UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE...

UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA

FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA Y

METALÚRGICA

TESIS

REFORMULACION DEL SISTEMA DE VENTILACION

(2017-2019) SOCIEDAD MINERA AUSTRIA DUVAZ

S.A.C

PARA OBTENER EL TITULO PROFESIONAL DE

INGENIERO DE MINAS

ELABORADO POR:

VARGAS CAYCHO WILFREDO MOISES

ASESOR

M. Sc. ING. CARMELO CONDORI CUPI

LIMA – PERU

JULIO – 2018

DEDICATORIA:

A mis padres Carmen Rosa y Carlos

AGRADECIMIENTO

Mi profunda gratitud a la Sociedad Minera Austria Duvaz S.A.C, a la Consultora

NOOVA SAC y a los asesores que me apoyaron en todo momento.

RESUMEN

En el presente trabajo de investigación REFORMULACION DEL SISTEMA DE

VENTILACION (2017-2019) SOCIEDAD MINERA AUSTRIA DUVAZ S.A.C el

objetivo principal es mejorar el sistema de ventilación para la mina a corto plazo

y a mediano plazo, en donde se proponen 07 alternativas de ejes de salida para

el sistema proyectado para los próximos años.

El estado actual de la mina se observó el balance general de ingresos y salidas

de aire de la mina, el caudal de aire que ingresa al sistema es de 100,449cfm

(2,844m3/min); adicional a esto también se muestra la resistencia de la mina, la

longitud de las labores y demás parámetros calculados por el software Ventsim

Visual ™, permitiéndose analizar las variaciones del sistema de ventilación.

Para mejorar el sistema de ventilación a corto plazo, la mina se dividirá en dos

zonas principales “Zona Norte y Zona Sur”. Donde se evalúa que el circuito de

ventilación tomara la forma de “W”, teniendo ejes de aire fresco la parte central

de la mina en los piques 740, 920 y 880 y como salida de aire al Tunel Kingsmil

(para la zona Sur) y labores existentes de mina como chimeneas, cruceros, tajos

antiguos, etc. (para la zona Norte).

El propósito principal para el proyecto a mediano plazo es contar con ejes

principales de extracción para la Zona Sur, la mina estimara comprar un

ventilador de 150Kcfm. Con el objetivo de homogenizar y tener dos ventiladores

en condiciones iguales en operación, se evaluó distribuir dos ventiladores

principales de la misma capacidad de 70Kcfm tanto para la Zona Norte como

para la Zona Sur.

Luego de analizar las alternativas propuestas en el trabajo de investigación,

para determinar el CAPEZ se optó por la mejor alternativa 02 (US$/tms) en la

cual se estimó una inversión inicial de US$ 926,463 con una tasa del 12% y una

vida de la mina de tres años. Y para el OPEX nos basamos en el consumo de

energía eléctrica de los ventiladores del circuito primario (principal, secundario

y auxiliar), mano de obra, herramientas, materiales, servicios y otros.

El resultado final del trabajo de investigación concluye en que considera mejor

ALTERNATIVA 02, planteada por Austria Duvaz. La cobertura del sistema

actual de la mina es de 104% y proyectado 136% al 1er año, 139% al 2do año

y 138% en el 3er año y para suplir la demanda de aire en la Zona Sur y Norte

de la mina a corto plazo se planteó colocar 12 tapones y 10 diez puertas en

puntos estratégicos de la mina, orientando tanto el flujo de aire fresco como

viciado por labores apropiadas, adicionalmente para la Zona Norte se propuso

colocar un ventilador de 30Kcfm.

ABSTRACT

In the present research work REFORMULATION OF THE VENTILATION SYSTEM (2017-2019) AUSTRIA DUVAZ SAC MINING SOCIETY the main objective is to improve the ventilation system for the mine in the short and medium term, where 07 output shaft alternatives are proposed for the system projected for the next years. The current state of the mine was observed the general balance of income and air outflows of the mine, the air flow that enters the system is 100,449cfm (2,844m3 / min); In addition to this, the resistance of the mine, the length of the work and other parameters calculated by the Ventsim Visual ™ software are also shown, allowing the variations of the ventilation system to be analyzed. To improve the short-term ventilation system, the mine will be divided into two main zones "North Zone and South Zone". Where it is evaluated that the ventilation circuit took the form of "W", having fresh air axes the central part of the mine in the shafts 740, 920 and 880 and as an air outlet to the Tunnel Kingsmil (for the South zone) and Existing mine works such as chimneys, cruises, old pits, etc. (for the North zone). The main purpose for the project in the medium term is to have main extraction axes for the South Zone, the mine will consider buying a 150Kcfm fan. In order to homogenize and have two fans in equal conditions in operation, it was evaluated to distribute two main fans of the same capacity of 70Kcfm both for the North Zone and for the South Zone. After analyzing the alternatives proposed in the research work, to determine the CAPEZ, we chose the best alternative 02 (US $ / tms) in which an initial investment of US $ 926,463 was estimated with a rate of 12% and a life of the mine for three years. And for the OPEX we rely on the electric power consumption of the fans of the primary circuit (primary, secondary and auxiliary), labor, tools, materials, services and others. The final result of the research work concludes that it considers ALTERNATIVE 02, raised by Austria Duvaz, better. The coverage of the current system of the mine is 104% and projected 136% in the first year, 139% in the 2nd year and 138% in the 3rd year and to meet the demand for air in the South and North Zone of the mine in short deadline was raised to place 12 plugs and 10 ten doors at strategic points of the mine, directing both the flow of fresh air and tainted by appropriate work, additionally for the North Zone proposed to place a 30Kcfm fan.

