulo de elasticidad para el pino y el eucalipto son:

El valor de 130.000 kp/cm2 para el eucalipto es un valor aplicable al eucalipto verde, normalmente usado. Para el de un 12% de humedad, el módulo de elasticidad es de 159.000 kp/cm2. Por tanto, para igualdad de dimensiones, es preferible emplear eucalipto, aconsejándose por encima de los 2 m de potencia en talleres con grandes presiones de los hastiales.

Independientemente del pandeo, la alta resistencia a la flexión del eucalipto respecto al pino, aconseja su empleo como freno en los talleres con inclinaciones superiores a 45º.

Casos especiales

- Algunas veces, sobre todo si el relleno es insuficiente, es necesario postear además del frente algún lugar de la explotación ya entibado ("intermediar"). Ha de colocarse entonces el posteo adecuado para el caso especial de que se trate.

- En las niveladuras, en las que los frenos no suelen resistir por sí solos el peso del carbón, es preciso colocar refuerzos (puntales de mamposta de espalda al freno, caballete, longarinas, etc.)

- El refuerzo con longarina (Figura 4) consta de una pieza horizontal de apoyo que abarca tres frenos, situada bajo los puntos del vano más expuestos a la rotura, y seis mampostas ("zancos") dos debajo de cada freno, balseadas una al muro y otra al techo, apretadas a la pieza y atijeradas de 40 a 45º con respecto a la dirección del freno.

- Otro punto especial que difiere del sistema normal de entibación es el coladero, el cual tiene dos calles con tres hileras de mampostas, separadas 1 m entre si. A cada bastidor o tabla se le colocan 4 mampostas (Figura 5). La hilera central se entabla completamente, sirviendo el hueco más próximo al relleno, de pozo de carbón y el otro, de compartimiento auxiliar para paso de personal y materiales.

 Paso de fallas o repuelgos

- Cuando la falla no es absoluta, sino que presenta una disminución grande del espesor de la capa de forma que no se puede avanzar normalmente, se llama "falla local o esterilidad". Para seguir con la explotación se "ahorcará" ese tramo avanzando por encima y por debajo de la esterilidad, respectivamente con una sobreguía y con un coladero, hasta comunicar las labores.

Con ello, la parte ahorcada contribuye al sostenimiento de una zona más o menos grande situada alrededor de la esterilidad, actuando como macizo de protección.

- En los terrenos de falla, la entibación ha de apartarse de las formas corrientes ya enunciadas, recurriéndose a posteos particulares, debido a la discontinuidad de los terrenos y a la escasa consistencia de los mismos.

Las llaves de madera colocadas en las proximidades de las fallas, son, en muchas ocasiones, la mejor forma de lograr la consolidación del macizo.

- En los repuelgos también hay que salirse, frecuentemente, de las formas corrientes de entibación, debiendo colocarse las mampostas, perpendiculares a ellos o bastante altas de cabeza de forma que se impida el movimiento descendente de los mismos (Figura 6).

Fortificación de la niveladura 
 
Debido a su situación colgada y a la importancia de las presiones a soportar, se trata de un punto al que debe prestarse la máxima atención en el posteo. Se describen a continuación los diferentes grados de protección a utilizar en la niveladura, en función de la pendiente, potencia y otras características de la capa, quedando también definidos gráficamente en las figuras que se acompañan. 
 
a) Freno normal 
 
La protección se reduce a que la primera mamposta de la jugada superior haga la función de freno. El sistema es correcto con inclinaciones por debajo de 40º y en capas no derrabables (Figura 7 a).

b) Freno acotado o de vitola

Con inclinaciones de la capa superiores a los 40º no debe utilizarse en ningún caso el freno normal anteriormente descrito sino el tipo de freno denominado acotado o de vitola cuya disposición, con encaje en entalladura por ambos extremos, se aprecia claramente en la figura 7 b.

c) Puntal a la mamposta superior

El refuerzo del freno con puntales debe ir acompañado de la colocación de la mamposta de espalda en la que se apoya el puntal. (Figura 7 c).

Este tipo de fortificación es utilizado, en general, con potencias superiores a 1,5 m e inclinaciones comprendidas en el intervalo entre 40º y 60°.

d) Freno de intermedio

En capas con inclinaciones superiores a 60º es obligada su colocación para cualquier potencia. Entre 40° y 60º solo será necesario cuando no se apuntale el freno normal. (Figura 8). Teniendo en cuenta que con inclinaciones superiores a 60º debería ser obligatorio picar la serie entrando "de salón", es preciso colocar el freno de intermedio, una vez hecho el hueco necesario a fin de evitar que el picador permanezca en la niveladura sin protección, mientras pica el resto de la serie.

El freno de intermedio es realmente el único sistema práctico de proteger la niveladura, siempre que su colocación sea previa al total deshulle y posteo de la serie, pues con posterioridad existen medios más eficaces.

e) Tornapuntas

Representan un estado más avanzado de protección de la niveladura que -por las consideraciones anteriores - se supone lleva colocado el freno intermedio . Las tornapuntas refuerzan la niveladura con retraso, ya que no puede colocarse inmediatamente después de posteada la serie porque impiden el rasgado de la siguiente. Según esto, es normal que las más adelantadas estén a dos calles del frente.

La colocación admite distintas variantes, dentro de su campo normal de aplicación con inclinaciones a partir de los 60º y potencias superiores a 1,5 M.

