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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA
FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA Y METALURGICA
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
“SISTEMA DE VENTILACIÓN DE LA MINA
CARAHUACRA”
INFORME DE SUFICIENCIA
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE
INGENIERO DE MINAS
PRESENTADO POR:
SERGIO FERNANDO CCAHUA JORGE
Lima - Perú
2012
ii
DEDICATORIA
A mi familia, el principal motivo de mi felicidad y existir. En especial a mis
padres Juan y Juanita, que a pesar de mis debilidades, siempre están
conmigo para brindarme su fortaleza y alegría. Y a mis queridos
hermanos Roberto, Laura y Saúl que son mi estimulo para seguir
adelante.
iii
AGRADECIMIENTO
Mi eterno agradecimiento a la Empresa VOLCAN S.A.A. en especial a la
Unidad Minera Carahuacra, por brindarme la oportunidad para el
desarrollo de este trabajo y a mis colegas del área por su constante
apoyo.
Otro sincero y profundo agradecimiento a todas aquellas personas que
contribuyeron en mi crecimiento profesional, desde el más humilde de los
ayudantes al más exigente de los maestros. Y también aquellos
profesionales que compartieron más que una mesa de trabajo, me
brindaron su amistad, en especial mi eterno agradecimiento al Ing.
Roberto Hinostroza de la Cruz.
iv
RESUMEN
El presente trabajo titulado “SISTEMA DE VENTILACION DE LA MINA
CARAHUACRA”, describe y analiza cada una de las etapas que se
deben llevar a cabo en el planeamiento y diseño de labores para el
mejoramiento del sistema de ventilación. El objetivo planteado es brindar
mediante datos reales los requerimientos necesarios para el buen
desempeño de nuestra mina, para ello hago uso de tablas de cálculo para
un mejor entendimiento del mismo.
El conocimiento de minería subterránea, planeamiento minero son de vital
importancia en nuestra área, ya que el diseño de proyectos como raice
boring, chimeneas u otras labores deben materializarse antes de darse
inicio a la explotación del mineral a costos factibles a la administración. Si
bien el uso de herramientas como software para esta área, facilita el
ahorro de tiempo en nuestros cálculos, sugiero el desarrollo mediante el
EXCEL, para de esta manera poder entender cada uno de los pasos que
nos lleva a nuestros resultados.
v
INDICE
DEDICATORIA ii
AGRADECIMIENTO iii
RESUMEN iv
INDICE v
INDICE DE GRÁFICOS ix
INDICE DE TABLAS x
CAPITULO I: GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO 01
1.1. UBICACIÓN GEOGRAFICA 02
1.2. GEOLOGIA REGIONAL 03
1.2.1. Antecedentes 03
1.2.2. Secuencia Litológica 03
1.2.2.1. Grupo Excelsior 03
1.2.2.2. Grupo Mitu 04
1.2.2.3. Grupo Pucará 05
1.2.2.4. Grupo Goyllarisquizga 05
1.2.2.5. Grupo Machay 05
vi
1.3. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL 07
1.3.1. Plegamiento 07
1.3.2. Fracturamiento 07
1.4. GEOLOGÍA ECONÓMICA 08
1.4.1. Vetas 10
1.4.2. Mantos 10
1.4.3. Cuerpos 10
CAPITULO II: RECURSOS Y RESERVAS MINERALES 12
2.1. RECURSOS MINERALES 12
2.1.1. Recurso Mineral Inferido 12
2.1.2. Recurso Mineral Indicado 13
2.1.3. Recurso Mineral Medido 13
2.2. RESERVAS MINERALES 14
2.2.1. Reserva Mineral Probable 14
2.2.2. Reserva Mineral Indicado 15
2.3. SUMARIO DE RESERVAS 16
2.4. SUMARIO DE RECURSOS 17
CAPITULO III: METODO DE EXPLOTACION 18
3.1. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE 18
3.2. METODO POR SUBNIVELES 19
3.3. PRODUCCIÓN 20
CAPITULO IV: CIRCUITO DE VENTILACIÓN 22
4.1. VENTILACIÓN DE MINAS 22
4.1.1. Definición 22
vii
4.1.2. Factores De Ventilación 22
4.1.2.1. Volumen De Aire 22
4.1.2.2. Velocidad 23
4.1.2.3. La Presión 23
4.1.2.4. El Sentido De Flujo 23
4.1.2.5. Área Y Perímetros 23
4.1.2.6. Distribución Del Aire 23
4.1.2.7. Balance De Distribución 24
4.1.2.8. La Resistencia 24
4.1.2.9. Factor De Fricción 24
4.2. TIPOS DE VENTILACIÓN 24
4.2.1. Ventilación Natural 24
4.2.2. Ventilación Mecánica 25
4.2.3. Ley Básica de la Ventilación 25
4.3. TIPOS DE CIRCUITOS EN LA VENTILACIÓN 26
4.3.1. Circuitos En Serie 26
4.3.2. Circuitos En Paralelo 27
4.4. MONITOREO DE VENTILACIÓN 27
4.4.1. Necesidades De Aire 28
4.4.2. Necesidad Vital De Los Hombres 29
4.4.3. Dilución y Traslado 29
4.4.4. Para Los Equipos Diesel 30
4.4.5. Para dar Confort 30
4.4.6. Cantidad Total De Aire Necesario 30
viii
4.5. BALANCE GENERAL DE AIRE 31
4.6. DIAGRAMA UNIFILAR 34
4.7. DIAGRAMA ISOMÉTRICO 34
CAPITULO V: PLANEAMIENTO Y DISEÑO 35
5.1. PLANEAMIENTO Y DISEÑO DE VENTILACIÓN 35
5.2. DETERMINACIÓN DE LA CAIDA DE PRESIÓN 38
5.3. SELECCIÓN Y ELECCIÓN DEL VENTILADOR 42
5.3.1. PROCEDIMIENTO DE UTILIZACIÓN 43
CAPITULO VI: COSTOS DE LA VENTILACIÓN 45
6.1. COSTOS FIJOS 45
6.2. COSTOS OPERACIONALES 46
6.3. CÁLCULO DEL DIAMETRO ECONÓMICO 47
6.3.1. Costo de Operación 47
6.3.2. Costo de Capital 48
CONCLUSIONES 50
RECOMENDACIONES 51
BIBLIOGRAFÍA 52
ANEXOS 53
ix
INDICE DE GRÁFICOS
FIGURA 1: Plano De Ubicación De La Mina Carahuacra 2
FIGURA 2: Mapa Geológico Regional 4
FIGURA 3: Columna Estratigráfica Generalizada 6
FIGURA 4: Plano Geológico Estructural Mina Carahuacra 9
FIGURA 5: Sección Geológica De La Mina Carahuacra 11
FIGURA 6: Relación entre Recursos y Reservas 15
FIGURA 7: Diagrama Esquemática del Cuerpo Huaripampa 38
FIGURA 8: Curvas Para La Selección Del Ventilador 42
x
INDICE DE TABLAS
TABLA 1: Reservas De Mineral De La Mina Carahuacra 16
TABLA 2: Sumario De Variación De Reservas 16
TABLA 3: Recursos De Mineral Mina Carahuacra 17
TABLA 4: Producción Mensual – Diciembre 2011 21
TABLA 5: Mapeo De Ventilación De Los Niveles 820, 870 Y 920 31
TABLA 6: Mapeo De Ventilación De Los Niveles 970 Y 1020 32
TABLA 7: Balance De Aire De La Mina Carahuacra 33
TABLA 8: Determinación De La Resistencia Del Cpo. Huaripampa 38
TABLA 9: Factor De Fricción Y Longitudes Equivalentes 39
TABLA 10: Presión Barométrica Y Densidad Del Aire 40
TABLA 11: Factores De Corrección Por Altitud Y Temperatura 41
TABLA 12: Cálculo del Diámetro Económico de una Galería 49
1
CAPITULO I: GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO
1.1. UBICACIÓN GEOGRÁFICA Y ACCESIBILIDAD
La Mina Carahuacra se encuentra ubicada en el distrito y provincia de
Yauli, departamento de Junín, en el flanco oriental de la Cordillera
Occidental de los Andes Centrales del Perú, a 110 km en línea recta de la
ciudad de Lima. Sus coordenadas geográficas son 76° 05’ de longitud
oeste y 11°43’ latitud sur, la altitud media del distrito es de 4,550 metros
sobre el nivel del mar.
Es fácilmente accesible utilizando la carretera central hasta el kilometro
ciento cincuenta y cinco, de allí un desvío cerca a la localidad
Pachachaca, 18 km de trocha afirmada conduce hacia la Unidad de
producción Carahuacra. Por otro lado, el ferrocarril central, tiene una
estación en Yauli a cinco kilómetros de la unidad, el cual sirve para el
transporte de los concentrados.