INDICE

Pág.

INTRODUCCION ..................................................................................................... 1

CAPITULO I: GENERALIDADES ............................................................................ 2

1.1 ANTECEDENTES REFERENCIALES ............................................................. 2

1.2 JUSTIFICACION E IMPORTANCIA DE LA INVESTIGACION......................... 3

1.3 OBJETIVOS. .................................................................................................. 4

1.3.1 General. ....................................................................................................... 4

1.3.2 Especificos ................................................................................................... 4

1.4 ALCANCE. ...................................................................................................... 4

1.5 PLANTEAMIENTO DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA. .............................. 5

1.6 HIPOTESIS. ................................................................................................... 5

1.7 General. .......................................................................................................... 5

1.8 Especifica. ...................................................................................................... 5

CAPITULO II: MARCO TEORICO. ......................................................................... 8

2.1 Ubicación y Acceso. ....................................................................................... 8

2.2 GEOLOGIA. .................................................................................................... 9

2.3 MINERIA. ........................................................................................................ 9

2.4 FUNDAMENTOS DE VENTILACION MINERA. ............................................ 10

2.4.1 Descripcion y componentes del aire y sus caracteristicas . ....................... 13

2.4.2 Gases generadores en mina subterranea, caracteristicas e impactos ........ 14

2.5 VENTILACION NATURAL. ........................................................................... 14

2.6 VENTILACION MECANICA. ......................................................................... 15

2.7 VENTILACION AUXILIAR. ............................................................................ 15

2.8 CIRCUITOS DE VENTILACION. .................................................................. 17

2.9 BASES TEORICAS. ..................................................................................... 20

2.9.1 Leyes de Kirchoff. ...................................................................................... 20

2.9.2 Metodo de Hardy Cross. ............................................................................ 21

2.10 LEYES BASICAS DE LA VENTILACION DE MINAS. ................................. 22

2.11 ECUACION DE ENERGIA TOTAL .............................................................. 23

2.12 ECUACION MODIFICADA DE ENERGIA................................................... 24

2.12.1 Perdidas de presion . ............................................................................... 25

2.12.2 Presiones de una mina . .......................................................................... 25

2.12.3 Presion estatica. ...................................................................................... 25

2.12.4 Presion de velocidad (Pv). ....................................................................... 26

2.12.5 Perdidas de presion por friccion................................................................ 26

2.13 FORMULA DE ATKINSON. ....................................................................... 26

2.13.1 Factor de friccion. .................................................................................... 28

2.13.2 Perdidas por choque. ............................................................................... 28

2.13.3 Perdida por choque .................................................................................... 28

2.14 EQUIPOS E INSTRUMENTOS DE MEDICION ........................................... 28

2.14.1 Metodo de medicion - Levantamiento de ventilacion ................................ 29

2.15 REGLAMENTO DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL EN MINERIA.

....................................................................................................................... 30

CAPITULO III: SISTEMA ACTUAL DE VENTILACION ......................................... 33

3.1 DESCRIPCION DE LAS OPERACIONES MINERAS. .................................. 33

3.1.1 Parametros de medio ambiente. ................................................................ 34

3.2 CAPACIDAD INSTALDA DE PRODUCCION Y SERVICIOS SOPORTE ...... 34

3.3 LEVANTAMIENTO DEL SISTEMA ACTUAL DE VENTILACION. ................ 35

3.4 DEMANDA DE AIRE EN EL DESARROLLO DE LAS OPERACIONES. ...... 36

3.5 CALCULO DE LA DISPONIBILIDAD DE AIRE. ............................................ 38

3.5.1 Estaciones principales - ingresos de aire. .................................................. 38

3.5.2 Estaciones principales - salidas de aire ...................................................... 39

3.5.3 Estaciones secundarias .............................................................................. 39

3.6 BALANCE DE COMPROBACION ................................................................. 40

3.6.1 Calibracion del modelo Ventsim ................................................................. 40

3.6.2 Determinacion del factor de friccion "K". .................................................... 41

3.6.3 Grado de calibracio .................................................................................... 43

3.6.4 Potencia instalada global ............................................................................ 46

3.6.5 Distribucion de energia ................................................................................ 46

3.6.6 Calculo de caida de presion de la mina actual. .......................................... 47

3.7 COSTO DE SOSTENIMIENTO DEL SISTEMA ACTUAL DE VENTILACION.

....................................................................................................................... 48

