EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO - GENERALIDADES En métodos de explotación a cielo abierto se trata de arrancar y desplazar masas considerables de rocas en

condiciones diversas. Los útiles de la explotación a cielo abierto son muy diferentes según la potencia y la disposición de los ya-

cimientos, la importancia de los recubrimientos y la naturaleza de las rocas. En general, la fabricación de los útiles en los últimos tiempo ha habido un gran progreso que aún continúa. Antes por ejemplo en una cantera muy anti-gua como Decazeville, el recubrimiento de 3 metros de estéril por 1 metro de carbón constituía un gasto impor-tante. En la actualidad sucede lo contrario, la explotación a cielo abierto es más ventajosa que la explotación sub-terránea para el recubrimiento de por lo menos 10 a 1.

Las operaciones más comunes son las siguientes: El arranque: en caso de mena blanda, el arranque se efectúa con pala o con retroexcavadoras de

diferentes tipos que realizan al mismo tiempo la carga, pero hay casos que la mena es de dureza relativamente grande tal que el arranque se debe conseguir con explosivos.

La perforación se realiza en grandes canteras con máquinas potentes capaces de perforar barrenos de 18 a 27cm de diámetro a profundidades que superan los 50m, son generalmente levemente inclinados (y pueden ser muy inclinados si se trata de minerales blandos) y su distancia al muro del escalón y la distancia entre perfora-ción y perforación dependerá dependiendo de la naturaleza de la roca y del diámetro del barreno.

Existen perforaciones de forma horizontal (de 10m de profundidad) en la base de los escalones de la roca blanda. Este modo de hacer la voladura levanta los materiales sin dispersarlos y evita el desmoronamiento del escalón sobre aquel por el cual se desplazan las palas mecánicas u otra máquina de carga. Pero estos casos son excepcionales y la perforación de forma vertical es el caso más general de las canteras.

La carga: se pueden distinguir entre las máquinas de carga que utilizan las explotaciones a cielo

abierto: o La pala: es la maquina más utilizada, la pala tiene los siguientes movimientos (Fig 1): 1) avance de

las cadenas u orugas. 2) Rotación de la cabina la cual arrastra con ella la pluma y el cangilón de la pala. 3) Eleva-ción del cangilón por los cables, gracias a una cabría colocada en la cabina. 4) Avance y retroceso del brazo del cangilón. 5) Abertura del fondo del cangilón por tracción (por medio de un cable o cadenas) ejercido sobre un sistema de cierre. 6) Cierre del fondo del cangilón por su propio peso cuando está vacío.

o Las dragalinas: se usan especialmente para trabajar escarbando (Fig 2). En lugar de cangilones cu-yo fondo se abre, las dragalinas utilizan un cangilón “scraper” maniobrando por cables y se vacía por vuelco. La ventaja que posee estas maquinas es que permite el empleo de brazos muy largos con perfecta estabilidad, car-gar de arriba hacia abajo y al no tener casi ninguna pieza móvil es a la vez menos delicado y más ligero siendo su maniobra más rápida. La desventaja es que ejercen sobre el suelo una presión de apenas los 4kg/cm2 sobre el suelo y no pueden emplearse para más. Pierden en movilidad generalmente se desplazan a una velocidad de 150 a 250m/h en lugar de 2km/h como la pala. Pero si las posibilidades de trabajar en canteras donde se efectuará solamente desplazamientos cortos esto se no se lo considera como una desventaja.

En el trabajo de la dragalina, es la caída libre del cangilón la que da la potencia para el ataque del maci-zo.

o Las excavadoras de cadenas de cangilones: se utilizan para explotar espesores relativamente pe-

queños de materiales blandos. Trabaja con taludes por debajo del aparato, delante del aparato y por encima de él (Fig 3).

o La rueda de palas: se utilizan mucho en canteras de lignitos de yacimientos casi horizontales. La rueda de pala es una rueda de cangilones de grandes dimensiones colocado en el extremo de la pluma que orientable y cambiable con la ayuda de un cabrestante. El conjunto está montado sobre una torreta orientable y descansa sobre un bastidor de cadenas para la traslación de la maquina. (Fig 4)

DISPOSICIÓN DE CONJUNTO DE LAS EXPLOTACIONES A CIELO ABIERTO

Es interesante clasificar las explotaciones a cielo abierto en tres tipos principales, según la naturaleza y dis-posición de sus yacimientos:

1. Capa horizontal con recubrimiento duro que puede extraerse una sola vez. 2. Una o varias capas horizontales con recubrimiento y en algunos casos intercalaciones blandas. 3. Caso general: masa de pendiente y potencia variables rodeada de estériles.

I. Capa horizontal con recubrimiento duro que puede extraerse de una sola vez La capa es completamente horizontal y el suelo es ondulado.

Son bandas más o menos largas y más o menos anchas a explotar entre colinas. Para abrir las canteras es preciso cavar una franja a-b (Fig 5) hasta el techo de la capa y sobre la mayor longitud de la zona a explotar. Se comienza en seguida la explotación lateralmente por ensanchamiento de la franja en los terrenos estériles y después se arranca de manera progresivo la capa casi descubierta.

a) Perforación: en los terrenos estériles se hace perfo-raciones levemente verticales. En la capa no se tiene que efectuar voladuras en caso de carbón la cual es lo bastante blando para arrancarlo con una cuchara de una pala, pero en caso de mineral de dureza importante se debe tomar las medidas y los cálculos necesa-rios para realizar un arranque con el uso de explosivos.

b) Carga: la cara de estériles se efectúa con una pala de cuchara. Girando 90º, descarga los escombros en la parte opuesta al frente de explotación donde se reconstruye un nuevo suelo (un

poco más elevado que el del natural a causa del esponjamiento). c) Transporte: se puede realizar por medio de camiones.

El precio de coste de este tipo de explotación parece ser sensiblemente inferior a los de las explotaciones

subterráneas. Pero con el paso del tiempo este costo disminuye ya que se construyen palas más potentes que permite intensificar más aún la explotación a cielo abierto como también se están construyendo camiones de transporte más resistentes y con más potencia para soportar más carga.

II. Capa horizontal de recubrimiento blando En este caso no hay necesidad de ocasionar un arranque con el uso de explosivos. Se puede utilizar la rueda

de palas sobre cadenas con el puente metálico que lo prolongue hacía atrás y la torre de transporte sobre cade-nas que toma los escombros del puente para arrojarlos a la escombrera. (Fig 6). La Fig 7 es una perspectiva de este conjunto. La capa de lignito se explota posteriormente al extraer la capa de estériles por dos excavadoras que trabajan. La cantera para que sea rentable debe explotar por lo menos un millón de toneladas de carbón o dependiendo del consumo mundial. Y el volumen de terrenos estériles a desplazar para lograrlo es de 7 millones de m3 por año. El transporte se puede hacer por vía férrea pero si hay pendientes de elevaciones importantes se utiliza más el transporte por cintas.

III. Caso general La masa mineralizada, muy gruesa muy extendida, se hunde en el suelo en forma de rejas de arado y su

explotación en cantera exige arrancar también una cantidad importante de estériles (alrededor de 2 por 1 de mena), de forma que la cantidad total de roca arrancada es enorme.

Este tipo de cantera tiene la forma de un cráter, el mayor cráter artificial del mundo es de 2 km de diáme-tro y 700 m de desnivel entre su escalón superior y su escalón más bajo. Cada escalón puede tener alturas depen-dientes que rodea desde los 15 a 23 m de altura y con una anchura de 20 a más de la bancada.

a) Perforación: se puede conseguir el arranque mediante voladuras de barrenos horizontales. Estos tienen de 7 a 15m de profundidad pero el más efectivo es de voladura de barrenos levemente verticales.

b) Carga: se puede efectuar la carga con una pala de cuchara de un volumen importante c) Transporte: se realizan por vía férrea o por camiones. Las bancadas son lo bastante anchas que

permite el trabajo de una pala y el paso de los vagones o camiones. (Fig 8) Caso general La explotación a cielo abierto (Fig 9 y 10) puede extraer la

cúpula de un anticlinal cuya potencia útil puede estar de 80 a 100m. En Decazeville (yacimiento de carbón) muchos trabajos subterráneos muy antiguos, desmoronados surcaron u anticlinal en todos los senti-dos de manera que las escombreras ocupan más del 40% del frente siendo difícil así su separación del carbón.

Los escalones poseen alrededor de 8 a 10 m de altura, con an-chura de de mas de 20m (Fig 11) que permite el movimiento de palas mecánicas y de los camiones. A medida que desciende el cráter se está obligado a reducir la pendiente media de los taludes, en el eje de progresión de los frentes que varía de 26º a 40. Esto solo se consigue por el procedimiento de una forma acelerada a levantamientos masi-

vos de estériles que ha elevado algunas veces a la relación T (tierra )

M (mineral )

hasta 15. Los gastos no solamente están centrados en la extracción de

estériles sino que también se encuentran las dificultades como la búsqueda clave de emplazamientos convenientes de descargas para las grandes masas de tierra. A veces se suele amontonar los estériles en un terreno de dimensiones relativamente grandes, y luego volver a dejarlos en su lugar de origen una vez que se explotó la mena, sino otras alternativas que dependen de la naturaleza como el relleno de un cañadón, desparramar sobre el terreno y que las plantas se repro-duzcan, etc. La cual prolonga un ahorro positivo.