2 Figura 1 Plano de ubicación de la Mina Carahuacra
Fuente: Departamento de Geología – UEA Carahuacra
3 1.2. GEOLOGIA REGIONAL
1.2.1. Antecedentes
La Mina Carahuacra está localizada en el flanco occidental del “Anticlinal
de Yauli” que es una amplia estructura regional de naturaleza domática.
Esta estructura denominada "Complejo Domal de Yauli" o "Domo de
Yauli" está constituido por varias unidades litológicas cuyas edades van
desde el Paleozoico Inferior hasta el Cretáceo Inferior, arregladas en una
serie de anticlinales y sinclinales de ejes aproximadamente paralelos. El
depósito mineral de Carahuacra se localiza en el llamado "Anticlinal de
Chumpe", cuyo eje se alinea en dirección N45ºW, mostrándose doble
hundida hacia el NW y hacia él SE.
1.2.2. Secuencia Litológica
En la unidad Carahuacra la secuencia litológica se extiende desde el
Paleozoico hasta el Cretáceo superior.
1.2.2.1. Grupo Excélsior (Siluriano – Devoniano)
Las rocas más antiguas que afloran en el área son las del Grupo Excélsior
y conforman el núcleo del Anticlinal de Chumpe. La potencia de este
grupo es desconocida; sin embargo, J.V. Harrison (1943) determinó una
potencia de 1800 m para una secuencia equivalente en los alrededores
de Tarma. Este Grupo está constituido por lutitas, pizarras, esquistos,
volcánicos verdes, tufos, calizas, filitas y se ubica como Silúrico-
Devónico.
4 Figura 2 Mapa Geológico Regional
Fuente: Departamento de Geología – UEA Carahuacra
En Yauli las pizarras son de color gris a negro conocido como las filitas y
contienen numerosos lentes de cuarzo, los que han sido interpretados
como el resultado del metamorfismo regional.
5 1.2.2.2. Grupo Mitu (Pérmico)
Las rocas del grupo Mitu, yacen discordantemente sobre las filitas
Excélsior. Este Grupo parece tener dos fases: una sedimentaria de
ambiente continental que presenta conglomerados, areniscos de color
rojo ladrillo y la segunda denominada "Volcánico Catalina" que presenta
brechas y derrames volcánicos.
1.2.2.3. Grupo Pucará (Jurasico)
Sobre los Volcánicos Catalina, en discordancia erosional, se emplaza una
inter estratificación de calizas y tufos, que parecen pertenecer a la
formación Condorsinga del Grupo Pucará; toda esta secuencia tiene un
rumbo promedio de N45ºW y buzamiento de 50º al SW. Las calizas varían
de color gris claro a gris oscuro, son de grano fino; hay zonas donde
están fuertemente brechadas y alteradas hidrotermalmente (silicificación y
recristalización).
1.2.2.4. Grupo Goyllarisquizga (Cretácico Inferior)
Sobre las calizas Condorsinga, yacen en aparente conformidad las
areniscas Goyllarisquizga. Este grupo consiste de areniscas de color
amarillento, localmente con apariencia cuarcítica. El Grupo
Goyllarisquizga, ha sido atribuido al Valanginiano - Aptiano.
1.2.2.5. Grupo Machay (Cretácico Superior)
Sobreyaciendo concordantemente a las rocas del Grupo Goyllarisquizga
se encuentran las calizas del Grupo Machay, sin embargo, por su
6 litología, calizas, calizas dolomíticas, margas y lutitas gris oscuras, se
podrían considerar tentativamente que se tratan de las formaciones
Chulec y Pariatambo. La potencia del grupo varía entre los 250m y 300m.
Figura 3 Columna Estratigráfica Generalizada
Fuente: Departamento de Geología – UEA Carahuacra
7 1.3. GEOLOGIA ESTRUCTURAL
1.3.1. Plegamiento
El domo de Yauli donde está ubicado la mina Carahuacra está formado
por una serie de anticlinales y sinclinales de los cuales, los anticlinales de
Chumpe y de Yauli son los más importantes, sus ejes tienen un rumbo
promedio N 40º W. El anticlinal de Chumpe es considerado como el
extremo SW del Domo de Yauli, donde la mayor acción del plegamiento
ha tenido lugar; en estas zonas las pizarras del grupo Excélsior han sido
levantadas en su mayor extensión. El anticlinal de Chumpe, en su
dimensión mayor, de NO a SE, tiene aproximadamente 16 kilómetros
mientras que su dimensión menor tiene 4 kilómetros. El flanco occidental
tiene un buzamiento de 55º al SW, mientras que el flanco oriental buza
30º al NE. El núcleo de este anticlinal está formado por rocas del Grupo
Excélsior; el flanco occidental está compuesto por calizas Pucará y
areniscas Goyllarisquizga; en el flanco oriental se extienden las rocas del
Grupo Mitu por varios kilómetros y sobre éstas las del Grupo Pucara.
1.3.2. Fracturamiento
El fracturamiento en el área de la mina Carahuacra, parece ser el
resultado de las fuerzas compresivas e intrusiones que dieron lugar a la
formación del Domo de Yauli.
Probablemente a fines del Cretácico, el plegamiento "Peruano", fuerzas
de compresión de dirección NE – SW, comenzaron a formar el anticlinal
8 Chumpe, a medida que las fuerzas de compresión aumentaban de
intensidad durante el plegamiento "Incaico", los estratos inferiores de
caliza resbalaron sobre los volcánicos subyacentes, dando lugar a la
formación de repetidas fallas inversas acompañadas de pliegues de
arrastre (los sobre escurrimientos y fallas inversas encontrados al oeste
de San Cristóbal, en las calizas del grupo Pucará, pueden pertenecer a
este sistema). Fuerzas tensionales al cesar momentáneamente las
compresivas dieron lugar a la formación de fracturas longitudinales
paralelas al eje del anticlinal Chumpe, las cuales fueron posteriormente
rellenadas por los diques de alaskita que ocurren en el núcleo de dicho
anticlinal. Al seguir actuando las fuerzas de compresión dio lugar a la
formación de fracturas de cizalla de rumbo E - O; la veta principal San
Cristóbal y la veta Virginia al pasar a las filitas y la veta Prosperidad.
Durante el Plegamiento "Quechua", el anticlinal Chumpe continuo siendo
afectado por fuerzas de compresión, además de la intrusión de los stocks
de monzonita cuarcífera, produjeron un levantamiento y arqueamiento del
anticlinal, lo cual produjo fracturas de tensión; Virginia, Ferramina, San
Cristóbal, Catalina, Polonia, en la zona de los volcánicos.
1.4. GEOLOGÍA ECONÓMICA
La complejidad geológica del distrito ha dado lugar a la formación de una
variedad de depósitos minerales que se extienden ampliamente en él.
Después de la última etapa del plegamiento "Quechua" y la formación de
9 Figura 4 Plano Geológico Estructural Mina Carahuacra
Fuente: Departamento de Geología – UEA Carahuacra
las fracturas de tensión, vino el período de mineralización; soluciones
residuales mineralizantes originadas probablemente de los stocks de
monzonita cuarcífera, invadieron el área dando lugar a la formación de
10 vetas, mantos y cuerpos; sin embargo es necesario aclarar que en los
últimos años se trata de explicar el origen de los mantos como
mineralización exhalativo-sedimentario (Jurásico), que se emplazaría en
forma conjunta a la deposición de las calizas, mediante el aporte de
mineral a partir de grifones; y el de los cuerpos como un sistema mixto
entre ambos (mineralización Jurásica-Terciaria).
1.4.1. Vetas
Las vetas o filones fueron formadas principalmente por relleno de
fracturas, siendo mejor mineralizadas aquellas que se formaron a lo largo
de fracturas de tensión; las fallas de cizalla por contener mucho panizo
no fueron bien mineralizadas o pobremente mineralizadas. Estas se
encuentran localizadas en todo el distrito minero, con su mayor desarrollo
en los volcánicos del grupo Mitu.
1.4.2. Mantos
Los Mantos se encuentran localizados en el flanco oeste del anticlinal, en
las calizas Pucará; a partir del contacto con los volcánicos Mitu y se
ubican concordantemente con la estratificación.
1.4.3. Cuerpos
Al igual que los mantos se encuentran localizados en el flanco oeste del
anticlinal, en las calizas Pucará, y se forman por la unión de varios
mantos o en la intersección de una veta con algún manto.