Tornapuntas reforzando el freno de intermedio.

Solución adoptada cuando el balseado del freno de intermedio no ofrece garantías. La tornapunta se arriostra al freno y se balsea a los hastiales (Figura 9).

Tornapuntas reforzando el freno de la jugada, balseadas a los hastiales.

Solución cuando no son previsibles presiones excesivas y es suficiente reducir el vano del freno de la jugada (Figura 10).

- Tornapuntas reforzando el freno de la jugada, balseadas a la mamposta de espalda. Indicada en condiciones como las del caso anterior y además con hastiales falsos (Figura 11).

- Tornapuntas al freno de intermedio y apuntalamiento del freno de la jugada. Se obtiene, en este caso una situación de protección máxima de la niveladura en la que todos los frenos resultan reforzados (Figura 12).

f) Longarinas

La fortificación de la niveladura con longarinas no da lugar a un nivel más avanzado de protección que las anteriores. Puede considerarse como una variante del sistema de tornapuntas en donde se hacen solidarios los refuerzos de varios frenos. (Figura 13).

El sistema encuentra su máxima aplicación en los talleres donde resulta recomendable el refuerzo con tornapuntas y en los que su gran potencia o las dificultades de laboreo no permiten un rápido avance del frente, siendo preciso contrarrestar las presiones sobre la niveladura durante un amplio espacio de tiempo.

3. EVACUACION DE LOS PRODUCTOS

La evacuación del producto arrancado se hace deslizando por gravedad sobre el relleno, hasta los coladeros de la galería inferior, donde es cargado en vagones.

En términos generales, la condición exigida para hacer bajar libremente el carbón, es que la inclinación de la capa sea superior a 40º. Se requiere que los coladeros a donde llegan los productos arrancados tengan sección suficiente para que no se produzcan "encolamientos". Además las "alineaduras" (entabladuras) de éstos necesitan, a veces, ser prolongadas con el fin de que puedan servir de almacén y no caiga el carbón a la galería.

Para el cargue de los productos arrancados, se instalan en las galerías unas compuertas metálicas o de madera (estas últimas más usadas antiguamente), situadas sobre el eje de la vía, mediante las cuales se efectúa el cargue en los vagones. Las compuertas de madera llevan unas tablas llamadas "trancas" que se quitan para permitir bajar el carbón y se vuelven a colocar una vez terminada la carga.

Las de tipo metálico, más corrientes, llevan una palanca acodada (o sistema de palancas) que permiten abrirlas cuando se accionan a mano. Las mismas palancas producen por su propio peso, el cierre de la compuerta al dejarlas caer.

También existen compuertas metálicas automáticas, de aire comprimido o eléctricas, que se abren accionando un dispositivo de mando cuando el vagón está debajo de la boquilla. Se reduce con ello la caída al suelo del mineral, consiguiéndose una carga más rápida y que el torno o la máquina muevan los vagones con facilidad.

Se necesita que el talud del escombro esté completamente libre para permitir el descenso normal del carbón sobre él. Para ello se quitarán previamente, si existieran, los trozos de bastones, tablas o piezas que pudieran obstaculizar dicho descenso. Antes de proceder al relleno, se limpia todo el talud del escombro, con el fin de que las pérdidas de carbón queden reducidas al mínimo posible.

La evacuación del carbón debe hacerse al mismo relevo en que se produce el arranque, pues de lo contrario podría estorbar para picar en los tajos inferiores, dificultando el paso a la ventilación y produciendo encolamientos, sobre todo cuando la capa ha sido previamente inyectada.

Con el método de explotación que estamos considerando, es posible retener en el taller parte del carbón producido, almacenándolo en el espacio libre denominado " caldera " del taller. De la capacidad de la misma depende el mayor o menor stock inicial de vagones vacíos y el ritmo de llegada de los trenes a los puntos de carga, contando siempre con la premisa de evitar la falta de vacío y el consiguiente riesgo de pérdidas de producción.

4 TRATAMIENTO DEL TECHO

El tratamiento del techo es un factor importante a considerar. En minas de carbón, el procedimiento a seguir para el tratamiento del techo puede ser el relleno y el hundimiento controlado.

El relleno consiste en la introducción dentro de la explotación, de tierras estériles que ocuparán el hueco producido a medida que se efectúa el deshullamiento. Los vacíos originados por el arranque se tratan de distintas maneras, en función de la pendiente de la capa, clasificándose el relleno utilizado de acuerdo con su calidad:

- Con pendientes inferiores a 40º, el sistema a emplear normalmente es el de hundimiento controlado o la colocación de llaves de madera.

- Para pendientes superiores debe introducirse relleno, que puede ser de diversas procedencias: estériles de lavadero, tierras de preparación trituradas, o bien escombro sin triturar procedente de los avances.

La relación entre el volumen de escombro introducido en el taller y el del carbón deshullado, es variable, dependiendo en especial de tres factores:

- Potencia de la capa.

- Pendiente media del taller.

- Calidad del relleno introducido.

En general, la práctica del relleno proporciona las siguientes ventajas:

- Evita sacar al exterior los estériles.

- Sostiene el techo.

- Minimiza los efectos en superficie.

- Permite no dejar macizos en la explotación y por tanto extraer prácticamente la totalidad del carbón.

- Obliga a la corriente de ventilación a bañar el testero.