Otras dificultades es el armado de caminos, y el principal de este caso es la formación de polvo originado

por el paso de los camiones que muelen las rocas de la superficie, cuando el polvo acumulado alcanza decenas de centímetros se transforma en barro en las zonas húmedas, una de las soluciones ha sido el arrojar CaCl que ha resultado totalmente insuficiente, otra solución era de cubrir el camino con revestimientos gruesos de escoria de alto horno, duro y que da poco polvo, pero al ser un material muy filoso causa mucho daño en los neumáticos de los camiones.

CONSIDERACIONES ECONÓMICAS Limite de explotabilidad Es fundamental conocer de forma muy precisa el momento en el que la rentabilidad de explotación en can-

tera se vuelve inferior aquella que se obtendría por una explotación subterránea. Se puede realizar el razonamiento siguiente: Supongamos un mineral homogéneo recubierto de estériles y sea:

𝑇 𝑙𝑎 𝑟𝑒𝑙𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑚3 𝑑𝑒 𝑒𝑠𝑡é𝑟𝑖𝑙𝑒𝑠 𝑎 𝑑𝑒𝑠𝑝𝑙𝑎𝑧𝑎𝑟

𝑚3𝑑𝑒 𝑚𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 𝑎 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎𝑒𝑟

Y designamos por “p” el precio de coste de m3 desplazado, “p0” el precio de coste total del m3 de mineral

en la explotación a cielo abierto, “Ps” el precio de coste del m3 del mineral en explotación subterránea y “V” el precio de venta del m3 del mineral.

Para que una explotación subterránea sea posible es preciso que se tenga:

𝑃𝑠 < 𝑉 Para que una explotación a cielo abierto sea posible es preciso que sea:

𝑃𝑜 < 𝑉 Por otra parte cuando se arranca T de tierras para obtener M de mineral, el precio de coste del mineral es:

𝑃0 = 𝑝 ×𝑇 + 𝑀

𝑀

Se verá que para cualquier valor de A de la relación T/M (Fig 12), el beneficio de la explotación a cielo abier-to será BD, mientras que el de la explotación subterránea hubiera sido CD. La diferencia BC representa el benefi-cio complementario de la explotación a cielo abierto. Se anulará para un valor límite L de la relación T/M tal que:

𝑝 1 + 𝐿 = 𝑃𝑆 O sea:

𝐿 =𝑃𝑆𝑃

− 1

Como p depende de los medios movilizados en la cantera y en primer lugar de las dimensiones de las

máquinas de carga y de transporte, el valor de L es bastante variable. En las canteras antiguas, era a menudo de 2 a 3. En las canteras modernas, por el contrario, vale corrientemente 10, pero puede, en algunos casos, alcanzar y pasar 20.

Pendiente general de la cantera La pendiente media de la cantera depende de la posible relación entre la altura y la longitud de los escalo-

nes. Tiene interés el que está pendiente media sea la más grande posible, de manera que se reduzca el volumen

total de la explotación y la relación T/M. pero hemos visto que el empleo de maquinas potentes y el cambio de trenes por camiones conduce a bancadas más anchas. Por otra parte, aún con el empleo de sondeos modernos, no es posible aumentar la altura de los escalones en la misma proporción que las anchuras de las bancadas. En efecto, los barrenos trabajan mal en la base, ya que suelen ser verticales, puesto que el muro del escalón es más o menos inclinado. Por otra parte, todo aumento del escalón lleva a aumentar de nuevo la bancada para el depósito momentáneo de los productos de voladura, cuyo volumen aumenta.

¿EXPLOTACIÓN EN PROFUNDIDAD O A CIELO ABIERTO? Al elegir un método de explotación hay que determinar en primer lugar si debe emplearse el laboreo a cielo

abierto o en profundidad. En muchos casos, la elección es fácil. Cuando el yacimiento aflora o se encuentra muy próximo a la superficie, debemos emplear la explotación a cielo abierto y en caso contrario solo cabe considerar la explotación a profundidad. La decisión resulta difícil únicamente en casos límites. En ellos nos guiaremos por las siguientes consideraciones.

Solo emplearemos el laboreo a cielo abierto cuando el coste de los movimientos del terreno estéril y los de explotación de mineral no rebasen los costes de explotación subterránea. Por consiguiente se debe calcular que masas han de moverse en la explotación a cielo abierto hasta una profundidad determinada, cual es el gasto que lleva aparejado y repartir dichos gastos entre las toneladas de mineral útil que pueden extraerse una vez realiza-do el movimiento de tierras indicado. Tan pronto como los costes de dicho movimiento de tierras indicado. Tan

pronto como los costes de dichos movimiento y del laboreo a cielo abierto rebasen los de la explotación en explo-tación en profundidad, debemos pasar a esta.

Además conviene comparar las desventajas e inconvenientes del laboreo a cielo abierto, los cuales no pue-den expresarse bien en los cálculos económicos.

Ventajas de la explotación a cielo abierto

I. Se puede alcanzar un gran rendimiento II. La extracción puede adaptarse fácilmente a las circunstancia del mercado, pudiendo suspenderse y vol-

viéndose a reanudar según cuando convenga. III. Puede arrancarse casi todo el contenido del yacimiento, siendo mínimas las pérdidas de explotación. IV. Como el arranque se realiza sobre superficies grandes, la perforación y las pegas resultan más efectivas y

el consumo de explosivo menor. V. La clasificación es fácil cuando la carga se realiza a mano. Incluso cuando esta es mecánica, puede efec-

tuarse una clasificación granulométrica hasta cierto punto en el caso de que empleemos como cargadoras dragas de cangilones, más pequeñas o adecuadas para esta finalidad, pueden eludirse las inclusiones estériles mayores.

VI. Puede ponerse por completo al descubierto del yacimiento, determinándose muy bien las reservas del mismo.

VII. No es necesario material de relleno o fortificaciones VIII. El coste de arranque de la tonelada es bajo

IX. En este caso no existen peligros como en la explotación en profundidad X. Las condiciones higiénicas son muchos más favorables que las del trabajo subterráneo

XI. El rendimiento por hombre y relevo es más elevado que el de la explotación subterránea, siendo necesa-rio menos obreros, así como un capital menor para la construcción de viviendas para los mismos.

XII. La vigilancia resulta muy efectiva. Inconvenientes en la explotación a cielo abierto

I. Solo se puede explotar hasta profundidades pequeñas II. Los costes de adquisición son grandes

III. El trabajo resulta afectado por las circunstancias climatológicas IV. Las aguas de lluvias y las procedentes de fusión de las nieves se acumulan en las labores, en el caso de se

trate de una corta abierta por todos sus lados V. Las aguas de las cercanías se reúnen en las labores cuando se trata de una corta abierta por todos lados y

situado en el centro de un sinclinal. Este inconveniente es común también en la explotación a cielo subterráneo. VI. La superficie exterior queda destrozada

VII. Deben preverse lugares para el vuelco de las tierras estériles VIII. Deben extraerse también las zonas e inclusiones estériles

IX. Los puntos de trabajos resultan a veces poco centralizados. La explotación combinada Es de interés en aquellos yacimientos cuyos afloramientos pueden trabajarse a cielo abierto y en cuyas par-

tes más profundas se pueden explotar mediante labores mineras normales. Corrientemente se realiza y se calcula esto, de tal forma que en primer lugar se explota a cielo abierto hasta alcanzar la profundidad que permiten las posibilidades técnicas y los cálculos realizados, pasando a continuación la explotación subterránea. Es cierto que en muchos casos sería muy ventajoso realizar el arranque simultáneo a cielo abierto y en profundidad, comen-zando este último tipo de explotación con ligera ventaja y combinando ambos, es decir, el laboreo a cielo abierto junto con el laboreo subterráneo.

Por ejemplo, sea un yacimiento potente, vertical o de fuerte buzamiento, que llega hasta la superficie exte-rior o sus proximidades. Normalmente, un yacimiento de este tipo se explota a cielo abierto en su parte superior, y a partir del punto donde el arranque de la roca de caja resulta demasiado costoso y se anulan las ventajas de la explotación a cielo abierto, se pasa a realizarla en profundidad. El esquema de este método de explotación es casi

siempre análogo al dibujado en la Fig 13. La explotación a cielo abierto procede casi siempre al laboreo en pro-fundidad. A este último se pasa cuando la explotación a cielo abierto ha alcanzado una profundidad determinada. Este método no resulta ventajoso. Deberían emplearse simultáneamente la explotación a cielo abierto y en pro-fundidad, ya que de estas formas las tierras obtenidas en la corta se pueden utilizar como relleno en las labores subterráneas. (Fig 14).

Durante la explotación en profundidad en yacimientos potentes es muy frecuente tener que rellenar los espacios ya explotados. Si se combinara el laboreo a cielo abierto con la explotación en profundidad podrían desmontarse los hastiales del yacimiento en mayor cuantía, ya que no se debe efectuar aquella sin relleno. Esto permitiría llevar la explotación a cielo abierto profundidades mayores. (Fig 14)

También se puede emplear el principio de la explotación combinada en el laboreo subterráneo. Se combi-nan dos sectores situados uno del otro, o al menos próximo entre sí, empleando como rellenos en uno de ellos la ganga arrancada del otro.

TIPOS DE YACIMIENTOS EXPLOTABLES Como ya se ha visto, una mina tiene múltiples facetas y objetivos, entre los que caben destacar: la selección

del método de explotación, el dimensionamiento geométrico de la mina, la determinación del ritmo anual de producción y la ley de corte, la secuencia de extracción, etc.