11 Figura 5 Sección Geológica de la Mina Carahuacra
Fuente: Departamento de Geología – UEA Carahuacra
12
CAPITULO II: RECURSOS Y RESERVAS
2.1. RECURSOS MINERALES
Un ‘Recurso Mineral’ es una concentración u ocurrencia de interés
económico intrínseco dentro o fuera de la corteza terrestre en forma y
cantidad tal como para demostrar que hay perspectivas razonables para
una eventual extracción económica. La ubicación, cantidad, contenido
metálico, características geológicas y continuidad de un recurso mineral
se conocen, estiman o interpretan desde una evidencia y conocimiento
geológicos específicos. Los Recursos Minerales se subdividen, según
confianza geológica ascendente, en categorías de Inferidos, Indicados y
Medidos.
2.1.1. Recurso Mineral Inferido
Un ‘Recurso Mineral Inferido’ es aquella parte de un yacimiento mineral
para la cual se puede estimar el tonelaje y contenido metálico con un bajo
nivel de confianza. Se le infiere por la evidencia geológica y se le asume,
13 pero no se verifica la continuidad geológica y/o el contenido metálico. Se
basa en información reunida por medio de técnicas apropiadas de
afloramientos, zanjas, cateos, calicatas, taladros de perforación que
pueden ser limitados o de incierta calidad y confiabilidad.
2.1.2. Recurso Mineral Indicado
Un ‘Recurso Mineral Indicado’ es aquella parte de un yacimiento mineral
para la cual se puede estimar el tonelaje, peso especifico del mineral, la
forma, las características físicas y el contenido metálico con un razonable
nivel de confianza. Se basa en información reunida por medio de técnicas
apropiadas de lugares tales como afloramientos, zanjas, calicatas,
trincheras, pozos y taladros de perforación. Los lugares de muestreo y
estudio se encuentran muy distanciados el uno del otro o distanciados de
manera inapropiada como para confirmar la continuidad geológica y/o del
contenido metálico, pero se encuentran lo suficientemente próximos el
uno del otro como para asumir dicha continuidad.
2.1.3. Recurso Mineral Medido
Un ‘Recurso Mineral Medido’ es aquella parte de un yacimiento mineral
para la cual se puede estimar el tonelaje, el peso específico del mineral, la
forma, las características físicas, y el contenido metálico con un alto nivel
de confianza. Se basa en una información detallada y confiable de la
exploración, del muestreo y evidencias reunidas por medio de técnicas
apropiadas en lugares tales como afloramientos, zanjas, calicatas,
14 trincheras, pozos y taladros de perforación. Los lugares de muestreo y
estudio se encuentran lo suficientemente próximos el uno del otro como
para confirmar una continuidad geológica y/o del contenido metálico.
2.2. RESERVAS MINERALES
Una ‘Reserva de Mena’ es la parte económicamente explotable de un
Recurso Mineral Medido o Indicado. Incluye los factores de dilución y
tolerancias por pérdidas que pueden ocurrir cuando se explota el mineral.
Considera que se han llevado a cabo evaluaciones apropiadas que
podrían incluir estudios de factibilidad e incluyen tomar en cuenta factores
mineros, metalúrgicos, económicos, de mercado, legales, ambientales,
sociales y gubernamentales. En el momento de la presentación del
informe estos cálculos demuestran que la explotación podría justificarse
razonablemente. Las Reservas de Mena se subdividen según un orden de
mayor confianza en Reservas Probables de Mena y Reservas Probadas
de Mena.
2.2.1. Reserva Mineral Probable
Una ‘Reserva Probable de Mena’ es la parte explotable de un Recurso
Mineral Indicado, y en algunas circunstancias de un Recurso Mineral
Medido. Incluye materiales que se diluyen y tolerancias de pérdidas que
pueden ocurrir cuando se extrae el material, y que se han llevado a cabo
cálculos apropiados que pueden incluir estudios de factibilidad y toman en
cuenta factores mineros, metalúrgicos, económicos, de mercado, legales,
15 ambientales, sociales y gubernamentales. En el momento de la
presentación del informe estos cálculos demuestran que la extracción
podría justificarse razonablemente.
Figura 6 Relación entre Recursos y Reservas
Fuente: Código de Estándares de Reporte – Bolsa de Valores de Lima
2.2.2. Reserva Mineral Probada
Una ‘Reserva Probada de Mena’ es la parte económicamente explotable
de un Recurso Mineral Medido. Incluye materiales que se diluyen y
pérdidas que pueden ocurrir cuando se extrae el material y que se han
llevado a cabo cálculos apropiados que pueden incluir estudios de
factibilidad y toman en cuenta factores mineros, metalúrgicos,
económicos, de mercado, legales, ambientales, sociales y
16 gubernamentales. En el momento de la presentación del informe estos
cálculos demuestran que la extracción podría justificarse razonablemente.
2.3. SUMARIO DE RESERVAS
Las reservas estimadas para Carahuacra han sufrido un sustancial
incremento debido a la persistencia de la mineralización en profundidad
de las vetas Mary y ML las mismas que han sido reconocidas con una
intensa campaña de perforación diamantina con resultados favorables en
espesor y leyes de Zn y Ag.
Tabla 1: Reservas de Mineral Mina Carahuacra
RESERVAS TMS-RES % Cu % Pb % Zn Oz-Ag/t US-$PROBADO 864,400.00 0.06 0.56 7.97 3.85 114.55PROBABLE 1,460,100.00 0.06 0.51 6.75 3.23 97.68Total General 2,324,500.00 0.06 0.53 7.20 3.46 103.95
La producción obtenida durante el año 2010 en la Mina Carahuacra fue de
346,084 TMS de las cuales el 60% corresponde a Mina Carahuacra-
Subterráneo y el 40% a Mina Carahuacra-Superficie (Tajo Carahuacra
norte).
Tabla 2: Sumario de Variación de Reservas
TMS1,920,300
539,700-346,084750,284
2,864,200
CategoriasReserva de Mineral al 31-12-09Reservas Estimadas por Exploracion y Desarrollo 2010Mineral Roto de Reservas 2010Reservas Reestimadas y ReclasificadasReservas de Mineral al 31-12-10
17 2.4 . SUMARIO DE RECURSOS
Luego de aplicar al total de Recursos Minerales con los factores
económicos que sirven de base para la estimación de Reservas (factores
de minado, procesamiento, metalurgia, economía, mercadeo, legales,
ambientales, sociales y gubernamentales), y algunos bloques pasaron a
reservas por el alto precio de los minerales y las variaciones favorables de
éstos factores económicos. Paralelo a ello se buscará otorgarles mayor
certeza recopilando información geológica.
Tabla 3: Recursos de Mineral Mina Carahuacra 2011
RECURSOS TMS-RES % Cu % Pb % Zn Oz-Ag/t US-$MEDIDO 685,000 0.01 0.43 2.19 1.39 35.74INDICADO 1,856,300 0.02 0.42 2.32 1.37 36.99Total General 2,541,300 0.02 0.42 2.28 1.38 36.65
RECURSOS TMS-RES % Cu % Pb % Zn Oz-Ag/t US-$INFERIDO 2,997,200 0.10 0.37 9.21 4.14 126.88Total General 2,997,200 0.10 0.37 9.21 4.14 126.88
18
CAPITULO III: MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
3.1. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE
Los cuerpos de Carahuacra se explotan por el método de Corte y Relleno
Ascendente con Paneles, método que en la práctica viene a ser un Corte
y Relleno con Cámaras y Pilares utilizando relleno hidráulico para formar
o crear pilares artificiales. El área total del cuerpo se define mediante la
preparación de subniveles de 3.5 x 3.5 m, dejando un puente de 3 m con
respecto al nivel de extracción, luego se le divide en paneles diseñados
transversalmente al eje mayor para tener mejores condiciones de
sostenimiento. Las dimensiones finales de cada panel son de 5 x 5 m y la
secuencia de avance se realiza de manera alternada para posibilitar un
adecuado ciclo con las fases de limpieza y relleno. La perforación se
realiza con máquinas jack legs y la limpieza con scoops eléctricos de
1.5yd³. Las chimeneas de extracción están ubicadas estratégicamente y
se conservan con anillos metálicos. Al concluir la explotación de todos los
19 paneles se procede al cambio de piso y reinicio de la secuencia de
minado, piso por piso sucesivamente.
3.2. METODO POR SUBNIVELES O TALADROS LARGOS
La aplicación de dicho método en la unidad Carahuacra es relativamente
nueva. El desarrollo de labores para la profundización de la mina
Carahuacra, han dado pie al encuentro de vetas, que ya se conocían en
los niveles supra yacentes, de potencias mayores; las cuales de acuerdo
a las evaluaciones geomecánicas, favorecen para la explotación por
taladros largos.