Tiene el inconveniente de que, su colocación en el post-taller, exige la dedicación de más jornales que disminuyen la productividad general del método. 

El transporte y vertido del relleno está muy condicionado por la existencia de escombro calibrado, ya que, cuando se dispone de él, resulta innecesaria la instalación de basculadores al poder efectuar todo su transporte en tolvas de descarga lateral. Si esto último no es posible, el escombro se vierte de los vagones al taller con el auxilio de dos tipos de basculador:

- Basculador frontal

Dada la dificultad de instalación, su utilización se restringe a talleres de avance diario no superior a 30 cm. No obstante, alcanza rendimientos de basculado más altos que el basculador lateral, permitiendo trabajar con una menor protección del rasgado del taller, al no ser necesario el paso sobre él de las locomotoras.

- Basculador lateral

Cubre tres campos de aplicación:

a) Talleres con avances superiores a 0,5 m por día, por ser este basculador de fácil colocación.

b) Talleres con galería superior en fondo de saco por delante del rasgado y secciones de 7 m2.

c) Talleres con pendiente inferior a los 50º, donde la instalación del basculador frontal comienza a ser muy dificultosa.

El empleo de basculador de cuna, lleva consigo la utilización de medios mecánicos con el fin de situar los vagones en posición de basculado. El escombro es retenido mediante escalonamientos dentro del taller, los cuales se producen en el momento de dejar fuera de servicio los pozos de cargue de carbón, por necesidad de alineación del relleno, en casos de fallas o mal desarrollo del taller, o por simple retención de nuevo relleno cuando existen dificultades de evacuación del carbón antes de su bascule.

Cuando se emplea relleno de preparación, la altura de escalones no debe ser superior a 2,5 m, salvo que el escalón apoye en una falla o sobre la galería inferior, casos en los que puede superar los 5 m de altura. Además deben reforzarse siempre los escalones con jugadas complementarias.

Con relleno calibrado no es preciso reforzar la entibación para alturas de escalón inferiores a 5 m. Para la retención del relleno en la galería inferior existen dos posibilidades: retención directa por trabancas de la entibación o apoyo sobre llaves de madera. En la primera basta empiquetar la corona de la galería con una hilera de piezas de 5".

La utilización de llaves sobre trabancas tiene justificación porque, al ser colocadas en la caldera del taller, entre pozos de cargue, protegen su zona inferior contra deslizamientos de muro. En sí, es una medida de seguridad, ajena a las necesidades específicas del propio relleno.

En la colocación del escombro debe cuidarse que no quede "colgado", sino que llene todo el hueco, al objeto de formar un relleno compacto que impida el descenso del techo, y evite también el paso del aire de ventilación a su través, obligándolo a circular por los frentes de trabajo.

La distancia normal entre el relleno y los cortes es de 5 m, pudiendo llegar hasta un máximo de 10 m.

En el exterior se disminuyen considerablemente los efectos de superficie con el relleno de las explotaciones. En la práctica, no es posible sin embargo evitarlos por completo , por cuidadosa que sea su ejecución y por rápido y uniforme que haya sido el hundimiento del techo.

5 INICIACION DE UN TALLER

Para iniciar un taller, se comienza por avanzar por una misma capa y a distinta altura dos galerías que serán el nivel (galería superior) y la guía (galería inferior). Seguidamente se comunican éstas dos galerías por una chimenea, dada desde la inferior a la superior. Para su ejecución se adoptan diversas formas:

- por la máxima pendiente.

- de rampón.

- combinación de ambas.

Se inicia luego una sobreguía, dejando un macizo de protección sobre la galería inferior de 2,50 o 5 m de altura que se comunica cada 5 m con dicha galería, por medio de coladeros según la línea de máxima pendiente. Encima de la sobreguía y partiendo de la chimenea, se inician los testeros, de 5 m de altura normalmente.

La explotación se desplaza pues por franjas horizontales constituidas por los testeros.

La dirección de las chimeneas puede ser única desde su iniciación o cambiarla hacia la mitad de su trazado. Cuando se monta el taller en un sólo sentido la dirección única es favorable por la rapidez de monta, pero al ser norma general montar en dos sentidos, no existe ventaja en trazar la chimenea sin cambiar la dirección, salvo cuando la tira de la madera se hace por canoa, o se quiere colocar tubería para bajar la madera en la monta del taller.

La inclinación de trazado de las chimeneas sobre la capa debe de ser de 45º, pues con esta pendiente los desprendimientos de carbón del frente son más difíciles y, en cualquier caso, pueden ser controlados.

Desde el punto de vista del derrabe de carbón, la pendiente de la chimenea de monta tiene un papel decisivo.    

Por un lado se puede pensar que cuanto menor sea la pendiente, menor será el riesgo de derrabe por una menor influencia de la gravedad. Sin embargo debe existir un compromiso, ya que una chimenea de muy poca pendiente sería larga y se tendría un taller largo, de pequeños avances y dificultoso mantenimiento.    

Con pendientes inferiores a 45º se puede pensar, en circunstancias normales y ausencia de fenómenos dinámicos, que los derrabes que se produzcan serán pequeños y relativamente fácil de parar con un correcto sostenimiento.   