3.8 CONCLUSIONES DEL ESTADO ACTUAL - MODELO VENTSIM. .............. 49

CAPITULO IV: CALCULO DEL REQUERIMIENTO DEL CAUDAL DE AIRE ....... 51

4.1 CAPACIDAD PRODUCTIVA ACTUAL Y PROYECTADA. ................................................. 51

4.2 CALCULO DE LA DEMANDA DE AIRE. ..................................................................... 51

4.2.1 Requerimiento de aire para personal. ................................................................. 51

4.2.2 Requerimiento de aire para equipo Diesel . ........................................................ 52

4.2.3 Requerimiento de aire para dilucion de gases ............................................ 53

4.2.4 Requerimiento global de aire .......................................................................................... 55

4.3 CAPACIDAD DE COBERTURA. ............................................................................... 55

4.4 CONCLUSIONES DEL CAPITULO. ............................................................................ 55

CAPITULO V: REFORMULACION DEL SISTEMA DE VENTILACION ........................................ 57

5.1 CAPACIDAD DE PRODUCCION ACTUAL Y PROYECTADA. ............................................ 57

5.2 ARQUITECTURA DEL REDISEÑO DEL CIRCUITO DE VENTILACION. ............................... 59

5.2.1 Circuito Madam Elvira. ..................................................................................... 59

5.3 PROYECTOS A CORTO PLAZO - RUTA DE TRABAJO ................................................... 61

5.3.1 Zona Norte .................................................................................................. 61

5.3.2 Zona Sur ........................................................................................................ 62

5.3.3 Simulacion del nuevo sistema de ventilacion mediante Ventsim. ............................ 66

5.3.4 Capacidad de cobertura . ................................................................................. 67

5.4 PROYECTOS A MEDIANO PLAZO - RUTA DE TRABAJO. .............................................. 67

5.4.1 Selección del ventilador principal de 70 Kcfm. ...................................................... 68

5.4.2 Sistema de ventilacion Zona Norte ............................................................. 69

5.4.3 Sistema de ventilador Zona Sur. ......................................................................... 71

5.4.3.1 Alt 01 "Construccion ejer de extraccion RB - 0.2". .............................................. 71

5.4.3.1.1 Simulacion sistema de ventilacion mediante Ventsim ....................................... 72

5.4.3.1.2 Cobertura del sistema proyectado ........................................................ 77

5.4.3.2 Alt 02 " Construccion eje de extraccion RB-01 y RP 370" ........................ 78

5.4.3.2.1 Simulacion sistema de ventilacion mediante Ventsim ........................... 79

5.4.3.2.2 Cobertura del sistema proyectado. ............................................................... 82

5.4.3.3 Alt 03 " Construccion eje de extraccion RB-D" ......................................... 83

5.4.3.3.1 Simulacion sistema de ventilacion mediante Ventsim. ...................................... 83

5.4.3.3.2 Cobertura del sistema proyectado ................................................................ 86

5.4.3.4 Progreso curva caracteristica de mina ..................................................... 87

5.5 CONCLUSIONES DEL CAPITULO. ............................................................................ 90

CAPITULO VI: EVALUACION TECNICA Y ECONOMICA DEL NUEVO SISTEMA DE VENTILACION. 91

6.1 CAPACIDAD PRODUCTIVA ACTUAL Y PROYECTADA. ............................................... 91

6.2 DETERMINACION DEL COSTO DE CAPITAL CAPEX ................................ 93

6.3 DETERMINACION DEL COSTO DE OPERACIÓN OPEX ............................ 94

6.4 DETERMINACION DEL COSTO DE SOSTENIMIENTO DEL SISTEMA ...... 96

IMPLEMENTADO EN EL HORIZONTE PROYECTADO. ........................................................ 96

6.5 DETERMINACION DE BENEFICIOS ADICIONALES ................................... 98

6.6 ELABORACION DE FLUJO DE INVERSION. ............................................................... 98

6.6.1 Proyecto a corto plazo ..................................................................................... 98

6.6.2 Proyecto a mediano plazo .......................................................................... 99

6.7 INDICADORES ECONOMICOS. ............................................................................... 99

6.8 ANALISIS DE SENSIBILIDAD Y ESCENARIOS. ........................................................... 100

6.9 CONCLUSIONES DEL CAPITULO. .......................................................................... 101

CONCLUSIONES ................................................................................................ 102

RECOMENDACIONES ........................................................................................ 103

BIBLIOGRAFIA .................................................................................................... 104

INDICE FIGURAS

Pág.