La preparación para dicho método consiste en el desarrollo de dos
rampas de producción, con sección de 4 x 4m, desarrolladas a partir de
un by pass de la misma sección, con pendientes de 12% positiva y
distanciadas entre los 200 a 300 metros, a partir de las cuales se
desarrollan subniveles que conectan ambas rampas, el pilar o banco entre
subniveles posee un distancia entre los 7 a 8 metros.
La explotación se inicia con la preparación de una chimenea, en la parte
central de la galería base hacia su subnivel contiguo supra yacente, el
cual servirá como cara libre para los taladros verticales que se perforan
del subnivel superior hacia dicha galería base.
La extracción del mineral se efectuará a través de echaderos y de estos
hacia los volquetes de 25 toneladas. El acarreo de material se realizará
con scoops de 6.0 yd3 de capacidad, las cuales se encargaran tanto de la
20 limpieza de mineral como también del relleno con material detrítico para
los espacios generados por la aplicación de dicho método.
3.3. PRODUCCIÓN
Durante el 2010, la producción de la mina Carahuacra fue de 199,388
toneladas de mineral con leyes promedio de 0.37% Pb, 7.3% Zn y 1.31 oz
Ag/t. El avance en exploración alcanzó 798 metros, mientras que en
desarrollo alcanzó 1,004 metros y en preparación 1,323 metros. En
perforación diamantina se avanzó un total de 8,041 metros.
La producción se consolidó a un nivel de 630 toneladas por día. La
explotación se realizó principalmente en las vetas Yanina, Mary y ML, y
en el cuerpo Huaripampa. Se mejoró el sistema de ventilación mediante el
desarrollo de una chimenea raise boring de superficie, en dos etapas.
Por otro lado, se inició el desarrollo de una rampa del nivel 920 hacia el
nivel 1020, la cual permitirá a futuro mecanizar parcialmente la producción
mediante el uso de sistemas de sostenimiento mecanizado, avances con
jumbos y scoops de mayor capacidad, así como la explotación con
taladros largos.
Hoy en día, nuestra producción es de 21,000 toneladas mensuales, dicho
incremento se debe a la transición que se viene realizando en la
mecanización de nuestras labores, como preparativos para la explotación
por taladros largos; tal como muestra nuestro programa de planeamiento:
21
9.55
10.0
77.
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0.03
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2.85
65.7
20.
3726
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970
SN 7
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54
460
1865
1.00
0.71
1860
0.06
0.11
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22
CAPITULO IV: CIRCUITO DE VENTILACIÓN
4.1. VENTILACIÓN DE MINAS
4.1.1. Definición
Es el arte y ciencia que trata de distribuir y encauzar la circulación de
volúmenes de aire dentro de las operaciones mineras del modo más
económico, ya sea por medios naturales o mecánicos, a fin de satisfacer
las necesidades de oxigeno del personal, de las maquinas y diluir y
transportar los contaminantes sólidos y gaseosos que se generan.
4.1.2. Factores de la Ventilación
4.1.2.1. El Volumen de Aire, Q
La cantidad de aire que viaja por una labor está dada por la ecuación
conocida como la Ley de la Continuidad (Q = A x V), donde A viene a ser
el área de la sección transversal de la labor o ducto y V la velocidad del
aire que atraviesa dicha sección.
23 4.1.2.2. La velocidad, V
Es el avance del aire en la unidad del tiempo de un punto a otro punto. Es
el factor más importante que debe considerarse y determinarse en el
terreno.
4.1.2.3. La Presión
Es la fuerza que necesitamos imprimir para mover un peso de aire y
vencer la presión estática (SP) y la presión de la velocidad (VP).
4.1.2.4. El Sentido del Flujo y su Encausamiento
Es la dirección de avance del aire y el cual hay que encausar según
convenga a las operaciones. El buscar el encauzamiento es una de las
actividades más dificultosas y en mina debe de estar de acorde a la
distribución de aire que requiere las operaciones.
4.1.2.5. El Área de las Galerías y sus Perímetros
El área de las estaciones de ventilación debe estar bien constituida o
acondicionada.
4.1.2.6. La Distribución del Volumen de Aire
Es la actividad que frecuentemente ocurre en mina y es la distribución del
flujo principal que viaja por una galería hacia otras, de modo que el
volumen que ingresa por un punto es igual a los volúmenes que salen del
mismo punto, el cual se conoce como Ley del Equilibrio o Distribución.
24 4.1.2.7. El Balance en la Distribución
La distribución regulada de los volúmenes de aire en mina, se inicia desde
el lugar más aislado hacia la galería de ingreso de aire fresco a fin de que
la distribución sea calculada y balanceada en su cantidad sucesivamente.
4.1.2.8 La Resistencia de un tramo de galería, Hf
Es la perdida de energía o presión de flujo, al pasar de un punto a otro
punto distante de una galería y que está en función de las características
de la labor.
4.1.2.9. El Factor de Fricción, K
Es la aspereza propia de cada tipo de roca o conducto el cual lo
obtenemos de las tablas resultantes de mucha mediciones en campo de
la presión estática por el método de manguera arrastrada.
4.2. TIPOS DE VENTILACIÓN
4.2.1. Ventilación Natural
La ventilación natural es ocasionada por la diferencia de densidades o
peso entre el aire que ingresa y el aire que sale de la mina, lo cual se
debe a la diferencia de temperaturas, es decir que una fuerza de presión
mayor presión empuja a una de presión menor.
25 4.2.2. Ventilación Mecánica
Es ocasionada por la presión que ejerce un ventilador sobre una masa de
aire que envía o succiona dicho fluido y el cual es accionado por un motor
eléctrico que le permite una constante presión sobre el aire que
transporta y en una cantidad fija.
4.2.3. Ley Básica de la Ventilación de Minas
La relación entre la caída de presión o resistencia que ofrece una galería
y el flujo que viaja por esta, viene dada por la expresión “Hf & Q2”,
conocida como la Ley Básica de Ventilación de Minas y que nos sirve
para trazar la curva de resistencia de una mina a diferentes volúmenes.
La resistencia de mina o pérdida de presión o caída de presión y la
resistividad de la mina o de la galería tiene una relación directa, Hf = R.Q2,
donde R es la resistividad del conducto o galería, es decir:
Hf = R.Q2, donde R = �KxPxL5.2xA3
� que es la resistividad propia del conducto
debido a su factor de fricción ‘K’, que depende del tipo de material y
características de la forma del conducto como son el perímetro (P), el
área (A) y la longitud (L).
26 4.3. TIPOS DE CIRCUITOS EN LA VENTILACIÓN DE MINAS
En ventilación de minas hay dos tipos de combinación de galerías por
donde fluye el flujo de los sistemas de ventilación; y son flujos en serie a
través de galerías en línea y flujos en paralelo a través de galerías en
bifurcaciones. Ambas se acoplan para formar una red, la cual tiene que
ser calculada en volúmenes y resistencias para conocer el ventilador o
ventiladores que mejor se adecuan.
4.3.1. Circuitos en Serie
Este circuito presenta las siguientes relaciones:
1. El volumen es el mismo a través de todo el circuito, es decir:
Q t = Q1 = Q2 = Q3 =…
2. La resistencia total es igual a la suma de las perdidas o
resistencias de cada una de las galerías por donde viaja el flujo.
H f = Hf1 + Hf2 + Hf3 +…
3. La relación entre el H T y el Qt está dada:
Hf = RQ2 =R1Q21 + R2Q22 + R3Q23 +…= Q2 (R1 + R2 + R3 +…)
4. Pero como todos los volúmenes son iguales podemos decir:
RT = R1 + R2 + R3 + R4 +…
5. En circuitos en serie los requerimientos de energía eléctrica son
altos, para un determinado volumen, porque los HP para trasladar
el peso del aire son acumulativos.
27 4.3.2. Circuitos en Paralelo
Es cuando el volumen total es distribuido o dividido en varias galerías,
este circuito tiene las siguientes relaciones:
1. Cuando el flujo pasa por galerías en paralelo, el volumen total es la
suma de los volúmenes que pasa por cada ramal.
Q t = Q1 + Q2 + Q3 +…
2. La perdida de resistencia es la misma a través de cualquier ramal
Hf = Hf1 = Hf2 = Hf3 =…
3. 1√𝑅𝑅
= 1√𝑅𝑅1
+ 1√𝑅𝑅2
+ 1√𝑅𝑅3
+…
4. 𝑄𝑄1 = 𝑄𝑄𝑄𝑄� 𝑅𝑅𝑅𝑅1
, 𝑄𝑄2 = 𝑄𝑄𝑄𝑄� 𝑅𝑅𝑅𝑅2
, 𝑄𝑄3 = 𝑄𝑄𝑄𝑄� 𝑅𝑅𝑅𝑅3
5. El costo de la fuerza eléctrica en HP se reduce fuertemente cuando
se establece circuitos en paralelo para un determinado volumen de
aire.