6 CIRCULACION DE PERSONAL

La circulación del personal en el interior de los talleres se hace preferentemente por el corte de las series, cuidando siempre que no estén rotas o sueltas las mampostas sobre las que se toma apoyo. Tanto al subir como al bajar por la explotación debe avisarse al personal situado por encima que se va a pasar a fin de que no deje caer carbón, materiales, etc., hasta estar resguardado bajo la ni veladura inferior. A lo largo de toda la explotación se debe extremar el cuidado para no soltar madera, herramientas o costeros sobre el personal que esté debajo.

En los coladeros se circula siempre por el compartimiento auxiliar.

7 TRAZADO DE LA GALERIA SUPERIOR

Existen varias modalidades posibles: (Figura 14).

1-1) - Infraestructura antigua y galerías en estéril 

Para avances diarios de taller no superiores al metro, es el sistema a seguir en capas con buzamiento entre 40º y 60º. Se traza la galería estéril al techo de la capa, se dan contraataques a ella desde el taller y se sitúan macizos en él a fin de proteger la galería; ésta disposición facilita la introducción de rellenos.

Para inclinaciones inferiores a 40º, situación en la que se prescinde de rellenos, es más conveniente trazar la estéril al muro de los minados y dar recortes desde ella a la capa cada 15 o 20 metros.

2) - Infraestructura antigua y recuperación de minados

Sistema a seguir en yacimientos con inclinaciones superiores a 60º, en los que por ser numerosas las esterilidades o existir gran altura entre plantas, no son de esperar avances diarios de taller superiores a 1 metro. En secciones de galería de 7 m2 pueden lograrse rendimientos de avance en minados que oscilen entre 20 cm y 40 cm por jornal.

Con estas pendientes son totalmente desaconsejables galerías en estéril al techo y contraataques desde el taller, pues éstos son de gran longitud y la galería resulta muy difícil de conservar aún con una cuidadosa distribución del relleno en la parte superior.

3) - Infraestructura antigua y galería en virgen

Solo es posible esta solución cuando los niveles superiores se han explotado trazando la galería inferior al muro de la capa y accediendo a ésta con contraataques.

4) - Infraestructura antigua, planos inclinados de acceso a la capa y subnivel de cabeza en virgen

Sistema adecuado cuando se prevén avances diarios bastante superiores al metro, yacimiento de inclinación superior a 40º y los problemas de agua no son de consideración.

5) - Infraestructura nueva y galería en virgen

Sistema a adoptar cuando se prevean afluencias de agua de niveles superiores. Debe fijarse, según criterios técnicos, una altura de los macizos de protección. La elección del sistema obliga, en cierto modo, a la preparación, como mínimo, de dos plantas para su explotación simultánea.

7.1 Disposición del frente de la galería respecto al del taller

Es función principalmente del sistema de rellenos empleado y admite tres variantes: (Figura 15).

1) - Galería de raspado

La galería se lleva retrasada aproximadamente entre 0 y 6 m de la serie trasera. El sistema es aconsejable cuando se presentan las siguientes condiciones:

a) Relleno con tierra de preparación no calibrada. 

b) Inclinación por encima de 45º, límite por debajo del cual el frente de la galería falsea excesivamente, haciendo difícil el avance.

c) Potencias de capa superiores a 2,5 m pues, al no existir asiento del cuadro sobre los hastiales, se hace peligroso el paso de las unidades de escombro a través del rasgado del taller.

2) - Galería en avance

Dadas sus ventajas, el sistema no admite discusión cuando se cumpla una cualquiera de estas condiciones:

a) Pendientes de capa inferior a 45º

b) Existencia de relleno calibrado.

c) Empleo de basculadores laterales.

3) - Galería en retirada

Sistema ideal, sólo posible cuando los medios de preparación lo permitan. En todo caso es casi obligado para potencias superiores a 2,50 m, posteo con cuadro metálico y el relleno de que se dispone es calibrado e introducido por medio de tolvas de bascule lateral.

Si se usa basculador frontal puede llevarse la guía de rasgado.

7.2 Sección

Prescindiendo de los factores de conservación de la galería directamente relacionados con la fortificación, la sección viene definida por el buzamiento y la potencia de la capa.

Con empleo de cuadro metálico, la sección de 9 m2 viene únicamente obligada por la necesidad de apoyar convenientemente los pies de los cuadros. Puede establecerse como norma general que es la sección mínima en los siguientes casos:

a) Cualquiera que sea la inclinación de la capa para potencias superiores a 2,25 m.

b) Para potencias superiores a 1,75 m, cuando la inclinación sea inferior a 60º.

7.3 Disposición de la galería respecto al plano de la capa

El franqueo de los hastiales, con el fin de situar el cuadro de entibación, puede afectar sólo a uno de ellos, techo o muro, o bien a ambos. El criterio a seguir es función, en primer lugar, del tipo de entibación elegido y después de la mayor o menor estabilidad de los hastiales, el buzamiento de la capa y el sistema de relleno empleado. ( Figura 16).

- Franqueo del techo

Suele franquearse el techo en talleres con inclinación entre 40º y 60º, en los que sea preciso bascular el relleno con basculador lateral. Las galerías avanzadas en estas condiciones son de muy difícil conservación, ya que uno de los pies del cuadro tiene que reposar sobre el propio relleno, por lo que es frecuente dejar macizos de protección.

- Franqueo del muro

A emplear siempre que la entibación sea con madera y comúnmente utilizado en talleres con inclinación inferior a 40º, donde no es preciso introducir rellenos.