Figura 1. Plano de ubicacion Sociedad Minera Austria Duvaz S.A.C. ..................... 8

Figura 2. Circuito en serie con puertas que regulan el aire .................................... 16

Figura 3. Esquena lineal. ....................................................................................... 16

Figura 4. Circuito en serie ...................................................................................... 17

Figura 5. Circuito en paralelo. ................................................................................ 19

Figura 6. Ley de continuidad. ................................................................................ 20

Figura 7. Segunda ley de Kirchhoff ........................................................................ 21

Figura 8. Flujo de fluidos a traves de un ducto ...................................................... 24

Figura 9. Gradiente de presiones. ......................................................................... 26

Figura 10. Instrumentos digitales TESTO 435-4, medicion de flujo de aire. .......... 29

Figura 11. Method of equal areas. ......................................................................... 32

Figura 2. Circuito en serie con puertas que regulan el aire .................................... 16

Figura 3. Esquena lineal. ....................................................................................... 16

Figura 4. Circuito en serie ...................................................................................... 17

Figura 5. Circuito en paralelo. ................................................................................ 19

Figura 6. Ley de continuidad. ................................................................................ 20

Figura 7. Segunda ley de Kirchhoff ........................................................................ 21

Figura 8. Flujo de fluidos a traves de un ducto ...................................................... 24

Figura 6. Instrumentos digitales TESTO 435-4; medición del flujo de aire. .............. 9

Figura 3. “Method of equal areas”. ......................................................................... 10

Figura 4. Plano Isometrico actual Austria Duvaz. .................................................. 32

INDICE DE TABLAS

Pág.

Tabla 1. Composicion quimica del aire seco a nivel del mar.................................... 9

Tabla 2. Escala de nivel de ruido y tiempo de exposicion. ..................................... 31

Tabla 3. Resumen listado personal ....................................................................... 34

Tabla 4. Resumen lista equipos Diesel. ................................................................. 35

Tabla 5. Data consumo explosivos y accesorios voladura. .................................... 35

Tabla 6. Ingreso del aire actual, medicion campo. ................................................. 38

Tabla 7. Salidas del aire actual, medicion en campo ............................................. 39

Tabla 8. Balance de aire. ....................................................................................... 40

Tabla 9. Factor de fricción “K”................................................................................ 42

Tabla 10. Correlación ingresos de aire. ................................................................. 44

Tabla 11. Correlación salidas de aire. ................................................................... 45

Tabla 12. Caída de presión del sistema................................................................. 48

Tabla 13. Curva característica actual de la mina. .................................................. 48

Tabla 14. Inventario de ventiladores auxiliares-abril 2017. .................................... 48

Tabla 15. Inventario de ventiladores secundarios – abril 2017. ............................. 49

Tabla 16. Requerimiento caudal de aire para el personal . .................................... 52

Tabla 17. Requermiento caudal de aire actual para equipos Diesel ...................... 53

Tabla 18. Requerimiento caudal de aire equipos Diesel – Madam Elvira. ............. 53

Tabla 19. Requerimiento del caudal de aire para dilucion de gases. ..................... 54

Tabla 20. Requerimiento global de aire. ................................................................ 55

Tabla 21. Balance actual del Sistema de Ventilacion. ........................................... 58

Tabla 22. Balance proyectado del Sistema de Ventilacion. ................................... 65

Tabla 23. Parametros ventilador principal de 70 kcfm proyectado. ........................ 69

Tabla 24. Parametros para el diametro optimo. ..................................................... 74

Tabla 25. Determinacion del diametro optimo. ...................................................... 75

Tabla 26. Cobertura proyectada global –Alt 01 ...................................................... 77

Tabla 27. Determinacion diametro optimo. ............................................................ 81

Tabla 28. Cobertura proyectada global – Alt 02 . ................................................... 82

Tabla 29. Parametros para el diametro optimo . .................................................... 85

Tabla 30. Determinacion del diametro optimo. ...................................................... 85

Tabla 31. Cobertura proyectada global Alt 03. ....................................................... 86

Tabla 32. Consumo energia ventiladores auxiliares .............................................. 91

Tabla 33. Consumo energia ventiladores secundarios. ......................................... 92

Tabla 34. Costo ventilador 70 kcfm. ...................................................................... 92

Tabla 35. Consumo energia ventiladores principales. ........................................... 92

Tabla 36. Inversion anualizada Alt 02 .................................................................... 93

Tabla 37. Costo capital sistema de ventilacion Alt 02 ............................................ 93

Tabla 38. Inversion anualizada Alt 03 .................................................................... 93

Tabla 39. Costo capital sistema de ventilacion Alt 03. ........................................... 94

Tabla 40. Costo operación del sistema ventilacion Alt 02 ...................................... 95

Tabla 41. Costo operación del sistema ventilacion Alt 03. ..................................... 95

Tabla 42. Flujo Inversion Proyecto a Corto Plazo. ................................................. 98

Tabla 43. Flujo Inversion Proyecto Madame Elvira ................................................ 99

Tabla 44. Flujo Inversion Proyecto Alternativa 02. ................................................. 99

Tabla 45. Indicadores economicos. ....................................................................... 99

Tabla 46. Analisis Cok vs VAN. ........................................................................... 100

Tabla 47. Analisis Cok vs B/C.............................................................................. 100

INDICE DE GRÁFICOS

Pág.