4.4. MONITOREO DE VENTILACIÓN
Para evaluar la calidad y cantidad de aire de una mina se lleva a cabo un
mapeo de ventilación, llamado también levantamiento de ventilación. El
monitoreo o mapeo de ventilación de una mina se inicia con el
reconocimiento de la mina, para ello se requiere los planos de las labores
en el cual se observa y se anota el sentido de flujo y la sección por donde
pasa este, el tipo de roca, sostenimiento, los equipos que se emplean
28 para el transporte, el número de personal que labora, el método de
explotación, la ubicación de ventiladores, la existencia y/o ubicación de
las estaciones de ventilación, la temperatura de las diferentes zonas, la
velocidad del flujo de aire, etc.
El mapeo de ventilación comprende la toma del muestreo de gases, la
toma de velocidades y temperaturas en las estaciones de ventilación de
todo nivel, cálculos y traslados de estos datos de campo a los planos
horizontales en limpio para tener confeccionados los planos de ventilación
que estudiados y analizados nos permite interpretar como está la
ventilación, elaborar las mejoras, proyectos de ventilación y el informe
respectivo.
4.4.1. Necesidades de aire
La cantidad de aire necesario de una mina se calcula en función a los
parámetros establecidos del siguiente modo:
1. Satisfacer la necesidad vital mínima establecida por ley
2. Diluir y trasladar los gases, polvos y calor producidos por las
operaciones mineras
3. Satisfacer las necesidades mínimas para los equipos diesel dentro
de mina
4. Brindar confort a los trabajadores que trabajan en lugares
calurosos.
29 4.4.2. Necesidad Vital De Los Hombres
De acuerdo al D.S. 055 del reglamento minero, el aire necesario para la
necesidad vital de los trabajadores de subsuelo se expresa de la siguiente
manera:
1. Desde los 1500 m.s.n.m. es 3 m3/min por hombre
2. De 1500 a 3000 m.s.n.m. es 4 m3/min por hombre
3. De 3000 a 4000 m.s.n.m. es 5 m3/min por hombre
4. De 4000 a mas es 6 m3/min por hombre.
4.4.3. Dilución Y Traslado De Contaminantes
Según el reglamento minero establece que las velocidades en una mina
nunca deben ser menores a 20 m/min y nunca mayores de 250 m/min, en
el caso se empleen el ANFO, la velocidad no debe ser menor a 25 m/min.
En la práctica por razones de extensión de galerías hay que establecer
velocidades mayores a estas sin que ocasionen un excesivo costo
operacional mensual. Por lo que se recomienda velocidades no menores
a 80 ft /min en para minería clásica y no menor a 110 ft /min cuando se
explotan por minería mecanizada. En cuanto a velocidades máximas
estas no deben ser mayor a 700 ft/min en galerías principales de transito
de personal, mientras que en galerías que trasladan gases y polvos
pueden ser hasta 1300 ft/min, 2200 ft/min o 2600ft/min.
30 4.4.4. Para Los Equipos Diesel
El aire mínimo necesario para los equipos diesel es de 3 m3/min por cada
HP del motor de cada equipo. Este volumen es para lograr una buena
combustión del petróleo y el buen funcionamiento del motor.
4.4.5. Para Dar Confort En Lugares Calurosos
Si hay calor en el lugar la velocidad mínima tentativa es de 350 ft/min y la
máxima de 550 ft/min. Este volumen de aire para el confort es igual:
Q = A x Ve x T
Donde:
A: sección promedio de la labor
Ve: velocidad efectiva (tabla de temperatura efectiva a 30°C);
T: número de labores calientes a mejorar.
4.4.6. Cantidad Total De Aire Necesario
La cantidad de aire total necesario para toda la mina o circuito que
deseamos ventilar es la suma de las diferentes necesidades:
Q T = Q h + Q t + Q Diesel + Q Confort
Si en el lugar no hay equipos diesel o calor estas cantidades son cero y
solo se considera las cantidades para los hombres y para el transporte y
dilución de los contaminantes.
31 4.5. Balance General De Aire
Viene a ser la determinación de la cantidad de aire que ingresa y sale de
la mina la cual se obtiene mediante el mapeo de ventilación, dicho
resultado no debe ser mas del ocho por ciento por aumento de
temperatura y por el aire comprimido ingresantes, para decir que el
levantamiento es aceptable. Por otro lado la cantidad de aire que ingresa
versus las necesidades de cantidad de aire para los hombres, maquinas,
transporte y confort no deben tener un déficit por lo contrario debe ser
positivo por lo menos en un doce por ciento.
Para nuestro caso, los datos obtenidos del levantamiento realizado en la
mina Carahuacra se presentan en el siguiente cuadro.
32
ESTACIÓN LABOR V'PROM. Ancho(m) Alto(m) Sección(m2) Sección(ft2) Caudal(CFM) T(°C)
E 820-01 XC 1685 E 1,128.66 3.50 2.70 8.51 91.51 103,288.33 8.40
E 820-02 XC 1426 S 72.35 3.40 3.40 10.40 111.95 8,099.35 11.60
E 820-03 XC 1426 SA 321.54 3.50 3.00 9.45 101.68 32,694.63 10.40
E 820-04 XC 1865 W 643.08 3.40 2.70 8.26 88.90 57,168.89 7.80
E 820-05 T.V. KP 3500 557.77 2.70 2.40 5.83 62.75 35,001.36 17.00
E 820-06 T.V. KP 3550 249.36 2.60 2.60 6.08 65.46 16,323.80 18.30
E 820-07 XC 1426 N 170.61 2.90 2.80 7.31 78.63 13,415.92 19.30
E 820-08 XC 1874 S 196.86 3.10 2.80 7.81 84.06 16,547.48 10.50
E 820-09 XC 1826 S 406.84 3.00 3.10 8.37 90.06 36,640.86 14.00
E 820-10 XC 1874 N 36.98 3.10 3.20 8.93 96.07 3,552.81 14.00
E 820-11 GL 1934 S 72.18 2.60 2.20 5.15 55.39 3,998.34 14.80
E 820-12 XC 1426 N 249.36 2.70 2.60 6.32 67.98 16,951.64 18.60
E 870-01 GL 1446 W 150.93 2.40 2.40 5.18 55.78 8,418.63 20.20
E 870-02 GL 1446 W 65.62 2.60 2.20 5.15 55.39 3,634.85 20.20
E 920-01 GL 1530 E 91.87 3.00 2.80 7.56 81.35 7,473.06 21.70
E 920-02 GL 1530 E 100.71 2.80 2.40 6.05 65.08 6554.09 24.60
E 920-03 GL 933 E 131.24 2.60 2.50 5.85 62.95 8261.03 23.50
E 920-04 CA 845 951.49 4.20 3.70 13.99 150.49 143189.12 21.30
E 920-05 XC 1918 E 137.80 3.50 3.70 11.66 125.41 17281.45 21.20
E 920-06 RP 886 209.98 4.70 4.90 20.73 223.02 46831.16 19.10
E 920-07 RP 387 314.98 5.20 4.60 21.53 231.64 72961.44 19.50
E 920-08 RP 387 636.51 4.70 4.00 16.92 182.06 115883.23 20.00
E 970-01 XC 1920 E 623.39 3.30 3.00 8.91 95.87 59765.40 26.80
E 970-02 XC 1920 W 689.01 3.20 2.85 8.21 88.32 60852.04 28.00
E 970-03 XC 1920 W 406.84 3.20 2.50 7.20 77.47 31519.02 31.60
E 970-04 XC 807 275.60 2.80 3.00 7.56 81.35 22419.17 26.30
E 970-05 XC 807 275.60 2.50 2.90 6.53 70.21 19349.88 26.30
E 970-06 XC 807 301.85 2.75 3.25 8.04 86.55 26125.52 26.50
E 970-07 XC 807 321.54 2.70 3.00 7.29 78.44 25221.57 26.50
E 970-08 XC 807 157.49 2.90 3.10 8.09 87.06 13710.77 26.60
E 970-09 XC 807 0.00 2.90 3.10 8.09 87.06 0.00 27.00
E 970-10 GL 580 E 314.98 2.90 2.80 7.31 78.63 24767.85 25.30
E 970-11 GL 580 E 95.80 2.70 3.00 7.29 78.44 7514.59 27.30
E 1020-01 XC 840 W 124.68 3.00 2.40 6.48 69.72 8,693.15 24.50E 1020-02 XC 840 E 131.24 3.70 3.00 9.99 107.49 14,107.30 22.80E 1020-03 XC 850 78.74 2.50 2.70 6.08 65.37 5,147.26 25.50E 1020-04 XC 850 459.34 2.80 2.80 7.06 75.92 34,874.27 27.80E 1020-05 XC 840 W 144.36 3.20 3.20 9.22 99.16 14,315.73 22.60E 1020-06 XC 840 W 124.65 3.10 3.50 9.77 105.07 13,097.60 23.20E 1020-07 XC 840 W 98.43 2.80 2.50 6.30 67.79 6,672.37 25.50E 1020-08 XC 840 W 236.23 3.10 2.60 7.25 78.05 18,438.63 23.70E 1020-09 XC 746 N 71.94 3.00 3.10 8.37 90.06 6,479.21 28.10E 1020-10 XC 840 W 78.74 3.50 2.60 8.19 88.12 6,939.27 27.20E 1020-11 XC 731 W 49.49 3.00 2.70 7.29 78.44 3,882.19 27.70E 1020-12 XC 771 118.46 3.00 2.90 7.83 84.25 9,980.34 31.80
Tabla 4: LEVANTAMIENTO DE VENTILACIÓN DE LOS NIVELES 820, 870, 920, 970 Y 1020
Fuente: Departamento de Ventilación - Mina Carahuacra
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34 4.6. DIAGRAMA UNIFILAR
El esquema es un dibujo simple que indica los volúmenes de aire, en
cambio el diagrama unifilar es mucho más significativo e indica en forma
significativa como están ingresando los sentidos y volúmenes de aire
hacia la mina y con están saliendo de superficie, indicando los sentidos de
aire dentro de la mina y la ubicación de los ventiladores principales.