- Franqueo de techo Y muro

En general debe ser el sistema a adoptar con entibación metálica, ya que, para inclinaciones superiores a 60º ambos pies del cuadro descansan sobre roca firme.

7.4 Macizo del taller en la galería superior

Sólo son recomendables con inclinaciones de la capa inferiores a 45º, pues si son mayores acaban derrabándose por bien que se haya efectuado el relleno del taller.

Como resumen pueden establecerse:

- Inclinaciones entre 0 y 45º:

Se dejan macizos de 5 m como protección de la galería.

- Inclinaciones entre 45º y 60º:

La conveniencia de dejar macizos depende de la dureza y potencia de la capa.

- Inclinación superior a 60º:

No debe dejarse macizo; el taller debe ir de rasgado.

8 TRAZADO DE LA GALERIA INFERIOR

Puede ser sobre capa o en estéril:

- Galería sobre capa

Para inclinaciones superiores a 45º y entibación metálica, el franqueo se realiza a los dos hastiales con el fin de facilitar la colocación de las bocarrampas de cargue. Al no ser necesaria esta precaución para inclinaciones inferiores a 45º, no debe franquearse nunca el techo, en este caso.

- Galería en estéril con contraataques de acceso 

La galería en estéril es casi obligada para capas verticales cuando el volumen de producción de los talleres justifica el transporte por medio de cintas, y se desea simultanear este tipo de transporte con la circulación de locomotoras. Cuando se puede prescindir de este último medio de transporte, es preferible la guía rectilínea sobre capa, con pendiente variable.

Se utiliza también frecuentemente, cuando se desea que, al explotar en el futuro el macizo inferior de carbón, sea posible trazar en virgen su galería de cabeza, aprovechando al mismo tiempo toda la infraestructura de los niveles actuales.

Para adoptar esta solución es preciso que las inclinaciones sean inferiores a 75º, ya que por encima de este límite los contraataques a la capa son muy largos.

9 TRAZADO DEL TALLER

Aún cuando de las dimensiones generales y trazados del taller ya se ha hablado con anterioridad, procede hacer una serie de puntualizaciones. Para fijar este trazado, se consideran por separado cada uno de los parámetros que lo definen.

9.1 Disposición de las niveladuras

El tema ya se ha desarrollado convenientemente en el punto 2.1, por lo cual únicamente señalaremos aquí que el límite experimental que marca la elección de niveladuras horizontales y oblicuas, se ha representado en el cuadro 2.I en función de la dureza y potencia de la capa. La potencia está expresada en metros, mientras que las cifras de dureza son las tradicionalmente empleadas en la Cuenca Central Asturiana.(*)

(*) Calificación de la dureza del carbón.

Se utiliza, en general, la escala que describimos seguidamente en forma abreviada:

Grado 1. Capas o venas de carbón muy blando. Se arranca con facilidad en grandes bloques por cualquier parte en que se aplique el martillo, no siendo necesario regar previamente o aprovechar los planos del crucero. Tienen tendencia a derrabarse en cualquier potencia obligando a embastonar bien los frenos. Al picar entrando de salón tienden a montarse en las niveladuras siendo necesario colocar y embastonar inmediatamente el freno. En algunas capas se requiere incluso empaquetar la niveladura a medida que se avanza. El carbón se desmenuza fácilmente.

Grado 2. Capas o venas generalmente blandas pero con menor facilidad de penetración que las del grado anterior, obligando a tener que hacer la entrada por una parte determinada del frente. Una vez conseguida esta entrada se desprenden con facilidad en grandes masas. Generalmente no tienen una marcada tendencia a derrabarse ni a montarse en las niveladuras. El carbón no presenta estructura cristalina sino amorfa o vítrea.

Grupo 3. Comprende tipos de carbones diferentes pero de similar facilidad para el arranque. Son venas de carbón que requieren practicar previamente la regadura. Una vez hecha esta operación, al atacar las venas, se desprenden en trozos regulares. Ofrecen bastante resistencia a la penetración del martillo aunque esta se ve facilitada por la presencia de buenas regaduras, planos de crucero próximos (4 a 10 cm) o bien por ambos factores. 

Grado 4. Se trata de carbones duros y cristalinos con planos de crucero escasos o poco definidos. Suelen tener regaduras duras y aunque estas se hayan abierto, oponen gran resistencia al arranque.

Grado 5. Carbones duros o muy duros, siempre de estructura cristalina. Los planos de crucero no se aprecian o están muy separados. Las regaduras suelen ser estrechas y duras o totalmente inexistentes.

Se observa que el campo de aplicación práctica de las niveladoras oblicuas a las que suele darse una inclinación descendente entre 15º y 30º, está situado en las potencias superiores a 1,5 m y con carbones comparativamente blandos.

9.2 Distancia entre series y altura de las mismas.

Ambos parámetros determinan el desarrollo del taller y teóricamente son función exclusiva de la calidad del relleno y del buzamiento de la capa, aunque, en la práctica, influye también la distancia de posteo y la posibilidad de variar la longitud del bastidor. Debe procurarse que las esquinas de todas las series estén a la misma distancia del relleno, por lo que, para un ángulo fijo de éste con el plano horizontal, la relación entre niveladura y altura de serie deberá variar con la inclinación de la capa. (Figura 17).