Los depósitos minerales pueden presentar condiciones naturales muy variadas. Las clasificaciones de los yacimientos se realizan atendiendo los siguientes criterios:

A. Por su forma:

a. Isométricos: los que se extienden más o menos en todas las direcciones por igual, por ejemplo los depósitos masivos.

b. Estratificados y filonianos: aquellos que presentan siguiendo dos direcciones preferentes y albergan un tonelaje relativamente pequeño.

c. Columnares o cilíndricos: los que se extienden en una sola dirección. d. Intermedios o mixtos: que combinan características de dos o más de los grupos anteriores,

debido a su propia génesis o a la tectónica que los ha dislocado o replegado. La morfología de los yacimientos marca la geometría final de las explotaciones, la secuencia de extracción y

el método minero más adecuado.

B. Por el relieve del terreno original: a. Horizontales o planos: cuando la superficie es relativamente llana u horizontal. b. En ladera: pueden ser a favor de talud o contra talud, según la posición de las masas mine-

ralizadas

c. Montañosos: el terreno es irregular y presenta importante yacimientos topográficos d. Submarinos: si están cubiertos por una lamina de agua

La geometría del terreno determina el método de explotación y la aplicación de medios mecánicos para lle-

var a cabo la extracción de los materiales.

C. Por su proximidad a la superficie: a. Superficiales: cuando no existe material de recubrimiento o éste presenta un espesor de 20

a 30 m. b. Profundos: localizados a profundidades que rondan entre los 40 a 250m. c. Variables: aquellos en las que una parte es económicamente explotable a cielo abierto y

otra por minería subterránea. La posición relativa de un yacimiento determina el tamaño de la explotación y los sistemas aplicables, espe-

cialmente en cuanto a medios de transporte se refiere.

D. Por su inclinación: a. Horizontales: con ángulos que varían desde los 0º hasta los 15º sobre el plano horizontal b. Tumbados: con ángulos de entre 10-15º hasta los 25-35º c. Inclinados: con ángulos que superan los 25-35º hasta los 70-80º d. Verticales: con ángulos comprendidos entre los 70º a 90º

El ángulo que presentan los yacimientos, condiciona la elección de los métodos de explotación, afecta de

forma importante la relación de estériles y mena y a la economía de las operaciones de cielo abierto, así como la probabilidad de rellenar los huecos creados en yacimientos alargados para proceder a la recuperación de los te-rrenos.

E. Por la complejidad o números de mineralizaciones:

a. Simples: se caracteriza por una estructura homogénea sin presencia de otros niveles mine-ralizadores o inclusiones; en este caso todos los minerales se extraen conjuntamente del yacimiento.

b. Complejos: pueden contener juntamente con los minerales de alta ley, masas de mineral pobres o esterilizadas con unos contactos claros; en tales casos la explotación se realiza de forma selectiva para evitar la pérdida o dilución del mineral aprovechable.

También se incluyen aquellos depósitos con diferentes masas o niveles mineralizados que obligan a una ex-

plotación más compleja, aun cuando los contactos con los estériles sean nítidos.

F. Por la distribución de la calidad del mineral en el yacimiento: a. Uniformes: cuando la ley del mineral es la misma dentro de los límites del yacimiento. En

este caso la explotación se lleva a cabo con uno o varios tajos, pero sin proceder a la mezcla de los minerales extraídos.

b. No uniformes: cuando la mineralización presenta calidades distintas en alguna dirección en planta o en profundidad dentro del depósito. En estos casos se suele efectuar la extracción simultánea de varias zonas, para proceder a la mezcla y homogenización de los minerales extraídos.

G. Por el tipo de roca dominante: a. El recubrimiento de estériles y el mineral son rocas compactas metamórficas o ígneas. b. El recubrimiento esta constituidas por rocas no homogéneas con alternancia de estériles

blandos y duros, ígneos o metamórficos y el mineral e intrusiones de estériles son rocas compactas o meteorizadas y también de origen ígneo o metamórfico.

c. Las rocas de estéril de recubrimiento son blandas y densas, con el mineral y rocas de intru-sión compactas o meteorizadas de orígenes ígneos o metamórficos.

d. Tanto el recubrimiento como la zona mineralizadas están constituidas por rocas ígneas o metamórficas meteorizadas.

e. Las rocas de recubrimiento son blandas y sedimentarias y el mineral no es homogéneo f. El recubrimiento y el mineral son blandos y de origen sedimentario.

En la Fig 15 se representan los tipos de yacimientos más comunes y los métodos de explotación a cielo

abierto aplicados en cada uno de ellos. GENERALIDADES DE LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN Se distinguen dos grandes grupos de explotación: de cielo abierto, de la cual estamos tratando y el de sub-

terráneo. La ubicación de las labores principales el

criterio básico de clasificación podrían deno-minarse mixtos o combinados. En la siguiente tabla se recogen los principales métodos de explotación y las características principales de los yacimientos donde se aplican.

La minería a cielo abierto se caracteriza por los grandes volúmenes de materiales que se deben mover. La disposición del yacimiento y el recubrimiento e intercalaciones de materia estéril determinan la relación esté-ril/mineral. Este parámetro, denominado ratio, puede ser muy variables de unos depósitos a otros, pero en todo condiciona la vialidad económica de las explotaciones y la profundidad que es posible alcanzar por minería de superficie.

En minería subterránea, la extracción de estéril puede ser insignificante, pues solo procederá de los accesos

y preparación. En este grupo de métodos, el control del terreno o de los huecos, una vez extraído el mineral, es una de las consideraciones más importantes que intervienen en la forma de explotar un yacimiento.

MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN A CIELO ABIERTO El agotamiento progresivo de los depósitos minerales próximos a la superficie y de alta ley ha obligado a las

compañías explotadoras a considerar los yacimientos profundos, con condiciones geológicas más complejas y situaciones más desfavorables en cuanto a relaciones de estériles a mineral, aguas subterráneas, estabilidades de taludes, etc.

La necesidad de garantizar la vialidad económica de las operaciones ha exigido, durante las tres últimas décadas, aprovechar las economías de escala, con fuertes ritmos de producción y maquinarias de gran tamaño. Después de la II Guerra Mundial el diseño de los equipos evoluciono y se perfecciono hasta adoptar las formas que hoy se consideran clásicas. Se produjo un aumento brusco en las dimensiones de las maquinas, que se carac-terizaban por estar impulsadas por grandes motores diesel de régimen lento y aspiración natural, que se acopla-ban a transmisiones mecánicas.

Al miso tiempo, algunos fabricantes ensayaban y desarrollaban maquinas eléctricas. Estas maquinarias lle-vaban su propio grupo electrogenerador arrastrado por un motor diesel. Esta tendencia se freno por los proble-mas de disponibilidad y fiabilidad que surgieron. Luego con la primera crisis de la energía a comienzos de los años 70, durante la cual se produjo una elevación desproporcionada de los productos petrolíferos con respecto a las tasas generales de inflación, las empresas explotadoras se vieron forzadas a considerar los sistemas continuos de extracción, basados en cintas transportadoras debido a las ventajas económicas que ofrecía la energía eléctrica generada con otros combustibles más baratos, como por ejemplo el carbón.

La minería a cielo abierto sufrió un importante impulso innovador al seguir aportando más del 70% de los productos minerales en todo el mundo (Fig 16) y la maquinaria que se empleaba pasó a evolucionar, no tanto en un crecimiento de tamaño sino en la mejora de la fiabilidad de sus componentes y automatización de funciones y mecanismos. Esta evolución se ha traducido en un incremento de los rendimientos, un mejor aprovechamiento energético, una mayor disponibilidad de las maquinarias y en un abaratamiento de costes.

a) Cortas: en yacimientos masivos o de capas inclinadas, la explotación se lleva a cabo tridimensio-nalmente por banqueo descendente, con secciones transversales en forma troncocónica. Este método es la tradi-

cional de la minería metálica y se adopto en las últimas décadas a los depósitos de carbón introduciendo algunas modificaciones. (Fig 17).

La extracción en cada nivel, se realiza en bancos con uno o varios tajos. Debe existir un desfase entre bancos a fin de disponer de unas plataformas de trabajo mínimas para que operen los equipos a su máximo rendimiento y en condiciones de seguridad. Las pistas de transporte se adaptan a los taludes finales o en actividad permitiendo el acceso a diferentes cotas.

El ataque al mineral se realiza del techo al muro, como en cualquier otro método, pero más en las minas de carbón, donde es preciso efectuar una lim-pieza de los hastiales de las capas. En las explotaciones se suele disponer de bancos en estéril de mayor altura que en el mineral, pues en estos últimos tal dimensión está limitada por el alcance de los equipos de limpieza y por la nece-sidad de evitar los derrabes y por ende, la contaminación del carbón cuando se supera la altura crítica de los frentes descubiertos.

b) Descubiertas: se aplica en yacimientos tumbados

u horizontales donde el recubrimiento de estéril es inferior a los 50 m. consiste en el avance unidireccional de un modulo con un solo banco desde el que se efectúa el arranque del estéril y verti-do de este al hueco de las fases anteriores; el mineral es entonces extraído desde el fondo de la explotación, que coincide con el muro del depósito. (Fig 18).

Una vez efectuada la excavación del primer modulo, o hue-co inicial, el estéril de los siguientes es vertido en el propio hueco de las fases anteriores, de ahí que sea por naturaleza el más re-presentativo de los métodos de transferencia.

Para el movimiento del estéril los sistemas y los equipos mineros utilizados son muy variados. Si las reservas a explotar son elevadas, está justificada la utilización de grandes dragalinas, ex-cavadoras de desmontes o rotopalas con brazo apilador que per-miten arrancar de forma directa o con prevoladura, el estéril y verterlo en el hueco adyacente. Si las reservas minerales están limitadas y el estéril de recubrimiento no es tan importante, pue-de aplicarse el mismo método pero con equipos convencionales como son los tractores, los mototraillas, las palas cargadoras, etc. La extracción del mineral se realiza casi siempre con equipos con-vencionales.