Siempre es necesario elaborar tres diagramas, uno que indique solo el
sentido del aire, otro que indique solo volúmenes y un tercero que solo
indique resistencias, de este modo es mas compresible el diagrama
unifilar (ver anexo).
4.7. DIAGRAMA ISOMÉTRICO
Es el que indica como están fluyendo los flujos de aire de todo los
conductos internos y nos hace ver como hemos avanzado en las tres
dimensiones subterráneas.es un plano para orientar como estamos
expandiéndonos este año y como hemos estado el año pasado (ver
anexo).
35
CAPITULO V: PLANEAMIENTO DEL SISTEMA DE VENTILACIÓN
5.1. PLANEAMIENTO Y DISEÑO DE VENTILACION
El planeamiento de ventilación de una mina deberá ser necesariamente
compatible y estar en armonía con el método de explotación empleado.
El diseño comprende:
a. La ubicación y distribución de los ramales que constituyen el
circuito de ventilación
b. El cálculo del volumen total de aire requerido en la mina
c. El cálculo de presión requerida para hacer circular dicho caudal a
través del circuito
d. El cálculo de la presión de ventilación natural existente
e. La selección del ventilador requerido para lograr el flujo calculado
f. El costo de ventilación
36 Aunque no existen reglas establecidas de cómo hacer este trabajo,
debido a las particularidades propias de cada operación, en general se
recomienda que siga los siguientes pasos si es una mina en operación o
si es una mina en apertura:
1. Reconocimiento, observaciones y análisis de la mina en su
totalidad determinando como es el sentido y encausamiento del
aire dentro de la mina, así como determinar las condiciones
ambientales existentes dentro de ella o revisión de los planos de
preparación y desarrollo y su método de explotación para plantear
un plan de ingreso, distribución y salida del aire.
2. Determinar si la mina requiere un mapeo total nuevo, parcial o
simplemente el diseño para una parte de ella son con sus
volúmenes totales de aire y su distribución.
3. Determinar las entradas y salidas de aire, sus dimensiones para el
volumen de aire necesario, los circuitos existentes con su sentido
de avance de aire, la distribución de este, la ubicación de los tajos
en explotación y la determinación de los volúmenes y resistencias
de los diferentes circuitos desde su entrada hasta su salida,
determinando de modo preciso cuales serán las galerías exclusivas
para ingreso y cuales para salida de aire, con sus respectivos
esquemas del sentido de flujo y correspondientes diagramas
unifilares elaborados.
4. Planear, imaginar, crear y seleccionar tentativamente el tipo de
sistema de ventilación principal a aplicarse en la mina, sea este en
37
“U”, “W”, “L” que involucran los raice borings necesarios, galerías o
piques para la ubicación del ventilador principal y los ventiladores
secundarios en insuflamiento o succión.
5. Calcular en el terreno la ventilación natural con el fin de conocer la
presión y volumen de este flujo.
6. Calcular las galerías, chimeneas o raice boring necesarios para
lograr un circuito independiente, ágil y efectivo en aéreas o
diámetros.
7. Considerar los parámetros que exige la ley minera, en cuanto a
cantidad de aire y velocidades de aire para poder oxigenar a los
trabajadores, equipos y trasladar y diluir los contaminantes habidos
a concentraciones permisibles.
8. Calcular el volumen total de aire necesario para ventilar toda la
mina o parte de la mina, de acuerdo al número de trabajadores,
equipos que se usan o usaran y los niveles existentes o que
habrán.
9. Calcular la caída de presión total de la mina desde la entrada de
aire a la salida de este y a la altitud de la mina o determinar la
caída de presión de los diferentes circuitos si la mina es grande.
10. Precisar definitivamente la ubicación del ventilador principal y la
provisión de la corriente en el lugar donde será instalado.
11. Seleccionar, elegir y especificar el ventilador o ventiladores
necesarios a comprarse. Precisando la presión estática que tendrá
el ventilador para vencer la resistencia de toda la mina.
38
12. Calcular la velocidad del aire y la presión de velocidad del aire a la
salida del ventilador.
13. Calcular el costo de ventilador-motor y accesorios en su
instalación, como tendido de líneas, caja de distribución,
transformadores y carreteras.
14. Para convertirlo en un proyecto, calcular el costo del planeamiento
y diseño considerando costo fijo y de operación.
5.2. DETERMINACIÓN DE LA CAIDA DE PRESIÓN
Para nuestro caso vamos a calcular la caída de presión del cuerpo
Huaripampa, para ello se toma en consideración los flujos de entrada de
aire fresco, los cuadros para la determinación del factor de fricción, altitud
y otros parámetros para el cálculo deseado.