Gráfico 1. Distribución del caudal de aire. ............................................................. 40

Gráfico 2. Correlación ingresos de aire.................................................................. 44

Gráfico 3. Correlación salidas de aire. ................................................................... 45

Gráfico 4. Distribución de energía – Condición actual. .......................................... 46

Gráfico 5. Resumen del sistema actual - Ventsim. ................................................ 50

Gráfico 6. Circuito actual Madame Elvira. .............................................................. 60

Gráfico 7. Curva caracteristica ventilador 30 kcfm (A-5). ....................................... 60

Gráfico 8. Circuito proyectado – Madame Elvira. ................................................... 61

Gráfico 9. Curvas caracteristicas ventilador 30 kcfm (A-5). ................................... 61

Gráfico 10. Circuito de extraccion Zona Sur y Zona Norte. .................................... 66

Gráfico 11. Resumen Ventsim – Corto plazo. ........................................................ 67

Gráfico 12. Curva caracteristica del ventilador de 70 kcfm proyectado. ................. 68

Gráfico 13. Ubicación ventilador principal 70 kcfm. ............................................... 70

Gráfico 14. Simulacion estado curva ventilador de 70 kcfm – Zona Norte. ............ 70

Gráfico 15. Ubicación ventiladore 70 kcfm –RB-02. ............................................... 72

Gráfico 16.Simulacion estado curva ventilador de 70 kcfma – Zona Sur. .............. 73

Gráfico 17. Simulacion estado curva ventilador de 70 kcfm – zona norte. ............. 73

Gráfico 18. Eleccion del diametro optimo alternativa 01-RB 02. ............................ 75

Gráfico 19. Digitacion Costos unitarios de excavacion y de energia. ..................... 76

Gráfico 20. Selección del diametro optimo RB 02.................................................. 76

Gráfico 21. Resumen del sistema proyectado Alt 01. ............................................ 77

Gráfico 22. Vista unifilar RP 370, Alt 02. ................................................................ 78

Gráfico 23. Ubicación ventilador 70 kcfm – RB 01 ................................................. 79

Gráfico 24. Simulación estado curva ventilador de 70 kcfm - Zona sUR. .............. 79

Gráfico 25. Simulacion estado curva ventilador de 70 kcfm-Zona Norte. ............... 80

Gráfico 26. Parametros para el diametro optimo. .................................................. 80

Gráfico 27. Eleccion diametro optimo alternativa 02 RB 01. .................................. 81

Gráfico 28. Selección diametro optimo RB 01. ..................................................... 81

Gráfico 29. Resumen del sistema proyectado Alt. 02. ........................................... 82

Gráfico 30. Ubicación ventilador 70 kcfm RB-D ..................................................... 83

Gráfico 31. Simulación estado curva ventilador de 70 kcfm - Zona Sur. ................ 84

Gráfico 32. Simulacion estado curva ventilador 70 kcfm Zona Norte . ................... 84

Gráfico 33. Eleccion diametro optimo alternativa 03 -Proyecto. ............................. 85

Gráfico 34. Selección diametro optimo RB-D . ...................................................... 86

Gráfico 35. Resumen del sistema Alt 03 - Proyecto. .............................................. 87

Gráfico 36. Curvas caracteristicas mina actual Vs proyectada Alt 02. ................... 88

Gráfico 37. Curva caracteristica mina actual Vs proyectada Alt 03. ....................... 88

Gráfico 38. Resumen comparativo Alternativas - Capex. ...................................... 97

Gráfico 39. Resumen comparativo Alternativas -Opex . ........................................ 97

Gráfico 36. Curvas características mina actual Vs proyectado Alt. 02. .................. 65

Gráfico 37. Curvas características mina actual Vs proyectado Alt. 03. .................. 66

Gráfico 38. Resumen comparativo Alternativas - Capex. ...................................... 74

Gráfico 39. Resumen comparativo Alternativas - Opex. ........................................ 75

1

INTRODUCCION

El presente trabajo ha sido desarrollado con el soporte del software Ventsim

Visual™ Avanzado, el cual permitió conocer en amplitud y profundización el

sistema de ventilación de la Sociedad Minera Austria Duvaz S.A.C., durante los

trabajos realizados en campo y gabinete actualiza a junio 2017.

Dado lo anterior, bajo ninguna circunstancia se insinúa que los trabajos de

ventilación de la Sociedad Minera Austria Duvaz S.A.C., están por debajo de los

estándares o son deficientes. Adicionalmente, las recomendaciones que se ha

visto que funcionan en otras minas pueden no tener el mismo resultado en

Austria Duvaz, por lo que se debe revisar cuidadosamente los riesgos y los

beneficios de su implementación, en caso de ser adoptadas.