Este grupo de métodos se caracteriza por su simplicidad, por las concentraciones de los trabajos y por la reducida distancia de transporte, tanto en horizontal como en vertical, permitiendo una fácil y económica restauración de los terrenos.

c) Terrazas: se basa en una minería de banqueo con

avance unidireccional. Se aplica a depósitos relativamente hori-zontales de una o varias capas o estratos de mineral y con recu-brimiento potentes que obligan a depositar el estéril en el hueco creado, transportándolo alrededor de la explotación. (Fig 19).

Se los utiliza en todos los tipos de mineral, aunque su desa-rrollo e importancia la ha adquirido en los yacimientos de com-bustibles sólidos. La mayoría de las exploraciones se caracterizan por el bajo valor de los minerales, por ello es esencial la economía de escala, en aras a conseguir la vialidad económica de esos pro-yectos. Otros factores que determinan la aplicación de este méto-

do son: la existencia de un gran volumen de reservas y en caso de utilizar rotopalas, la baja resistencia al corte y consolidación de las rocas para poder efectuar su arranque directo.

Son muchos los sistemas mineros empleados, desde los convencionales de excavadoras de cables y volque-tes, hasta los constituidos por rotopalas, cintas y apiladoras, entre ambos sistemas existe un gran número de va-riantes y combinaciones.

Los esquemas básicos de explotación para estos equipos son dos: explotación con avance paralelo y explo-tación con rotación.

d) Contorno: en yacimiento semihorizontales y con reducida potencia, donde la orografía del terre-

no hace que el espesor del recubrimiento aumente de forma considerable a partir del afloramiento del mineral, se realiza una minería conocida como se contorno. Consiste en la excavación del estéril y mineral en sentido transversal hasta alcanzar el límite económico, dejando un talud de banco único, y progresión longitudinal si-guiendo el citado afloramiento. Dado el gran desarrollo de estas explotaciones y la escala profundidad de los hue-cos, es posible realizar una transferencia de los estériles para la posterior recuperación de los terrenos. (Fig 20)

Dentro de este grupo existen diversas variantes, en función de la secuencia de avance planteada y equipos mineros empleados. De estos últimos los más utilizados son los tractores de orugas, las palas cargadoras, las ex-cavadoras hidráulicas y los volquetes.

e) Especiales: este grupo de métodos se aplica en aquellos depósitos en que por sus características se llega muy rápidamente al límite de explotación por minería a cielo abierto. Así ocurre cuando se aplica una minería de contorno en yacimientos de carbón que deja una parte de los recursos sin explotar. Si esos recursos no pueden ser extraídos de forma rentable por minería de interior convencional, pueden aplicarse los si-guientes métodos especiales y conocidos en países sajones por: Auger Mining (Fig 21), Punch Mining y Longwall Strip Mining. Son métodos que consisten en minar o taladrar desde el exterior la capa de carbón, siguiendo los frentes descubiertos de estas.

Exigen la preparación de un banco o plataforma para situar las maquinas de arranque y unidades de transporte de carbón. Estas plataformas pueden ser las que se dejan en la minería de contorno o las que a propósitos se realizan a modo de trincheras o zanja cuando el recubrimiento no es demasiado potente o está justificado su creación en alguna zona del yaci-miento.

Los equipos utilizados son los que en este caso definen su propio método. La potencia de las capas que pueden explotarse va desde 0,5 a 2,5m no debiendo presentar trastornos geológicos ni intercalaciones de mate-riales abrasivos y requiriéndose hastiales de techo geomecánicamente competentes.

f) Canteras: es el término genérico que se utiliza para referirse a las explotaciones de rocas indus-

triales y ornamentales. Se trata de pequeñas explotaciones próximos a los centros de consumo, debido al valor relativamente escaso que poseen los minerales extraídos, que pueden operarse mediante los métodos de bancos únicos de gran altura o bancos múltiples. Este último es el más adecuado, ya que permite realizar los trabajos con mayores condiciones de seguridad y posibilita la recuperación más fácil de los terrenos afectados.

Las canteras pueden subdividirse en dos grandes grupos: el primero, donde se desea obtener un todo-uno fragmentado y apto para alimentar la planta de tratamiento y obtener un producto destinado a la construcción, en forma de áridos (Fig 22), a la fabricación de cemento, etc. Y el segundo, dedicado a la explotación de rocas ornamentales que se basa en la extracción cuidadosa de grandes bloques paralepipedos que posteriormente se cortaran y elaboraran (Fig 23). Estas últimas canteras se caracterizan por el gran número de bancos que se abren para arrancar los bloques y la maquinaria especial de arranque con las que se obtienen planos de corte limpios.

g) Graveras: los materiales de aluvión, situados en las terrazas de los cauces, y constituidos por are-nas y cantos rodados poco cohesionados se extraen en estas explotaciones en forma de gravas o zahorras natura-les.

Generalmente, se lleva un solo banco, dependiendo de la potencia del depósito, y la maquinaria empleada puede ser convencional, si se trabaja en condiciones secas, o constituidas por dragalinas, dragas, scrapers si la extracción se realiza por debajo del nivel freático.

h) Disolución y lixiviación: algunos yacimientos de sales, como la glauberita, la thenardita, etc., se

explotan procediendo primero a la descubierta del estéril superficial, para después fragmentar el mineral median-

te voladuras y seguidamente efectuar su disolución mediante la circulación de agua, que es recuperada como una salmuera que, mediante un sistema de tuberías y bombas, se lleva hasta la planta de mineralurgia en la que se encuentran unos cristalizadores que permiten obtener el producto final.

La lixiviación consiste en la extracción química de los metales minerales contenidos en un depósito. El pro-ceso es fundamentalmente químico, pero puede ser también bacteriológico. Si la extracción se realiza sin extraer el mineral se habla de “lixiviación in situ”, mientras que si el mineral se arranca, transporta y deposita en un lugar adecuado, el método se denomina “lixiviación en pilas”. Una variante consiste en tratar al mineral, después de su molienda, en tanques que disponen de agitadores, conociéndose el procedimiento como “lixiviación dinámica”.

i) Dragado: en mineralizaciones especiales, como son las metálicas de oro, casiterita, etc., conteni-

das en aluviones, resulta interesante la aplicación del método de dragado, inundando previamente la zona de explotación. Este método es económico cuando la propia agua de inundación se utiliza en el proceso de utiliza-ción, como ocurre con la separación gravimétrica. Las dragas (Fig 24), además del sistema de extracción que utili-cen, cangilones, cabezas de corte, etc., capaces de tratar grandes volúmenes de material y de un sistema de eva-cuación de los estériles a la zona ya explotada.

CRITERIOS DE DISEÑO DE MINAS A CIELO ABIERTO Una explotación a cielo abierto es una excavación realizada en la superficie del terreno con el fin de extraer

un material beneficiable de la corteza terrestre. Esta operación implica, generalmente, mover cantidades varia-bles de estériles, según la profundidad del depósito o espesor de recubrimiento.

El procedimiento para realizar la explotación queda definido por la aplicación de unos parámetros de la ex-cavación, que permiten alcanzar las producciones programadas, de la forma más económica posible y en condi-ciones de seguridad y evaluar en la etapa inicial las reservas explotables.

Los parámetros geométri-cos principales que configuran el diseño de las excavaciones (Fig 25) corresponden a los siguientes términos:

1. Banco: es el modulo o escalón comprendido entre dos niveles que constituyen la rebanada que se explota de estéril o mineral, y que es objeto de excavación desde un punto del espacio hasta una posición final preestablecida.

2. Altura del banco: es la distancia vertical entre dos niveles o desde el pie del banco hasta la parte más alta o la cabeza del mismo.

3. Talud del banco: es el ángulo delimitado de la horizontal y la línea máxima pendiente de la cara del banco.

4. Talud de trabajo: es el ángulo determinado por los pies de los bancos entre los cuales se encuen-tra algunos de los tajos o plataformas de trabajo. Es, pues, una pendiente provisional de la excavación.

5. Limites finales de la explotación: son aquellas situaciones espaciales hasta las que se realizan las excavaciones. El límite vertical determina el fondo final de la explotación y los limites laterales los taludes finales de la misma.

6. Talud final de la explotación: es el ángulo de talud estable delimitado por la horizontal y la línea que une el pie del banco inferior y la cabeza superior.

7. Bermas: son aquellas plataformas horizontales existentes en los límites de la excavación sobre los taludes finales, que coadyuvan a mejorar la estabilidad de un talud y las condiciones de seguridad frente a desli-zamientos o caídas de piedras.

8. Pistas: son las estructuras viarias dentro de una explotación a través de las cuales se extraen los materiales o se efectúan los movimientos de equipos y servicios entre diferentes puntos de la misma. Se caracte-rizan por su anchura, su pendiente y su perfil.

9. Ángulo de reposo del material: es el talud máximo para el que es estable sin deslizar el material suelto que lo constituye y en condiciones de drenaje total, después de su vertido.

El punto de partida para el diseño de cualquier explotación a cielo abierto es la modelización geológica del yacimiento que se haya realizado con anterioridad a partir de los trabajos de investigación. Tras efectuar el diseño del hueco final y evaluar las reservas explotables, se pasa a diseñar algunas fases intermedias y a continuación, a definir el método de explotación y a seleccionar la maquinaria que constituye el sistema minero.