Figura 7. Diagrama Esquemático del Cuerpo Huaripampa
Fuente: Departamento de Ventilación - Carahuacra
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nch
41
0 1.000 1.077 1.039 1.004 0.971 0.940 0.911 0.883 0.858 0.834 0.811 0.789 0.00100 0.990 1.063 1.026 0.991 0.958 0.928 0.899 0.872 0.847 0.823 0.800 0.779 328.08200 0.980 1.050 1.013 0.978 0.946 0.916 0.887 0.861 0.836 0.812 0.790 0.769 656.17300 0.972 1.036 1.000 0.966 0.934 0.904 0.876 0.850 0.825 0.802 0.780 0.759 984.25400 0.966 1.023 0.987 0.954 0.922 0.893 0.865 0.839 0.815 0.792 0.770 0.749 1312.34500 0.960 1.018 0.982 0.949 0.917 0.888 0.861 0.835 0.810 0.788 0.766 0.745 1640.42600 0.948 0.999 0.964 0.931 0.900 0.872 0.845 0.819 0.796 0.773 0.752 0.732 1968.50700 0.936 0.987 0.952 0.919 0.889 0.861 0.834 0.809 0.786 0.763 0.742 0.722 2296.59800 0.926 0.980 0.946 0.913 0.883 0.550 0.829 0.804 0.780 0.758 0.737 0.718 2624.67900 0.918 0.964 0.930 0.898 0.869 0.841 0.815 0.791 0.768 0.746 0.725 0.706 2952.76
1000 0.910 0.952 0.919 0.887 0.858 0.831 0.805 0.781 0.758 0.737 0.717 0.697 3280.841100 0.902 0.941 0.908 0.877 0.848 0.821 0.796 0.772 0.749 0.728 0.708 0.689 3608.921200 0.894 0.931 0.898 0.867 0.839 0.812 0.787 0.763 0.741 0.720 0.700 0.682 3937.011300 0.885 0.920 0.888 0.857 0.829 0.880 0.778 0.755 0.733 0.712 0.692 0.674 4265.091400 0.875 0.910 0.878 0.848 0.820 0.794 0.769 0.746 0.725 0.704 0.685 0.666 4593.181500 0.865 0.900 0.868 0.839 0.811 0.785 0.761 0.738 0.717 0.696 0.677 0.659 4921.261600 0.857 0.887 0.855 0.826 0.799 0.774 0.750 0.727 0.706 0.686 0.667 0.649 5249.341700 0.849 0.874 0.843 0.814 0.787 0.762 0.739 0.716 0.696 0.676 0.657 0.640 5577.431800 0.841 0.864 0.834 0.805 0.779 0.754 0.731 0.709 0.688 0.669 0.650 0.633 5905.511900 0.833 0.855 0.825 0.797 0.771 0.746 0.723 0.701 0.681 0.662 0.644 0.626 6233.602000 0.825 0.846 0.817 0.789 0.763 0.739 0.716 0.694 0.674 0.655 0.637 0.620 6561.682100 0.817 0.838 0.808 0.781 0.755 0.731 0.708 0.687 0.667 0.648 0.630 0.614 6889.762200 0.809 0.827 0.797 0.770 0.745 0.721 0.699 0.678 0.658 0.640 0.622 0.605 7217.852300 0.800 0.814 0.786 0.759 0.734 0.711 0.689 0.668 0.649 0.630 0.613 0.596 7545.932400 0.790 0.802 0.774 0.748 0.723 0.700 0.678 0.658 0.639 0.621 0.604 0.588 7874.022500 0.780 0.793 0.765 0.774 0.715 0.692 0.671 0.651 0.632 0.614 0.597 0.581 8202.102600 0.774 0.785 0.758 0.732 0.708 0.685 0.664 0.644 0.625 0.608 0.591 0.575 8530.182700 0.768 0.774 0.747 0.721 0.698 0.675 0.655 0.635 0.616 0.599 0.583 0.567 8858.272800 0.760 0.763 0.736 0.711 0.688 0.666 0.645 0.626 0.608 0.591 0.574 0.559 9186.352900 0.750 0.753 0.726 0.702 0.678 0.657 0.637 0.617 0.600 0.583 0.567 0.551 9514.443000 0.740 0.743 0.716 0.692 0.669 0.648 0.628 0.609 0.591 0.575 0.559 0.544 9842.523100 0.734 0.734 0.708 0.684 0.661 0.640 0.620 0.602 0.584 0.568 0.552 0.537 10170.603200 0.728 0.726 0.701 0.677 0.655 0.634 0.614 0.596 0.578 0.562 0.547 0.532 10498.693300 0.721 0.719 0.694 0.670 0.648 0.627 0.608 0.590 0.573 0.556 0.541 0.527 10826.773400 0.713 0.712 0.687 0.663 0.642 0.621 0.602 0.584 0.567 0.551 0.536 0.521 11154.863500 0.705 0.705 0.680 0.657 0.635 0.615 0.596 0.578 0.561 0.545 0.530 0.516 11482.943600 0.697 0.698 0.673 0.650 0.629 0.609 0.590 0.572 0.556 0.540 0.525 0.511 11811.023700 0.689 0.669 0.667 0.644 0.623 0.603 0.584 0.567 0.550 0.535 0.520 0.506 12139.113800 0.682 0.685 0.660 0.638 0.617 0.597 0.579 0.561 0.545 0.530 0.515 0.501 12467.193900 0.676 0.678 0.654 0.632 0.611 0.592 0.573 0.556 0.540 0.525 0.510 0.497 12795.284000 0.670 0.672 0.648 0.626 0.605 0.586 0.568 0.551 0.535 0.520 0.505 0.492 13123.364100 0.662 0.665 0.642 0.620 0.600 0.581 0.563 0.546 0.530 0.515 0.501 0.487 13451.444200 0.654 0.659 0.636 0.614 0.594 0.575 0.557 0.541 0.525 0.510 0.496 0.483 13779.534300 0.647 0.653 0.630 0.609 0.589 0.570 0.552 0.536 0.520 0.505 0.492 0.478 14107.614400 0.641 0.647 0.624 0.603 0.583 0.565 0.547 0.531 0.515 0.501 0.487 0.474 14435.704500 0.635 0.641 0.619 0.598 0.578 0.560 0.542 0.526 0.511 0.496 0.483 0.470 14763.784600 0.629 0.636 0.613 0.592 0.573 0.555 0.538 0.521 0.506 0.492 0.478 0.466 15091.864700 0.623 0.630 0.608 0.587 0.568 0.550 0.533 0.517 0.502 0.488 0.474 0.462 15419.954800 0.617 0.625 0.603 0.582 0.563 0.545 0.528 0.512 0.497 0.483 0.470 0.457 15748.034900 0.611 0.619 0.597 0.577 0.558 0.540 0.524 0.508 0.493 0.479 0.466 0.454 16076.125000 0.605 0.614 0.592 0.572 0.553 0.536 0.519 0.504 0.489 0.475 0.462 0.450 16404.20
Fuente: Ventiladores axiales para Minería - AIRTEC S.A.
FACTORES DE CORRECCIÓN POR ALTITUD Y TEMPERATURA
m.s.n.m. Std 0°C 10°C 20°C 30°C 40°C 50°C 60°C 70°C 80°C 90°C 100°C ft
42
5.3. SELECIÓN Y ELECCIÓN DEL VENTILADOR
El método más usado para seleccionar y elegir un ventilador es el
método del uso de los Máster Chart de los ventiladores de una misma
marca especificada, que consiste en tener determinado con
anterioridad el volumen y la presión estática y la total del circuito de
aire al que asistirá el ventilador y a nivel del mar.
Figura 8. Curvas Características
Fuente: Ventilador Axial para Minería – AIRTEC
43
5.3.1. Procedimiento de Utilización
Cada ventilador tiene una curva característica para cada ángulo de los
alabes.
1. Con el valor del caudal medido (por ejemplo 5000 CFM), se traza
una perpendicular hasta la intersección con la curva característica
de presión total, con el ángulo correspondiente de los alabes (80).
De esta intersección, se traza una horizontal, hacia el eje de la
izquierda, allí se puede leer la presión total entregada por el
ventilador (por ejemplo 5.3”H2O).
2. Con el valor del caudal medido (5000 CFM), se traza una
perpendicular hasta la intersección con la curva de presión
dinámica del equipo, de este punto se traza una horizontal, hacia el
eje de la izquierda, allí se lee la presión dinámica (0.5” H2O).
3. La presión estática se obtiene restando la presión dinámica, de la
presión total (5.3 – 0.5 = 4.8” H2O).
4. Con el valor del caudal medido (5000 CFM), se traza una
perpendicular hasta la intersección con la curva de potencia, con el
ángulo correspondiente de los alabes. De esta intersección, se
traza una horizontal, hacia el eje de la derecha, allí se puede leer la
potencia consumida por el ventilador (9.5 HP)
5. Estos datos son para temperatura estándar y a nivel del mar, para
obtener los datos a una altitud y temperatura dada hay que obtener
44
el factor de corrección de la tabla de factores de corrección por
altitud y temperatura.
6. El caudal es independiente de la altura, puesto que esta depende
de las características geométricas.
7. Las presiones y potencia se calculan multiplicando los valores ya
encontrados por el factor de corrección.
A continuación presentamos el siguiente ejemplo aplicativo para el uso de
las tablas. Sea la ubicación de la mina a una altitud de 4800 m.s.n.m. a
temperatura estándar, del cuadro obtenemos el factor de corrección
equivalente a 0.617, luego de su curva característica del ventilador para
un caudal de 5000 CFM, tenemos:
Presión total: 5.3 x 0.617 = 3.27”H2O
Presión Dinámica: 0.5 x 0.617 = 0.37” H2O
Presión Estática: 4.8 x 0.617 = 2.56” H2O
Potencia: 9.5 x 0.617 = 5.86 HP
45
CAPITULO VI: COSTO DE LA VENTILACIÓN
6.1. COSTOS FIJOS
Dentro de los costos fijos tenemos las compras de ventiladores (Cv), su
instalación, el sistema eléctrico de arranque y el cableado; el costo de
excavación, (Cex), de un pique o raice boring, o de una galería principal
para la salida del aire viciado o el ingreso de aire fresco de un
determinado diámetro o sección con el fin de lograr la fluidez del aire.
Luego el costo fijo (CC) será: Cex x L x A + Cv = CC, que es un capital o
inversión que debemos recuperar en un numero de años a un
determinado interés anual.