Se agradece a la Gerencia de Operaciones, Superintendencia General y a su

equipo de operaciones mina, por la oportunidad de observar sus instalaciones

y haber realizado en forma integral el presente estudio, desde el modelamiento

hasta su calibración del sistema en Ventsim Visual™ Avanzado, con inclusión

de las condiciones ambientales por temperatura, logrando una convergencia de

los flujos en los modelos propuestos. En el presente estudio se entregan las

alternativas para implantarse el nuevo sistema de ventilación.

2

CAPITULO I

GENERALIDADES

1.1 ANTECEDENTES REFERENCIALES

El presente trabajo, se refiere a la fase que comprende el diseño y optimización

del nuevo eje del sistema de ventilación, analizando que se ejecute en dos

Etapas, denominadas: Corto y mediano plazo. Habiéndose validado el modelo

topográfico en 3D, al 100% con los responsables de la mina y definiéndose los

ejes principales del circuito de ventilación, tanto de las entradas de aire fresco

y las salidas del aire viciado.

Para el cálculo del caudal que requiere la mina, se tuvo como referencia Legal

del Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional D.S. N°024-2016-EM,

tomando en consideración el mayor número de personas que ingresan a mina,

en la guardia de día y noche (227 trabajadores/guardia). Para la necesidad de

aire de los equipos Diésel se consideró una flota de 08 equipos,

representando un total de 670 HP. Finalmente, para el cálculo del caudal

necesario para diluir los gases producidos en la voladura, se consideró ocho

(08) niveles de operación, donde las labores tendrán una velocidad de aire

mínima, de 25 m/min (por el uso de ANFO) con una sección promedio de 6.48

m2. Además, se complementa con la relación obtenida de la “Guía

metodológica de seguridad para proyectos de ventilación de minas”, el cual se

basa en el Decreto Supremo Nº 072, “Reglamento de Seguridad Minera", del

año 1985, y D.S. Nº 132, de 2002, donde incluyen los valores de tiempo de

dilución (60 min) y el consumo de explosivos (kg) por guardia.

3

Se han procesado los datos obtenidos en campo y las condiciones de trabajo

de los ventiladores (consumo de energía, datos de placa y medición de los

flujos), información que nos ha permitido definir las curvas características de

los cinco (05) ventiladores secundarios y uno (01) en stand by, dieciséis (16)

ventiladores auxiliares operativos; estos fueron instalados en el modelo 3D

Ventsim™ Visual Avanzado.

Se entrega un modelo calibrado al 90%, fiable para realizar simulaciones que

permitan definir alternativas de diseño, considerando los costos fijos y

variables de cada proyecto. En efecto, el modelo permitió seleccionar los

diámetros óptimos de las chimeneas de ventilación, para las alternativas

propuestas. Finalmente, el estudio propone un CAPEX y un OPEX para cada

escenario.

1.2 JUSTIFICACION E IMPORTANCIA DE LA INVESTIGACION

El presente trabajo de investigación se justifica, porque servirá para el

mejoramiento del sistema de ventilación de la Sociedad Minera Austria Duvaz

S.A.C tomando decisiones respecto al control y diseño de los circuitos y

alternativas de solución, realizando una óptima ingeniería de ventilación, la

cual funcione eficientemente evitando costos de reingeniería. Este trabajo de

investigación propone un diseño flexible con el fin de administrar

eficientemente los recursos actuales y proyectados, dando a conocer

criterios, pautas para su selección y conocimientos sobre sus principios de

funcionamiento.

Así mismo reflejándose en el mejor desempeño de los trabajadores en sus

tareas y labores encomendadas, minimizando las enfermedades

ocupacionales, obteniendo mejores resultados de efectividad y productividad.

4

1.3 OBJETIVOS

1.3.1 General

Plantear alternativas viables de solución para optimizar el costo de energía

con un sistema adecuado de ventilación sujeto a las normas vigentes y los

estándares exigidos para los métodos de minado.

Resolver el problema de ventilación y sostener la operación en los próximos

2.5 años.

1.3.2 Específicos

Balance y cobertura de aire actual y proyectado para 2.5 años.

Actualización del modelo topográfico en 3D, bajo el soporte del software

Ventsim™ Visual Avanzado.

Caracterización, calibración del modelo y simulación de alternativas de

diseño.

Validación de los proyectos que dispone Austria Duvaz, para la ejecución

de las chimeneas de ventilación. Cuyo periodo estará comprendido del 2017

al 2019 (2.5 años).

Selección de los ventiladores principales y características técnicas a nivel

de operación.

1.4 ALCANCE

Los alcances generales del trabajo de investigación comprenden:

Levantamiento del sistema de ventilación actual

Levantamiento del sistema secundario por niveles

Aforos de caudales, ingresos y salidas de aire

Balance y cobertura del sistema de ventilación

Planos de ventilación por niveles 2D

Plano isométrico del sistema de ventilación actual

Determinar el costo de energía nominal, por ventilación secundaria y auxiliar.