Estabilidades de taludes La estabilidad de los taludes en una explotación a cielo abierto tiene importancia fundamental en lo que se

refiere a la seguridad y rentabilidad de la misma, debiéndose considerar en los estados iniciales del proyecto. Los factores más importantes que afectan a la seguridad de las operaciones son los siguientes: Caída o deslizamiento de materiales sueltos Colapso parcial de un banco Colapso general del talud de la excavación

Las recomendaciones implican la adopción de las siguientes medidas: Diseño adecuado del banco y plataformas para retener los desprendimientos de materiales Determinación y mantenimiento adecuado de taludes generales seguros Control de voladuras en el perímetro de la excavación, de cara a reducir los daños en el macizo

remanente Aplicación de sistemas de drenaje de los macizos para reducir los esfuerzos originados por el agua Saneo sistemático y efectivo de materiales colgados.

Los estudios previos necesarios para realizar el diseño geotécnico de un talud estable implican una caracte-

rización del macizo rocoso objeto de la excavación a partir de: Los sistemas de juntas y discontinuidades La relación de estos y la excavación con los posibles planos de rotura Los parámetros resistentes de las juntas, las características y propiedades de sus superficies, así

como los materiales que la rellenan Las propiedades geomecánicas de la matriz rocosa Las características hidrogeológicas y las presiones de agua en junta y fracturas Efecto de las vibraciones sobre macizos residuales, etc.

Es necesario también identificar los modos de rotura susceptibles de producirse, apoyándose en los datos

registrados y en la experiencia de explotaciones próximas o análogas. En el caso de taludes rocosos, las superficies de rotura pueden determinarse a partir de las discontinuida-

des preexistentes en el macizo. Se puede aplicar un método grafico para identificar las situaciones en las que ci-nemáticamente son posibles ciertos tipos de rotura (Fig 26). También puede introducirse el ángulo de rozamiento de las discontinuidades, con el fin de eliminar ciertos casos para los que se verifica gráficamente las estabili-dades, en ausencia de presiones intersticiales. La utiliza-ción de los métodos gráficos permite detectar los secto-res de la explotación en los que son susceptibles de producirse roturas y así dirigir los esfuerzos de recono-cimiento hacía las zonas críticas.

En el caso de macizos pocos coherentes del tipo suelo, la experiencia ha demostrado que son de tipo circular. En los macizos rocosos muy fracturados y de manera aleatoria, o donde el talud general varia con respecto a la estructura, las superficies de rotura son más complejas que las presentadas en la figura anterior. Pueden ser compuestas y formadas parcialmente por discontinuidades próximas a la superficie de desliza-miento y por fracturas nuevas en las rocas intactas. En el caso de una fracturación intensa, el grado de imbrica-ción de los bloques y sus posibilidades de movimiento representan un papel importante, pudiendo adoptarse la hipótesis de rotura circular.

Los métodos de cálculo de estabilidad de equili-

brio límite se pueden aplicar para los diferentes tipos de rotura indicados. En geotecnia, el riesgo de colapso de un talud se mide en función del llamado coeficiente de seguridad F,

que es la relación entre el conjunto de las fuerzas resistentes y las desestabilizadoras que provocarían la rotura del talud. La selección de un valor de F mayor implica una disminución de riesgo, pero supone en general taludes mas tendidos.

El valor F=1 señala la frontera en el cual un talud es, o deja de ser estable. La necesidad de utilizar valores de F>1 surge como consecuencia de los siguientes factores:

La posible existencia de características geológicas y estructurales adversas que afectarían a la es-tabilidad del talud y que no han sido detectadas en los estudios geotécnicos.

Los posibles errores en los ensayos para caracterizar los materiales del macizo La determinación y variabilidad estacional de las presiones de agua en el talud Los errores derivados de los supuestos de rotura utilizados Los errores de calculo

Los valores que se adopten en la práctica variaran en función de las consecuencias que resultarían de un

colapso y del nivel de confianza en los datos utilizados. La experiencia considera que la selección de un coeficiente de seguridad F próximo a 1,3 puede ser adecuado para taludes cuya estabilidad no se considere a largo plazo, mientras que si tales condiciones son criticas o permanentes Fig debe ser del orden de 1,5 a 1,6.

En la Fig 27 se representan las fuerzas actuantes sobre talud con rotura plana, en el que el coeficiente de seguridad se determina con la siguiente expresión:

𝐹 =𝑐𝐴 + 𝑊 cos 𝜌𝑝 − 𝛼 sin𝜌𝑝 − 𝑈 − 𝑉 sin𝜌𝑝 tan𝜑

𝑊 sin𝜌𝑝 + 𝛼 cos 𝜌𝑝 + 𝑉 cos 𝜌𝑝

Donde

𝑧 = 𝐻(1 − cot𝜌𝑓 × tan𝜌𝑝

𝐴 = 𝐻 − 𝑧 csc𝜌𝑝

𝑊 =1

2𝛾𝐻2 1 −

𝑧

ℎ

2

cot 𝜌𝑝 − cot 𝜌𝑓

𝑈 =1

2𝛾𝑊𝑧𝑊𝐴

𝑉 =1

2𝛾𝑊𝑧𝑊

2

Siendo: H: altura del talud, [m] ρf: ángulo de cara de banco, [º] ρp: ángulo de rotura plana, [º] γ: densidad de la roca, [t/m3] γW: densidad del agua, [t/m3] α: aceleración sísmica, [g] Z: altura de grieta de tracción, [m] ZW: altura del agua en grietas de tracción, [m] φ: ángulo de rozamiento, [º] W: peso del bloque deslizante, [t]

En las explotaciones a cielo abierto, el coeficiente de seguridad se suele obtener para diferentes pendientes

del talud general. Según sea la estructura geológica de los macizos, las variaciones de F con el ángulo de talud pueden ser continuas o discontinuas. En la Fig 28 se representan dos casos distintos: en el primero, se trata de un macizo homogéneo en el que el tipo de rotura no está determinado por las discontinuidades, los valores de F

dependen así de la altura del talud y ángulos del mismo; en el segundo caso, la estabilidad está controlada por las discontinuidades del macizo (caso de las roturas planas y del tipo de cuña), los valores de F suelen ser altos por debajo de un valor límite de ángulo de talud, a partir del cual existe una posibilidad cinemática de deslizamiento; superando este valor F cae drásticamente y disminuye suavemente si la cohesión no es nula o toma un valor cons-tante en caso contrario.

Por otro lado, en la mayoría de los métodos de cálculo se supone que el talud es en planta rectilínea, sin tener en cuenta a curvatura del hueco. En la práctica se ha comprobado que en taludes de superfi-cies convexas son más inestables que los cóncavos. En este último, es posible aplicar la siguiente regla empí-rica: si el ángulo de curvatura de un talud cóncavo (medido en el pie del mismo) es inferior a su altura, la pendiente resultante del cálculo bidimensional puede aumentarse 10º, mientras que en un talud convexo habrá que disminuirlo en esa misma magnitud.

Una vez definidas las pendientes estables de los taludes generales, se pasa a estudiar la geometría de los bancos. Dependiendo de la configuración de los taludes y su orientación relativa respecto a la estratifi-cación o familias de discontinuidades dominantes, es posible clasificar las diferentes situaciones de los ban-cos y dar unos criterios básicos de diseño (Fig 29). Por ejemplo, en las zonas en las que la estratificación está inclinada hacia el hueco, el Tipo I es aplicable siempre que no se superen los 25º, el Tipo II hasta los 50º y los Tipos III y IV entre los 50 y 90º. En las zonas en las donde la estratificación sea opuesta al hueco, pueden aplicarse los Tipos V y VI entre los 70 a 90º y el Tipo VII para ángulos inferiores. Finalmente el Tipo VIII puede elegirse cuando la dirección de los estratos es suficientemente oblicua a los taludes.

Por otro lado, no puede olvidarse que, en numerosas ocasiones, los ángulos de los taludes finales se ven rebajados como consecuencia de la inclusión en los diseños de las pistas de transportes.

Altura del banco La altura del banco se establece, generalmente, a partir de las dimensiones de los equipos de excavación y

carga, las características del macizo y las exigencias de selectividad. Fundamentalmente es el equipo de carga y la altura máxima que alcanza el cucharon, el condicionante para establecer la altura del banco. Este criterio permite utilizar la pala o excavadora para sanear cualquier punto del frente y mantener unas condiciones operativas de seguridad aceptables. Las experiencias de las explotaciones a cielo abierto más tecnificadas sugieren alturas máximas comprendidas entre los 10 y 20m.

Dentro de la gama recomendada, las alturas mayores tienen las siguientes ventajas: Mayor rendimiento de la perforación al reducirse los tiempos muertos del cambio de posición y la

menor repercusión de los costes relativos a sobreperforación y explosivos. Una geometría de voladura optima, dentro de la tendencia actual hacia mayores diámetros de

perforación, que exige mayores alturas de banco. Mejora de los rendimientos de equipos de carga al reducirse los tiempos muertos por cambio de

tajo, así como por desplazamientos del equipo dentro de los mismos. Mayor numero de banco y mayor concentración y eficiencia de la maquinaria Infraestructura de acceso más económica por menor número de niveles de trabajo

Las ventajas de una altura de banco reducida es la siguiente: Mejores condiciones de seguridad para el personal de maquinaria, pues el alcance de las maqui-

nas de carga permite un mejor saneo y limpieza de los frentes durante la operación Control más efectivo de las desviaciones de los barrenos, especialmente si se usa perforadoras de

martillo en cabeza Menores cargas operantes de explosivos, por lo que, con secuencias de encendido adecuadas, se

disminuyen los problemas de vibraciones y onda aérea. Mayor rapidez de la ejecución de rampas de acceso entre bancos. Mejores condiciones para la restauración y tratamiento de los taludes finales.