Dentro del costo fijo se presenta el problema de determinar el tamaño
económico de una galería, raice boring o pique para el paso del aire, para
el cual se debe cumplir con las siguientes condiciones:
46
a. Saber elegir la calidad de roca y lugares donde se realizara la obra
a fin de que no sea tan oneroso el costo de ventilación y
sostenimiento.
b. No sobrepasar los límites impuestos por las velocidades máximas a
ser usadas en las galerías principales de aire limpio para el tránsito
de personal o de aire usado para salida de humos, polvos y gases.
c. Precisar la altura de las labores en función de los equipos que
laboran con el fin de calcular el diámetro de manga de ventilación.
d. Elegir un ventilador que permita succión o envió del flujo a una
eficiencia no muy costosa.
e. Saber elegir el factor de fricción de la mina a fin de que este no sea
tan alto en su estática.
6.2. COSTO DE OPERACIÓN
Dentro del costo de operación tenemos el costo por consumo de energía
eléctrica por los diferentes ventiladores y que es el número de HP en
trabajo. Este costo está regido primero por la resistencia de la mina y la
eficiencia del ventilador. Además, el costo del mantenimiento de
ventiladores y motores, el costo de conservación y mantenimiento de las
galerías principales, el costo del personal que se encarga del
mantenimiento y de planeamiento de la ventilación de mina.
47 6.3. CÁLCULO DEL DIAMETRO ECONOMICO DE UNA GALERÍA
6.3.1. Costo de Operación
Sabemos que la resistencia de una galería está dada por la ecuación:
𝐻𝐻𝑓𝑓 =𝐾𝐾.𝑃𝑃. (𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿).𝑄𝑄2
5.2 𝐴𝐴3
Donde P y A son el perímetro y área de la galería, los cuales lo podemos
reemplazar por una sección circular, 𝑃𝑃 = 2𝜋𝜋𝜋𝜋 y 𝐴𝐴 = 𝜋𝜋 𝐷𝐷2
4 en Hf, entonces:
𝐻𝐻𝑓𝑓 =1.25𝐾𝐾(𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿)𝑄𝑄2
𝐷𝐷5
Por otro lado el HP de trabajo o BHP del momento de operación del
ventilador esta dado por la ecuación siguiente:
𝐵𝐵𝐻𝐻𝑃𝑃 =𝐻𝐻𝑓𝑓.𝑄𝑄
6350 𝑄𝑄 𝑛𝑛
Luego, reemplazamos el valor de Hf y reducimos la expresión:
𝐵𝐵𝐻𝐻𝑃𝑃 = 1.97𝑄𝑄10−4𝑄𝑄𝐾𝐾(𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿)𝑄𝑄3
𝑛𝑛𝑄𝑄𝐷𝐷5
Y como el costo operacional (CO) es igual a BHP anual x Co unitario por año,
tenemos:
𝐶𝐶𝐶𝐶 = 1.97𝑄𝑄10−4𝑄𝑄𝐾𝐾(𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿)𝑄𝑄3
𝑛𝑛𝐷𝐷5 𝑄𝑄𝐶𝐶𝐶𝐶𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢 𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑎𝑎
48 6.3.2. Costo de Capital (CC)
El costo de volumen de roca excavada es su volumen removido por el
costo unitario de excavación y multiplicado por el costo de capital (CC),
que es el interés sobre el capital.
𝐶𝐶𝐶𝐶 = 0.785𝑄𝑄𝐷𝐷2𝑄𝑄𝐿𝐿𝑄𝑄𝐶𝐶𝑒𝑒𝑒𝑒𝑄𝑄𝐶𝐶𝑐𝑐
Luego el costo total será: 𝐶𝐶𝐶𝐶 = 𝐶𝐶𝐶𝐶 + 𝐶𝐶𝐶𝐶
𝐶𝐶𝐶𝐶 = 1.97𝑄𝑄10−4𝑄𝑄𝐾𝐾(𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿)𝑄𝑄3
𝑛𝑛𝐷𝐷5 𝑄𝑄𝐶𝐶𝑢𝑢 + 0.785𝑄𝑄𝐷𝐷2𝑄𝑄𝐿𝐿𝑄𝑄𝐶𝐶𝑒𝑒𝑒𝑒𝑄𝑄𝐶𝐶𝐶𝐶
Derivando el costo total con respecto a D, e igualando a cero la ecuación
se tiene como costo mínimo:
𝐷𝐷 = �6.27𝑄𝑄10−4𝑄𝑄𝐾𝐾(𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿)𝑄𝑄3
𝑛𝑛𝑄𝑄
𝐶𝐶𝑢𝑢𝐶𝐶𝑒𝑒𝑒𝑒 .𝐶𝐶𝐶𝐶
7
Esta determinación del tamaño más económico de un pique o raice boring
también se puede lograr por el método grafico. Para obtenerlos se asume
tres o cuatro diámetros de galería y luego con estos diámetros se calcula
las estáticas y otros datos usando el monograma para cada tamaño de
diámetro. Finalmente trazamos la curva del costo total con su respectivo
diámetro, el punto más bajo hacia la línea de diámetro corresponde al
diámetro económico.
49
K:0.
0000
0001
Cex:
1.85
$/ft
3n:
60.0
0%L:
1000
ftCc
:12
.72%
Le:
0ft
Co:
65.3
$/H
P-an
ual
Dia
mte
ro, f
tC
auda
l, C
FMC
C, $
Secc
ión,
ft2
Velo
cida
d, ft
/min
Rh,
ftH
f, in
H2O
BH
P, H
PC
O, $
CT,
$6
100,
000
6,65
3.52
28.2
735
36.7
81.
5016
.04
420.
9227
,485
.83
34,1
39.3
58
100,
000
11,8
28.4
750
.27
1989
.44
2.00
3.81
99.8
96,
522.
5218
,350
.99
1010
0,00
018
,481
.99
78.5
412
73.2
42.
501.
2532
.73
2,13
7.30
20,6
19.2
912
100,
000
26,6
14.0
611
3.10
884.
193.
000.
5013
.15
858.
9327
,473
.00
Det
erm
inac
ión
del D
iam
etro
más
Eco
nóm
ico
de u
na G
aler
ia p
ara
un F
lujo
de
Vent
ilaci
ón
0.00
5,00
0.00
10,0
00.0
0
15,0
00.0
0
20,0
00.0
0
25,0
00.0
0
30,0
00.0
0
35,0
00.0
0
40,0
00.0
0
02
46
810
1214
$/año
Dia
met
ro, f
t
Mét
odo
Grá
fico
para
el C
álcu
lo d
el D
iam
etro
Cost
o To
tal
Cost
o Ca
pita
l
Cost
o O
pera
cion
8.35
50
CONCLUSIONES
• De acuerdo a nuestro levantamiento realizado vemos que nuestra
necesidad de aire se haya cubierta por el ingreso de aire fresco, lo
cual permitirá un desempeño normal de los trabajos.
• Además podemos apreciar que el consumo de aire que sale de
nuestras labores es mayor al ingreso, esto significa que gran parte
del aire limpio no se aprovecha en las labores. Por lo que hacen
falta compuertas para direccionar el aire fresco y no sea retirado
antes de ser aprovechado. Por otro lado, si bien una evaluación
general del balance del aire nos muestra cierta holgura, esta debe
compararse con una evaluación individual de las labores.
• La elección del diámetro económico, no solo depende del costo
que involucre realizar dicho proyecto, también del caudal que se
tiene proyectado inyectar o retirar en dicha labor.
51
RECOMENDACIONES
• El conocimiento de la mina así como el uso de los distintos
artefactos de medición solo son básico lo principal es conocer la
base de teórica y como aplicarlo en el campo.
• Si bien el monitoreo es la base importante para el levantamiento de
la ventilación es sumamente importante conocer y tomar en
consideración las fuentes de suministro o extracción de aire, ya
que estas influyen enormemente a pesar de la distancia que se
hayan de una labor.
• El desarrollo de proyectos tales como chimeneas y/o raisebore
deben prepararse con anticipación, de manera de no interrumpir el
proceso de explotación. Tales proyectos deben desarrollarse en
coordinación con las aéreas de planeamiento, operación,
Geomecánica y geología.
52
• En la evaluación de suministro de aire fresco para una labor ciega,
tal como los subniveles, galerías y/o rampas deben de considerare,
además de los cuatro aspectos básicos para la necesidad de aire,
la evacuación de los gases viciados generados por la operación a
través de chimeneas o raisebore de manera de no generar el
empleo de ventiladores en serie.
53
BIBLIOGRAFÍA
Ventilación de Minas Subterráneas y Túneles
Ing. Pablo Jiménez Ascanio
Tercera edición, Abril del 2010, Lima – Perú
Manual de Ventilación de Minas
Instituto de Ingenieros de Minas del Perú
Lima 1989
Mine Ventilation and Air Conditioning
Howard L. Hartman
Second edition, 1982, University of Alabama
Ventilador Axial para Minería
AIRTEC S.A.
www.airtec.com.pe
54
ANEXOS
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