Mejorar el sistema de ventilación para los próximos años

5

1.5 PLANTEAMIENTO DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA

Actualmente la mina presenta un sistema de ventilación no tan adecuado, con

recirculaciones de aire, que oscilan entre los niveles superiores (ventilación no

definida) principalmente por la gran cantidad de chimeneas que comunican a

superficie, estos flujos son muy variables existiendo cambios de dirección

durante el día y la noche, ello se debe fundamentalmente por los cambios de

temperatura que expanden el volumen de aire.

De las estaciones de ventilación monitoreadas, gran parte presentan

velocidades debajo de 25m/min, es por ello la urgencia de realizar un estudio

integral y poner a punto su sistema de ventilación, que conlleve a la

implementación y aseguramiento de los requerimientos básicos de aire fresco

para el óptimo desarrollo de los procesos de exploración, desarrollo,

preparación y explotación; cumpliéndose con las normas de Ventilación

estandarizada peruana.

1.6 HIPOTESIS

1.6.1 General

El sistema de ventilación propuesto resuelve el problema de Ventilación

para los próximos 2.5 años.

Mediante la modificación e implementación del Sistema de Ventilación en la

Sociedad Minera Austria Duvaz, solucionar los problemas de ventilación

como a su vez de contaminación de agentes físico y químicos, así como la

recirculación de aire viciado; así como la ventilación principal, secundaria y

auxiliar.

1.6.2 Especifica

Brindar un ambiente de trabajo seguro, saludable y confortable cumpliendo

las normas legales vigentes, durante las etapas de desarrollo, preparación

y explotación.

Mediante la construcción de nuevas chimeneas de ventilación,

reformulación del nuevo de ventilación, etc.

6

Reducir las altas temperaturas en las diferentes labores de la mina a través

de la implementación de mayor punto de desfogue de aire viciado.

Balance y cobertura de aire requerido

Demanda de aire satisfecho

Contar con el caudal necesario tanto para la ventilación principal como para la auxiliar.

Mejorando así el sistema de ventilación.

7

CAPITULO II

MARCO TEORICO

2.1 UBICACIÓN Y ACCESO

La Mina Austria Duvaz, Unidad Morococha, está ubicada en el distrito minero

de Morococha, Provincia de Yauli, Dpto. de Junín; aproximadamente a 140

km, al Este de la ciudad de Lima, y es accesible por la carretera Central del

Perú.

Las oficinas de la operación minera están ubicadas en la zona de Tuctu. Los

campamentos y las instalaciones minero - metalúrgico están

aproximadamente a 8 km al Este de la divisoria continental, conocida con el

nombre de Ticlio, a una elevación de 4.500 metros sobre el nivel del mar. Las

coordenadas geográficas son:

76º 10’ Longitud Oeste

11º 36’ Latitud Sur

8

Figura 1 Plano de ubicación Sociedad Minera Austria Duvaz S.A.C

2.2 GEOLOGIA

El distrito de Morococha y adyacentes, es conocido mundialmente por sus

características geológicas favorables para el emplazamiento de ricos

yacimientos. Cuenta con una larga historia de operaciones extractivas por

importantes empresas mineras que contribuyen al desarrollo económico y

social de la región y circundan a la Empresa Minera Austria Duvaz.

2.3 MINERIA

La mina produce 950 TMS/día, mineral proveniente de la explotación,

preparación y desarrollo de labores. Los principales métodos de explotación

son Corte y Relleno Ascendente, Shirinkage estático y Taladros Largos.

En perforación se utiliza equipos de perforación de taladro largo. Para

limpieza de labores convencionales winches eléctricos de arrastre y en los

tajos mecanizados se utiliza scoops y dumpers de 1.5 yd3 hasta 2.5 yd3 de

capacidad.

9

Para restablecer las aberturas del macizo rocoso se usa relleno detrítico. El

circuito principal de ventilación natural está conformado por cruceros y

chimeneas, auxiliados por ventiladores desde hasta 5,000 cfm en áreas

confinadas.

La producción se realiza a través de labores subterráneas con métodos de

explotación minera mecanizada con el objetico de extraer la porción

mineralizada de cobre, plomo, zinc y plata desde el macizo rocoso de la mina

y enviarla a la planta en forma eficiente y segura, para ser sometida a

procesos metalúrgicos de recuperación para la obtención de concentrados.

2.4 FUNDAMENTOS DE VENTILACION MINERA

2.4.1 Descripción y componentes del aire y sus características

La materia prima de la ventilación es el aire, esta es una mezcla de gases

que conforman la atmosfera terrestre, “aire seco”. Sin embargo, el aire

siempre viene acompañado de vapor de agua. Desde el punto de vista

termodinámico el aire es una mezcla de aire seco y vapor de agua en

proporciones variables, dependiendo de la temperatura y presión

barométrica.

La composición química del aire seco al nivel del mar es:

Composición química del aire seco a nivel del mar

Gas % en volumen % en peso

Nitrógeno 78.084 75.55

Oxigeno 20.946 23.13

Argón 0.934 1.27

Dióxido de carbono 0.033 0.05

Otros gases 0.003

Tabla 1 Composición química del aire seco a nivel del mar

10

Los cambios termodinámicos afectan el contenido de vapor de agua al

condensarse o evaporarse. El termino aire seco es hipotético, pues no

existe en la atmosfera.