En el cuadro 9 II se calcula esta variación para un relleno teórico cuyo talud de equilibrio sea de 45º.

Ahora bien, en la mina las distancias de posteo deben ser uniformes para un taller dado y la longitud de niveladura múltiplo entero de esta distancia. Igualmente, la altura de serie debe ser un múltiplo entero de la longitud del bastidor. Por ello, se distribuyen las fracciones decimales resultantes en cuatro grupos, que responden a las relaciones que mejores posibilidades de aplicación tienen en la práctica, señalando que el bastidor posible será siempre un múltiplo o submúltiplo del denominador.

Inclinaciones entre 65º y 90º

Relación 1/1; altura y niveladuras de igual longitud.

- Inclinaciones entre 60º y 65º:

Relación 4/5; bastidor de 2,5 m y series de 2,5 o 5 metros de altura. En talleres seguros y con relleno próximo se puede ir a 7,5 m de altura de serie.

- Inclinaciones entre 48º y 60º:

Relación 2/3; bastidor de 3 m y series de 3, 6 o 9 m de altura.

- Inclinaciones entre 45º y 48º:

Relación 1/3; bastidor de 3 metros y series de 3, 6, 9 o 12 metros de altura.

En pura teoría, cuando la pendiente sólo alcanza 45º o valores inferiores, el frente es único y no es viable un taller de testeros.

Como es sabido, no todos los rellenos adoptan un talud de equilibrio de 45º e igualmente no siempre se postea a 1 m de distancia, pero lo que sí se quiere hacer notar es que, para cada caso particular, existe un desarrollo teórico al que debe intentar ajustarse, el trazado del taller, usando las posibles longitudes de bastidor y alturas de serie. La elección de ambas dependerá de la dureza del carbón, grado de saturación que se desea alcanzar en el taller, estabilidad del techo y posibilidad de variar la longitud del bastidor.

9.3 Altura de la sobreguía o rasgado

Es muy frecuente reducir la altura de la sobreguía, incluso por debajo de la altura de las series. Sin embargo esta medida origina una disminución en la capacidad de acumulación de carbón que suele contrarrestarse alejando el relleno o reteniéndolo en la parte baja del taller. Con ello se consigue formar unas "calderas" que, aparte de costosas, constituyen puntos débiles en su seguridad.

Esta situación debe tratar de evitarse llevado el rasgado con 7,5 metros de altura, cualquiera que sea la pendiente de la capa. Otra costumbre, extendida especialmente en talleres verticales, es la de avanzar más de lo debido el rasgado de la sobreguía respecto al resto del taller. Dicha práctica debería también desarraigarse, ya que, siendo precisamente la zona inferior del taller la más falsa, debido a la coincidencia de un terreno afectado por los disparos con una mayor distancia al relleno (superior, como media, a los 15 m) no conviene aumentar por ningún concepto este parámetro.

10 FORTIFICACION DE GALERIAS

Los empujes que debe soportar la galería de cabeza vienen principalmente del techo, siendo más intensos para las inclinaciones superiores a 60º, con las cuales resulta necesario prescindir de macizos superiores en el taller.

Para la galería de base, con franqueo al muro, los empujes son en dirección perpendicular a los pies de la entibación, lo que es claramente observable, incluso en capas verticales, siendo su origen el "despegue" del muro que ocurre siempre a la vez que avanza el rasgado del taller. Los macizos de protección reducen estos empujes, aunque puedan crear problemas en las capas fácilmente incendiables, todo lo cual limita su aplicación.

Con avances de taller superiores a 1 m al día, se renuncia generalmente a dejar macizos. Para avances inferiores y siempre que no exista peligro de incendio, es preferible, sin embargo conservar macizos de protección en la galería de base.

Analizamos a continuación los distintos tipos de entibación empleados.

10.1 Entibación con madera

La sección disparada, si el posteo se realiza con madera, es normalmente, un 20% superior a la necesaria cuando el posteo se hace con cuadro metálico que además admite cargas tres o cuatro veces superiores al de madera.

Este último tipo de fortificación no ofrece por tanto ninguna ventaja importante. Sin embargo es frecuente su uso en la galería de cabeza debido principalmente a dos causas bien determinadas.

a) La recuperación de minados presupone generalmente evitar voladuras por lo cual, el trazado de la galería a recuperar debe hacerse coincidir lo mejor posible con la sección de la galería primitiva, realizada muchas veces cuando el uso de la madera estaba generalizado.

b) En determinadas ocasiones se pretende conservar sin franqueo el techo de la capa en la galería de cabeza, lo que se consigue únicamente con posteo de madera. No existe razón alguna para aceptar este criterio por cuanto la ventaja, que sin duda existe al disminuir tensiones, queda superada con creces por la mayor debilidad en la fortificación.

Sólo en aquellas capas en las que por su potencia y buzamiento no sea posible balsear los cuadros metálicos en roca firme, se justificaría la entibación con madera, mucho más flexible a la hora de acondicionar secciones de galería poco corrientes.

10.2 Entibación con cuadro metálico 
 
- Sección 
 
En general, la sección a adoptar debe decidirse de acuerdo con la vida media previsible de las
galerías. La elección de una sección amplia, en previsión de presiones que puedan reducirla con el tiempo, tiene la ventaja de evitar estajas. En principio, puede parecer ésta una práctica viciosa, ya que lo correcto sería propiciar la formación de condiciones previas que eviten la pérdida de sección. No obstante, aunque esto último sea preferible, debe tenerse en cuenta que la práctica señala como adecuado el criterio de dar mayores secciones a las galerías de larga duración.