La selección de la altura óptima es, pues, el resultado de un análisis tecnicoeconomico apoyados en estu-

dios geotécnicos que incluyan al aspecto de seguridad de las operaciones, así como en estudios de recuperación de los terrenos afectados por las actividades mineras.

El alcance máxima de la gama mayor de palas de ruedas no suele sobrepasar los 10m, mientras que para determinados modelos de excavadoras, tanto de cable como hidráulicas puede alcanzar los 18m.

Anchura de tajo La anchura mínima de banco de trabajo es la suma de los espacios necesarios para el movimiento de la ma-

quinaria que trabaja en ellos. En la Fig 30, se representan los tres procesos básicos que tienen lugar en el interior de una explotación:

perforación, carga y transporte y que pueden o no simultanearse en el mismo banco. La medida correspondiente a la perforación (P) depende del área que ocupe la máquina perforadora, que en el caso de ejecutar barrenos verticales será menor, pues solo ocupara la mitad de su ancho detrás de la última fila al poder situarse longitudinalmente en el banco y la anchura de la coladura proyectada.

Al tratar del diseño de las pistas y en relación con la zona de maniobras, de la maquina que realice la carga, su anchura desde el frente del tajo a la zona de seguridad debe ser por lo menos 1,5 veces la longitud de la cargadora. Siempre será necesario dejar del orden de 1,5m como anchura de seguridad (S) hasta el borde del banco.

Ángulo de cara de banco En cuanto al ángulo de la cara del banco puede decirse que es función del tipo de material y de la altura del

banco. Cuanto más coherente y más bajo sea el banco, más vertical puede ser la cara del mismo, y por el contario, cuanto más suelto y alto, más tendido será el talud; función, pues de las características estructurales y resistentes de los materiales y que deberá ser determinado geomecánicamente.

Otro factor que puede obligar a inclinar la cara del banco es el buen efecto que sobre la voladura ejerce el disparo con barrenos inclinados. Pero puede darse la recomendación de operar con dos, uno inclinado que puede coincidir con el ángulo de la cara del banco de trabajo y otro más vertical, igual al ángulo final de la cara de banco, especialmente si en las ultimas voladuras se utilizan barrenos de contorno para mejorar la estabilidad de los talu-des.

Es aconsejable utilizar durante el trabajo, en rocas medias, ángulos de cara de banco, entre los 60º y 80º y al final dejarlos casi verticales, incluso uniendo varios bancos, para poder disponer de bermas de seguridad más practicas. Esto último dependerá del plan de restauración previsto y técnica de tratamientos de esos taludes.

En el caso de las graveras, los perfiles finales de los huecos se diseñaran de acuerdo con los objetivos del plan de restauración, dependiendo de la existencia permanente o no de agua.

Bermas Las bermas se utilizan como plataformas de acceso en el talud de una excavación y también como áreas de

protección al detener los materiales que pueden desprenderse de los frentes de los bancos superiores (Fig 31). La altura o separación entre bermas es función del talud de cara de banco y las dimensiones de los equipos existen-tes.

Si el citado ángulo es inferior a 45º, y los materiales que lo configuran son de tipo lajoso, su caída tendrá lugar por deslizamiento, recomendándose dejar una berma cada tres o cuatro bancos. Normalmente, con ángulos del orden de 75º, voladuras correctamente realizadas y características geomecánicas del macizo adecuadas, es frecuente reco-mendar una berma cada dos o tres bancos.

En el supuesto de conocer la inclinación de las super-ficies de rotura de los bancos y el ángulo de reposo del ma-terial fragmentado, es posible dimensionar las bermas para evitar caídas a niveles inferiores, tal como se ilustra en la Fig 32.

Pistas y rampas Son los caminos por los cuales las unidades de acarreo realizan el transporte de materiales dentro de la ex-

plotación. También existen rampas que se utilizan exclusivamente para el acceso a sus tajos de las máquinas que efectúan el arranque u operaciones auxiliares.

Tienen distintas características de diseño, pues mientras que por las primeras la circulación es continua en los dos sentidos y a marcha rápida, la utilización de las segundas es mínima y a velocidad mucho más lenta. Co-menzando por estas últimas, su pendiente no debe sobrepasar el 20% (11º). Con respecto a su anchura, esta debe superar, por lo menos, en dos metros el ancho de la vía de la unidad más ancha que vaya a circular por ellas.

En las pistas, su diseño debe ser tal que las unidades de transporte que se utilicen se muevan sin perder el ritmo de operación en condiciones seguras. Los criterios se refieren a:

Firme Pendiente Anchura de pista Curvas: radios, peraltes y sobreancho Visibilidad en curvas y cambios de rasante Convexidad o bombeo

Los dos primeros parámetros tienen que ver básicamente con el rendimiento y coste de transporte, pero

también con la seguridad. La determinación de la pendiente óptima de una pista se realiza a partir de las curvas características de los vehículos que consideran la velocidad y la capacidad de frenado. Los mejores rendimientos y

costes, junto con unas condiciones de seguridad adecuadas, se obtienen con pendientes en torno al 8% incluyen-do una resistencia a la rodadura normal.

Anchura de las pistas La anchura de las pistas que se recomiendan puede estimar-

se con la siguiente expresión:

𝐴 = 𝑎 𝑜, 5 + 1,5𝑛 Donde

o A: anchura total de la pista, [m] o a: anchura del vehículo, [m] o n: número de carriles deseados

Esto significa que tanto a la izquierda como a la derecha de

cada vehículo debe dejarse una separación de seguridad equiva-lente a la mitad de la anchura de este. (Fig 33)

Radios y sobreancho en las curvas Para que las curvas no supongan una limitación en la producción deben tener un radio mínimo de 20 a

30m, dependiendo del vehículo que se utilice. Los volquetes ocupan en la curva una anchura mayor que en las rectas, ya que sus ruedas traseras no si-

guen exactamente la trayectoria de las delanteras debido a la rigidez del chasis y además existe la tendencia de los conductores a no mantenerse en el eje de su carril. Por ello, es necesario disponer de un sobreancho, función del radio de la curva y de la longitud del camión (Fig 34)

Una expresión utilizada corrientemente para calcular el sobre ancho necesario es la debida a Voshell:

𝑓 = 2 𝑅 − 𝑅2 − 𝐿2 5,8

𝑅

Donde o f: sobreancho, [m] o R: radio de la curva, [m] o L: distancia entre los ejes del volquete, [m]

Peralte Para contrarrestar la fuerza centrifuga que aparece

en las curvas, originando deslizamientos transversales e incluso vuelcos, el peralte o sobreelevación del lado exte-rior de la curva se calcula a partir de la formula:

𝑒 =𝑣2

127,14 𝑅− 𝑓

Donde:

o e: tangente del ángulo de plano horizontal con la pista o v: velocidad, [km/hs] o R: radio de la curva, [m] o f: coeficiente de fricción

En la siguiente tabla se dan las relaciones recomendables entre el radio de una curva circular, peralte con la

que se debe dotar y velocidad más adecuada para recorrer la misma.

En las uniones de tramos con diferentes peraltes es preciso establecer una longitud de pista en la que el pe-ralte variara de forma gradual: esta es la denominada “zona de transición”.

Bombeo y convexidad La sección transversal de la pista debe estar diseñada con un determinado bombeo, es decir, a dos aguas,

con el fin de conseguir una evacuación efectiva de las escorrentías hacia las cunetas o bordes laterales. Los valo-res más comunes de dichas pendientes transversales varían entre un 2% y un 4%. El menor valor de 2 cm/m es adecuado para superficies con reducida resistencia a la rodadura que drenan fácilmente y el valor máximo para casos de elevada resistencia a la rodadura.

En curva, la pendiente transversal de la superficie es la que corresponde al peralte y se dispone, por tanto, en todos los casos a una sola agua. La transición entre las pendientes o bombeos de as alineaciones rectas y los peraltes en curva se hará de forma gradual, con una variación lineal de pendientes (Fig 35)

Visibilidad en curvas y cambios de rasante Un factor importante se debe considerarse, tanto en las

curvas como en los cambios de rasante, es la distancia de visi-bilidad de parada, es decir, aquella necesaria para que un vehí-culo pueda detenerse, sin desaceleraciones inadmisibles, antes de llegar a chocar con cualquier obstáculo que pueda hallarse en su camino.

En la Fig 36 se muestran unos ejemplos de ambos su-puestos, primero con un díselo incorrecto y luego con la misma situación corregida, sobre un cambio de rasante y sobre una curva en un talud.

Ratios económicos Dos parámetros de diseño importantes, cuando los ya-

cimientos presentan recubrimientos de estéril y tierra vegetal, son los siguientes:

Ratio Limite Económico (RLE): indica el máximo volumen de estéril que individualmente una tone-

lada de mineral puede soportar con una extracción y tratamiento, produciendo un beneficio nulo.

Ratio Medio Económico (RME): expresa la relación media de estéril a mineral para el conjunto de las operaciones con la que se consigue un beneficio medio por tonelada.