- Perfil

El perfil comúnmente empleado es el TH de 16,5 kg/m, tanto para secciones de 7 m2 (1UF) como de 9 m2 (2UA).

Teniendo en cuenta la dilatada vida media de las galerías en carbón, debe tenderse en secciones de 9 m2 al empleo de perfiles de 21 kg/m y en ciertas condiciones hasta de 29 kg/m. Parece efectivamente, un contrasentido emplear perfiles de 16,5 kg/m en estas galerías, cuando resulta obvio lo inadecuado de su resistencia al ser tan frecuente la necesidad de intermediar, estajar e incluso ir a secciones mayores en previsión de fuertes empujes.

- Fortificación auxiliar

Se entiende como tal la necesaria entre dos cuadros metálicos contiguos. Normalmente se realiza con tresillones de arríostramiento entre cuadros y sobre ellos piquetes pasantes con piezas de eucalipto de 3" y 4". Si la duración de la galería va ser importante es recomendable emplear piezas de 5", al menos en la superficie próxima a la corona de la sección.

10.3 Otros sistemas de fortificación

Se han realizado intentos de fortificación de galerías en carbón y roca utilizando bulones anclados con resina. La función del bulón es esencialmente el "cosido" o anclaje de los estratos superficiales de roca a los internos de mayor consistencia. Sin embargo, los bulones no pueden cumplir la misión de sujetar posibles bloques desprendidos de estos bancos, por lo cual, en terrenos trastornados, fisurados por el agua y cuarteados por presiones, no debe adoptarse una fortificación exclusiva de bulones y sí, en todo caso, una mixta de bulones y cuadro metálico.

Puede considerarse el emplazar bulones como refuerzo en la galería superior, sujetando el techo y colocados dentro del taller, en el rasgado de la serie trasera, a un metro por debajo del nivel de la galería.

Igualmente en la galería inferior, cuando se lleve el taller de rasgado, puede realizarse el bulonado del muro, dentro del taller y a un metro por encima de la línea de trabancas, al objeto de fijarlo y evitar presiones laterales sobre los cuadros. En ambas galerías la densidad de colocación recomendable es del orden de un bulón por cuadro, situándolos entre cuadros consecutivos.

IGME, Eugenio Sáez García, José Luis Llera López, Enrique Embil Martínez,  INGENIEROS DE MINAS CONSULTORES, S. A.

Función del "Picador" en una mina interior. 

Uno de los métodos de explotación en la minería de carbón es el de testeros. Es el método, tradicionalmente más utilizado en todas las capas de carbón con pendientes superiores a 35º en las que el producto arrancado desciende por gravedad. La labor del picador en testeros consiste en el arranque del carbón y posteo de la jugada picada para poder seguir con las labores de arranque. El método consiste, en esencia, en el avance, a partir de una chimenea que comunica dos galerías a diferente altura sobre la capa y de unos frentes (testeros) escalonados, siguiendo en general una dirección horizontal sobre la misma.

El diseño clásico consiste en testeros de 5 metros de altura (series), separados entre sí de 2 a 4 metros, según la pendiente de la capa, con macizos de protección de las galerías inferior y superior de 2,5 de altura y separados entre sí cada 5 metros por coladeros de acceso.

La Función general del Picador de Frente de carbón es la de realizar el arranque de carbón en capas verticales y horizontales, mediante martillos picadores neumáticos, y el sostenimiento del postaller por medio de madera, relleno, fortificación metálica de fricción o hidráulica, pilas autodesplazables y hundimiento controlado.

Una vez que los picadores bajan al interior de la mina en la jaula, recorren las galerías necesarias hasta la capa donde está el taller.

La serie, por lo general tiene una potencia de 1 metro hasta 3,5 metros, 1 metro de profundidad que corresponde al avance con el martillo picador y una altura de 5 metros (dimensiones de los dos bastidores de 2,5 metros). Las mampostas o entibación preparada serían: la superior o freno; dos consecutivas conocidas como “de espalda” y andamio; y por último, la mamposta de arrimar a los 2.5 metros, en el punto medio del testero.

El picador en la serie de testeros realiza la labor de picar y el corte de la madera sobre la jugada de madera anterior, la superficie de trabajo se compone de las mampostas sobre las que descansan tablas que sirven, tanto de andamio, como de seguro de caídas. Los bastidores se encuentran en los hastiales de la capa y sirven como sostenimiento del terreno, estando las mampostas colocadas a los bastidores de techo y muro y con alternancia de las cabezas.

Minería en Tineo, 2009

Arranque manual por testeros, 2020

Es el método tradicionalmente más utilizado en capas de carbón con pendientes mayores de 35°. El producto arrancado desciende por gravedad.

Consiste, en esencia, en el avance, a partir de una chimenea que comunica dos galerías a diferente altura sobre la capa y de unos frentes (testeros) escalonados, siguiendo en general una dirección horizontal. Frecuentemente se utilizaban testeros de 5 metros de altura (series), separados entre sí de 2 a 4 metros, según la pendiente de la capa, con macizos de protección de las galerías inferior y superior de 2,5 metros de altura y separados entre sí cada 5 metros por coladeros de acceso.