La expresión básica para la determinación de este último criterio, que el que más se utiliza debido a que

conduce a un mejor aprovechamiento de los recursos disponibles, es la siguiente:

𝑃𝑉 = 𝑅𝑀𝐸 × 𝐶𝑒 + 𝐶𝑡 + 𝐵 Luego

𝑅𝑀𝐸 =𝑃𝑉 − 𝐶𝑡 − 𝐵

𝐶𝑒

Siendo:

o PV: precio medio de venta de la tonelada de árido, [PTA/t] o Ct: coste de extracción y procesamiento de la tonelada de árido, [PTA/t] o B: beneficio deseable por tonelada de árido vendible, [PTA/t] o Ce: coste de extracción y vertido del metro cubico de estéril, [PTA/m3]

SISTEMAS Y MAQUINARIAS DE EXPLOTACIÓN Clasificación de los sistemas mineros Después de haber definido el método aplicable, es necesario es-

tablecer el sistema de explotación. Este está constituido por los diferen-tes tipos de arranque, carga y transporte (Fig 37) y según la continuidad del ciclo básico, se diferencian los siguientes sistemas:

a) Sistema totalmente discontinuo: la operación de arran-que, con o sin voladura, se lleva a cabo en equipo discontinuos y el transporte se efectúa con volquetes mineros. Es actualmente el sistema más implantado debido a su gran flexibilidad y versatilidad.

b) Sistema mixto con trituradora estacionaria dentro de la explotación: una parte de la operación se realiza con medios semejantes al sistema anterior, hasta una trituradora instalada adentro de la explo-tación con la que se consigue una granulometría adecuada para efectuar desde ese punto el trasporte continuo por cintas.

c) Sistema mixto con trituradora semimóvil dentro de la explotación: es semejante al sistema anterior pero con mayor flexibili-dad, ya que la trituradora puede cambiarse de desplazamiento cada cierto tiempo, invirtiendo en estos traslados varios días o semanas.

d) Sistema continúo con trituradora móvil y arranque dis-continuo: en este sistema se prescinde del transporte con volquetes, ya que la trituradora móvil acompaña constantemente por el tajo al equipo de arranque y carga discontinua.

e) Sistema de transporte mixto y arranque discontinuo: es-ta es una variante de la alternativa c), donde se ha sustituido el arran-que discontinuo por una rotopala o equipo similar. Es un sistema poco utilizado, aunque algunas minas la aplican.

f) Sistema de arranque y transporte continuos: es el siste-ma que presenta un mayor porcentaje de electrificación, ya que todas las unidades, excepto las auxiliares, van accionadas por motores eléctricos.

A su vez, en cada uno de esos sistemas la maquinaria utilizada puede ser distinta, pues por ejemplo en el

arranque continuo es posible emplear rotopalas o minadores y, en el transporte continuo, bandas transportado-ras convencionales, cintas de alta pendiente, mineroductos, etc.

Operaciones básicas y clasificación de equipos El ciclo de explotación minera se puede definir como una sucesión de fases u operaciones básicas aplicadas

tanto al material estéril como el mineral. Según las condiciones del proyecto que se esté llevando a cabo, existirán o no otras operaciones auxiliares o de apoyo cuya misión es hacer que se cumplan con la mayor eficiencia posible las operaciones básicas pertinentes.

Las fases que engloba el ciclo minero son, generalmente, las siguientes: a) arranque, b) carga, c) transporte y d) vertido.

El arranque es la primera de las operaciones por necesidad, para el movimiento de los materiales y consiste en fragmentar estos a un tamaño adecuado para su posterior manipulación por los equipos de fases subsiguien-tes.

L fragmentación de la roca puede efectuarse fundamentalmente por dos métodos bien definidos: indirec-tos, es decir, por medio de la energía liberada por los explosivos colocados en el interior de los macizos rocosos dentro de los barrenos y directos, por acción mecánica de una herramienta montada sobre un equipo.

La carga consiste en la recogida del material ya fragmentado para depositarlo seguidamente, en la mayoría de los casos, sobre otro equipo o instalación adyacente.

El transporte es la fase que posee en la actualidad una mayor repercusión económica sobre el ciclo de ex-plotación y que puede efectuarse entre un 40 a 60% del coste total e incluso de la inversión en equipos principa-les. Se basa en la extracción o desplazamientos de los diferentes materiales hasta las plantas de tratamiento, en el caso de los minerales, o hasta vertederos, en el caso de los estériles.

Según el transporte se lleve a cabo dentro de los límites propios de la explotación e instalaciones mine-ralúrgicas, o fuera de ellas, se suele hablar de transporte interno o externo. En este último grupo se incluyen sis-temas tales como el realizado por barcos, por ferrocarril, etc.

La operación de vertido, normalmente, las realizan las propias maquinas que realizan el transporte ayuda-das por equipos auxiliares.

De acuerdo con una serie de consideraciones específicas que se analizaran más adelante para cada grupo de maquinas, las combinaciones entre sí pueden ser las siguientes:

a) La fase de arranque es efectuada por unidades distintas por las que realizan la carga y el transpor-te. Un caso puede ser, por ejemplo, aquél en el que el arranque lo realizan tractores de orugas, la carga palas de ruedas y transporte y vertido, volquetes. El ciclo básico estará, pues, constituido por la agregación de las siguien-tes fases individualizadas.

b) Que el mismo equipo realice el arranque y también la carga, como sucede, por ejemplo, con las rotopalas, las excavadoras o minadores, que arrancan y cargan simultáneamente. En este caso el transporte lo realizan otras unidades independientes.

c) Que una misma máquina, debido a sus características constructivas y funcionales, realice por sí sola el arranque, la carga y el transporte. Esto sucede con las mototraillas y con las rotopalas de brazo de descar-ga directa.

La elección del conjunto de equipos necesarios para llevar a cabo un proyecto se suele realizar, normal-

mente, después de definir la fase u operación crítica, en función de la cual se estructurará todo el proceso pro-ductivo teniendo en cuenta una serie de consideraciones.

Las combinaciones que pueden hacerse entre equipos, destinados a una explotación concreta, son muy numerosas, tal que queda ilustrado en la Fig 38, pues pueden ser varias las maquinas que, con diferente diseño y forma de funcionamiento, realicen la misma operación.

No obstante, la tendencia actual se dirige hacia los sistemas continuos, como ya se ha indicado, ya que permiten mayor abaratamiento de los costes de explotación. Es, pues, en los grupos de maquinas de operación continua y en los equipos complementarios donde ha habido un mayor desarrollo e innovaciones en los últimos años.

Maquinas de perforación La fragmentación con voladura se efectúa combinando dos operaciones, consiste en la apertura de un hue-

co o barreno en el macizo rocoso (perforación) y posteriormente colocando en el mismo de un explosivo cuya energía liberada produce la rotura y desplazamiento del material.

La penetración de la roca se realiza mediante la aplicación de energía mecánica sobre una herramienta, o, en algún caso, mediante energía térmica, aunque el avance tecnológico en el diseño y las características de los útiles de acción mecánica, prácticamente, ha eliminado este ultimo sistema.

Los dos grandes métodos mecánicos de perforación de rocas son los rotopercutivos y los rotativos: Métodos rotopercutivos: son los más utilizados en casi todos los tipos de rocas, tanto si el martillo

se sitúa en cabeza como en el fondo del barreno. Métodos rotativos: se subdividen, a su vez, en dos grupos, según que la penetración se realice por

trituración, empleando triconos, o por corte utilizando bocas especiales. El primer sistema se aplica en rocas de dureza media a alta y el segundo en rocas blandas.

Los componentes básicos de cualquier sistema de perforación son: o Una cabeza motriz, que convierte la energía original (eléctrica, neumática, hidráulica, etc.)

en energía mecánica que suministra al sistema. o El varillaje o batería de tubos, que transmite la energía hasta la herramienta de pene-

tración o La boca o tricono, que aplica la energía del sistema directamente sobre la roca para lograr

su penetración o El fluido en circulación, que evacua el detritus producido, refrigera la herramienta y, en

ocasiones, estabiliza las paredes del barreno. Los equipos de perforación realizan taladros en diámetros de 50 a 380mm, son autopropulsados sobre rue-

das y orugas, de accionamiento diesel, diesel hidráulicos, o eléctricos, y comprensor incorporado y remolcable. Atendiendo a la resistencia a compresión de las rocas y el diámetro de perforación, se pueden delimitar los

campos de aplicación de los diferentes métodos, tal como se refleja en la Fig 39. Por otro lado según el tipo de trabajo que se realice en obras de superficie, los equipos que más se utilizan

y diámetros más comunes paras las voladuras en banco se recogen en la Fig 40.

Maquinaria de arranque y carga Equipos de arranque continúo

A. Rotopalas: las rotopalas, o excavadoras de rodetes, son equipos dotados de un dispositivo tipo noria, cuyos cangilones realizan las funciones de arranque y carga (Fig 41). El material fragmentado se vierte so-bre un sistema de cintas que lo transporta a su destino. Estos equipos se empezaron a utilizar sobre materiales pocos consolidados, dando su uso en minería a cielo abierto al denominado Método Alemán.

La operación de arranque se realiza por la acción de corte d cada uno de los cangilones de rodetes en el curso de su movimiento de rotación ascendente, se realiza la descarga sobre una cinta transportadora paralela al mismo hasta el eje de giro de la rotopala, transfiriéndose a continuación sobre un sistema de cintas intermedias o directamente sobre un carro tolva o sistema general de transporte.

La fuente de energía primaria es eléctrica, aunque reciente-mente, y en modelos de capacidad más pequeña y media, pueden ser también diesel, y los accionamientos secundaros hidráulicos. Actual-mente existen equipos con capacidad de arranque teórica de hasta 240000m3d/día.

El campo de aplicación de las excavadoras de rodete de cierta capacidad es, por sus dimensiones y por sus altos costes de inversión, muy específico. Desde un punto de vista geomecánicas, actualmente las rotopalas llegan a arrancar materiales con una resistencia al corte de unos 2000N/cm.

B. Minadores: son equipos de arranque selectivos dotados de un cabezal cilíndrico cuya periferia

realiza el arranque de la roca por acción de una serie de herramientas de corte distribuidas sobre la misma. Los diferentes diseños de la cabeza dan lugar a los siguientes equipos.

o Minadores horizontales: son los más usados actualmente y se pueden denominar minado-res continuos de ataque horizontal. En esencia, consisten en un chasis sobre orugas provistos de un tambor o helicoide portapicas, que realiza la excavación del material mediante rozado en profundidades variables, y de los dispositivos de recogida, evacuación y transferencia sobre camiones o sistemas de cintas. El accionamiento es de tipo diesel-hidráulico con potencias de hasta 900kW.

o Minadores de rodete: este equipo es un hibrido entre rotopala y minador horizontal. Monta en un lateral o rodete de eje horizontal, con cangilones distribuidos en su periferia, que arranca el material por pasadas sucesivas. El sistema de recogida, evacuación y transferencia es similar al descrito en el equipo ante-rior, así como su accionamiento de tipo diesel-hidráulico y potencias de hasta 1200kW.

o Minadores de cabeza móvil: son una adaptación a cielo abierto de los minadores sub-terráneos (Fig 42). consisten en un chasis sobre orugas, con uno o varios brazos, de orientación y alcance variable en cuyo extremo se sitúa al cabezal de corte. El material fragmentado desliza por gravedad sobre un sistema de carga y evacuación, con transferencia final sobre camiones, cintas o montones paralelos al frente de trabajo. Los cabezales de corte pueden girar en línea con el eje del brazo o perpendicularmente a este. Su accionamiento es diesel o electro-hidráulico.

C. Monitor hidráulico: consiste en un cañón de agua cuyo efecto sobre el material a arrancar es su disgregación y posterior arrastre hacia zonas determinadas. Se aplica en materiales escasamente consolidados, como los que caracterizan los depósitos aluviales y suelos de recubrimiento. El monitor consiste en un cañón orientable con movimiento automático en los planos horizontal y vertical, dispuesto sobre patines para facilitar su traslado y conexión general de suministro de agua.

El cuerpo del monitor tiene un diseño curvo S, que elimina las componentes de la fuerza de reacción, per-mitiendo un fácil manejo (Fig 43). El tramo curvo es de una sola pieza, sin soldaduras para reducir las pérdidas de carga y fisuras.

Los parámetros las importantes del equipo son el diámetro de la tobera y la presión de trabajo. Los valores más frecuentes corres-ponden a diámetros superiores de 75mm con presiones entre 0,6 y 1 MPa, suministradas por bombas centrifugas individuales o montadas en serie con potencias por encima de 150kW.

Equipos de arranque discontinuo

A. Tractores de orugas: son equipos de gran versatilidad, con equipos de actuación que van desde servicios auxiliares hasta equipos de producción en arranque (escarificado), y transporte (empuje). El sistema de traslación es sobre orugas, y como elementos de trabajo disponen de un escarificador o riper, que es una herra-mienta en forma de reja de arar situada en la parte poste-rior, y una hoja para el empuje de los materiales fragmenta-dos (Fig 44). su accionamiento es diesel con potencias que llegan hasta los 600kW.

Sobre el riper se ejercen dos acciones básicas, una de presión hacia abajo para penetrar en la roca y otra de trasla-ción para desgarrarla, unidas al movimiento circular oscilan-te que el diseño de la herramienta permite. Muy reciente-mente. Se ha desarrollado un nuevo riper dotado de un mo-vimiento vibratorio que actúa como un martillo hidráulico de impactos, lo que posibilita la excavación de rocas de ma-yor dureza y resistencia.

B. Excavadoras de cables: son los equipos mineros más antiguos y más utilizados en operaciones de

carga y arranque de materiales poco consolidados (Fig 45). Como características generales de diseño y operación destacan:

o Montaje sobre orugas o Giro completo de la superestructura o Elevación de la cuba por cables y empuje por cable o cremallera y piñón o Potencia instalada de hasta 4500kW, con accionamiento fundamentalmente eléctrico.

La descarga se realiza sobre volquetes o tolvas de alimentación a sistemas de transporte por cinta y, en al-

gunos casos, transfieren directamente los materiales, como en las cubiertas de carbón. Las fuerzas de arranque se consiguen combinando las de elevación y empuje sobre el cazo.

C. Excavadoras hidráulicas: son equipos que han alcanzado un rápido desarrollo en los últimos 10 años aplicados inicialmente en la obra pública como retroexcavadoras, introduciéndose luego en minería como sistemas de carga frontales y tamaños en progresivo aumento (Fig 46). sus características básicas son:

o Accionamiento diesel o electrohidráulico con potencia de hasta 1800kW. o Sistemas de arranque y carga, frontal o retro o Montaje sobre orugas o Superestructura con

giro completo y diseño compacto Su campo de aplicación, como equipo

de arranque directo, permite la realización de excavaciones de obras de drenaje, trincheras, etc., para tamaños pequeños y los equipos mayores, de carga frontal, desempeñan fun-ciones de arranque y carga sobre volquetes o instalaciones de trituración y transporte con-tinuo.

Frente a las excavadoras de cables, pre-sentan la ventaja de disponer de un tercer movimiento del cazo, que las dotas de una mayor versatilidad y capacidad de arranque de las rocas, al penetrar en estas aprovechando los planos de debilidad (Fig 47)

D. Palas cargadoras: son unidades de ruedas o cadenas dotadas de un cucharon en la parte delante-ra. Son equipos muy versátiles, utilizadas en funciones de carga y transporte fundamentalmente, tanto en obra pública como en minería (Fig 48). Las características generales de diseños son:

o Chasis articulado (modelos de ruedas) o Accionamiento diesel o diesel eléctrico y potencias de hasta 1000kW.

Compite con las excavadoras descritas en los apartados anteriores, basándose en su rapidez, movilidad y

versatilidad, aunque su capacidad de arranque es muy limitada, utilizándose en formaciones poco consolidadas o pilas de material suelto.

Esta capacidad de arranque depende fundamentalmente de la inercia con la que se desplaza la maquina, la cinemática del equipo de carga y dimensiones del cazo.

E. Dragalinas: son equipos cuyas características básicas es su gran alcance y posibilidad de excava-ción móvil de mayores dimensiones existentes en la minería a cielo abierto (Fig 49). el movimiento de traslación se consigue a través de orugas o mediante sistemas de patines desplazables, que caracterizan los dos tipos de dragalinas existentes.

El accionamiento es diese con potencias de hasta 1500kW, para las montadas sobre orugas y eléctrico para las de patines con potencias de hasta 18000kW. El uso de dragalinas está indicado en operaciones donde el material arrancado es transferido directamen-te a distancias cortas, inferiores a 120m.

La capacidad de excavación depende no solo de las características resistentes de la roca sino incluso de su disposición estructural. En ocasiones, el arranque se combina con prevo-laduras de máxima proyección.

F. Mototraillas: es un equipo de movimiento de tierras con capacidad para arrancar materiales en capas horizontales, cargar, transportar y verter igualmente en tongadas. La unidad articulada consiste básicamen-te en un tractor con una caja y dos o tres ejes. Los diversos tipos existentes se caracterizan por poseer uno o dos motores (hasta 700kW), acoplados a cada eje, y una carga directa o un mecanismo autocargable. Su ámbito de trabajo se halla limitado a materiales escasamente consolidados o sometidos a preparación previa.

Maquinaria de transporte Dentro del conjunto de los equipos de transporte, los camiones extravíales constituyen el sistema más ex-

tendido e importante actualmente en la minería. Estos vehículos pueden clasificarse, según su diseño y modo operativo, en dos grandes grupos:

A. Volquetes

o Unidades generalmente de dos ejes (uno de dirección y otro motriz) y de tres ejes en los de mayor capacidad o en las unidades pequeñas articuladas (un eje de dirección y dos motrices)(Fig 50)

o Capacidades desde 30 a 320tn o Potencias desde 225 a 2250HP o Taras desde 30 a 265tn o Transmisiones mecánicas o eléctricas.

B. Camiones con descargas por el fondo o Unidades tipo tractor-remolque de tres ejes

o de chasis rígido con dos ejes (Fig 51) o Capacidades desde 70 a 180tn o Potencias desde 315 a 1100HP o Taras desde 45 a 170tn

Los volquetes han crecido en tamaño desde las 5tn de capacidad en 1935 hasta las 350tn alcanzadas en

1978. Desde esa fecha hasta estos momentos, no ha aparecido en el mercado otras unidades, debido, básicamen-te, a las limitaciones impuestas por los neumáticos, las dimensiones de los motores y transmisiones. No obstante, con la mejora de los materiales de construcción y las nuevas técnicas de diseño es previsible que en el año 2000 se supere el umbral de las 700tn de capacidad.

Maquinaria auxiliar La flota de equipos que habitualmente se utiliza en las labores de conservación e, incluso, apertura de pis-

tas, está formada por las siguientes maquinas:

o Motoniveladoras: para el extendido de materiales de aportación y reperfilado de las superficies de rodadura

o Tractores de orugas y ruedas: para la excavacion y relleno de zonas muy deterioradas, construc-ción de nuevos trazados y retirada de grandes piedras

o Camión de riego: para eliminar el polvo de las pistas manteniendo el grado de humedad y/o co-hesión de los materiales superficiales

o Volquetes: para el transporte de los materiales de aportación o Rodillo compactador: para la compactación de los materiales incorporados al firme o Excavadora hidráulica: para la preparación de obras de drenajes y desagüe y limpieza de cunetas o Vehículo todo terreno: para la inspección y supervisión del estado de las pistas.