La labor del picador consiste en el arranque del carbón y el posteo de la jugada picada para poder seguir con las labores de arranque. La jugada era la forma de sostener un taller a base de madera o de estemples. 

La Función general del Picador de Frente de carbón es la de realizar el arranque de carbón en capas verticales y horizontales, mediante martillos picadores neumáticos, y el sostenimiento del postaller por medio de madera, relleno, fortificación metálica de fricción o hidráulica, pilas autodesplazables y hundimiento controlado. (Real Decreto 6-9-1996, núm. 2016/1996; Ministerio de Trabajo y Asuntos Sociales).   

Laboreo II, Raúl Husillo Rodríguez, Noemí Barral Ramón, Universidad de Cantabria - 2020

La técnica

Desde el primer tercio del siglo XIX, y hasta comienzos del siglo XX, la minería del carbón aprovechó los abundantes yacimientos existentes por encima de los valles y, por tanto, por encima del nivel de aguas. Era en los valles de ríos y arroyos en donde el agua acababa cortando las capas de mineral y mostrando el negro carbón. En un primer momento la explotación consistía en una galería que, a partir del afloramiento, avanzaba dentro de la capa. Para una pequeña producción esto era suficiente, pero dejaba sin explotar el mineral que quedaba por debajo y por arriba de esa galería. Esas primeras empresas en la montaña leonesa eran efímeras y poco rentables. Cuando se amplió el mercado al mejorarse los medios de transporte se comenzó una explotación más racional.

En un punto del valle se iniciaba una galería transversal que se dirigía en perpendicular a cortar las diversas capas de carbón que pudieran existir en el criadero. Una vez llegados a la capa de carbón, se perforaba una galería de dirección paralela a la capa, o sobre ella, en cuyo caso se le llamaba guía. Encima de esta galería se practicaban otras galerías siguiendo la capa de carbón a unas alturas determinadas sobre el nivel del valle. Las labores de disfrute se basaban en la continuación de dichas galerías, comunicándolas mediante pozos abiertos cada 50 metros dentro de la capa. De esta manera quedaban delimitados unos macizos de carbón entre los pozos y las galerías, permitiendo su aprovechamiento. El desagüe de la mina se realizaba por la galería inferior. Para introducir el relleno en las zonas ya explotadas se utilizaban las galerías superiores. El conjunto de pozos y galerías también permitían una ventilación natural para evacuar los escapes gaseosos.

La galería transversal cuando se situaba en el punto más bajo del valle y, gracias a ello, daba servicio a la extracción del carbón y al desagüe del resto de la explotación se le denominaba socavón.

En el gráfico siguiente se puede ver una capa de carbón, muy inclinada, a la que se ha retirado el techo rocoso en donde va encajado el carbón, para que se pueda ver el interior. Se muestra un macizo de carbón en explotación por el sistema de testeros. En el macizo explotado se puede ver la galería inferior, por donde se extra el carbón arrancado y la superior, por donde se introduce en la mina el material para el relleno. También se puede ver uno de los pozos que dividen el macizo. Al avanzar los testeros la explotación se acerca al pozo para sacar todo el carbón posible de la capa.

En el siguiente gráfico se aprecia la galería superior, utilizada para la entrada de los mineros, la madera de entibación y el material estéril utilizado como relleno en la zona de la capa en donde ya se ha extraído el mineral. Esta galería comunica con la rampla, que es esa zona intermedia entre el carbón que aun no se ha arrancado y la zona que ya se ha rellenado con escombros. En esa zona la capa dibuja una escalera invertida. El frente vertical de cada uno de los escalones es un testero, esta es la zona en donde el picador arranca el carbón con su pica. De esta forma en ese frente de arranque, en cada testero trabajan un picador y un ayudante, de forma que el carbón arrancado cae hacia abajo por detrás del picador que trabaja en el testero inferior. Para que el carbón caiga y no se desmenuce, ni se mezcle con el escombro del relleno, se disponen unos tableros o canales de madera que llevan el carbón hasta los coladeros de la galería inferior, en donde se carga en vagonetas para sacarlo al exterior de la mina por esa misma galería o por el socavón.

En el gráfico siguiente se puede ver la galería inferior utilizada para cargar el carbón arrancado en ese macizo en los diferentes testeros, por los diferentes equipos de picador y ayudante. Se puede ver uno de los pozos que limitan el macizo de carbón en explotación. En los diferentes coladeros abiertos en esa zona de carbón que hay en la parte inferior del macizo, y que en algunas minas no se explotaba, se colocaba una trampilla para cerrar la abertura de estos coladeros hacia la galería en donde se carga el carbón. En esta zona se iba acumulando el carbón arrancado hasta que no llegaban los mineros encargados de su carga en las vagonetas.

En el gráfico siguiente se puede ver la parte inferior de la rampla, en donde se pueden apreciar tres testeros. Uno de ellos ya ha llegado al pozo y los otros dos todavía pueden seguir avanzando.

A continuación se ve todo el macizo con sus seis testeror.

Para picar el carbón en el testero el picador se ha de subir sobre las maderas de la entibación y sobre tablas colocadas sobre ellas, para poder realizar su trabajo.

El picador y su ayudante se mueven entre las maderas de la entibación para hacer su trabajo y también para bajar y subir por la rampla el entrar y salir de su turno.




















 


No hay comentarios:

Publicar un comentario