2.4.2 Gases generados en mina subterránea, características e impactos

En la mina subterránea existen cuatro fuentes principales de gases: el uso

de explosivos, las máquinas de combustión interna, los gases de estratos y

la respiración humana. La identificación anticipada de estos gases facilitara

la prevención de accidentes por intoxicación.

Toda voladura origina en mayor o menor grado gases tóxicos, producidos

por diversas reacciones químicas que ocurren durante una explosión.

En el caso de las máquinas de combustión interna, pueden liberar gran

cantidad de contaminantes, hasta 0.3 m3/min por HP. Estos gases son

monóxido de carbono, dióxido de nitrógeno, aldehídos, humos, metano y

dióxido de azufre.

Los gases de estratos son aquellos que existen dentro de las estructuras

rocosas del yacimiento y que, al entrar en contacto con una labor minera,

pueden producir grandes concentraciones de gases tóxicos.

Con la relación a la respiración humana, debe recordarse que la persona

que exhala anhídrido carbónico y si realiza una actividad física intensa, la

cantidad de anhídrido carbónico producida será mayor.

Los accidentes por intoxicación se cuentan entre los de mayor recurrencia

en la minería peruana. Los trabajadores de la minería subterránea deben

estar alertas a la presencia de siete gases peligroso principales. Entre ellos

están nitrógeno, anhídrido carbónico, monóxido de carbono, gases nitrosos,

anhídrido sulfuroso, gas sulfhídrico y gas grisú. Veamos algunas

características de cada uno.

Nitrógeno: Gas inerte, incoloro, inodoro, insípido y es más ligero que el aire.

Cuando se encuentra mezclado con un poco de oxigeno produce

sofocamiento en el organismo humano.

Se forma por el desprendimiento de los estratos de rocas en algunas minas

y también por el consumo de oxigeno del aire por alguna forma de

11

combustión, especialmente la combustión de explosivos. Cuando los gases

tóxicos más ligeros que el aire se acumulan en chimeneas o lugares de

trabajo, están formados generalmente por nitrógeno.

Cuando se mezcla con el oxígeno en una proporción aproximada de 78% a

21%, como en el aire atmosférico, su acción es diluir el oxígeno. Este gas

causa la muerte por sofocamiento cuando el porcentaje de nitrógeno pasa

de 88%.

Anhídrido carbónico: Gas sin olor ni color, con un sabor ligeramente ácido,

es 1,5 veces más pesado que el aire y soluble en agua. El anhídrido

carbónico es un estimulante de la respiración, por lo que es fisiológicamente

activo y no se le puede clasificar entre los gases inertes, aunque no es

altamente tóxico. Su propiedad estimulante de la respiración es

aprovechada en algunos aparatos para respiración artificial.

La presencia de 0,5% de anhídrido carbónico en el aire normal causa ligero

aumento en la ventilación de los pulmones; la persona expuesta a esta

pequeña cantidad de anhídrido carbónico respirará más profundamente y

ligeramente más aprisa que estando en aire puro. Si el aire contiene 2% de

anhídrido carbónico, la ventilación de los pulmones aumentará en 50%

aproximadamente; si el aire contiene 5% de dicho gas, la ventilación de los

pulmones aumentará en 300%, haciendo que la respiración sea fatigosa.

El anhídrido carbónico se forma en las minas subterráneas durante la

putrefacción de la madera, descomposición de rocas carbonatadas por

aguas ácidas, trabajo con explosivos y por combustión. En puntos de

deficiente ventilación, las concentraciones de este gas resultan peligrosas

y debido a su densidad se acumula principalmente en los puntos más bajos

de las labores mineras.

Monóxido de carbono: Gas extremadamente venenoso, incoloro, inodoro e

insípido. Es uno de los gases más peligrosos que existen y es la causa del

90% de los accidentes fatales en minas por intoxicación por gases.

No mantiene la combustión y es imposible detectar su presencia sin contar

con equipos de detección de gases. Se produce siempre durante los

12

incendios en minas, explosiones de gas y polvo, voladuras, quema de

explosivos y generado por los motores de combustión interna.

Su acción tóxica sobre el hombre se debe a la gran afinidad química que

tiene la hemoglobina de la sangre por él, de 250 a 300 veces mayor que el

oxígeno. Por tal razón, aún pequeñas concentraciones de monóxido de

carbono son peligrosas.

Si una persona aspira monóxido de carbono con el aire, los glóbulos rojos

pierden su capacidad de admitir oxígeno. Este ya no llega hasta los tejidos

del cuerpo, produciéndose hasta la muerte por falta de oxígeno. Las

víctimas que se recuperan del monóxido de carbono, deben permanecer

bajo observación médica por lo menos durante 24 horas.

Evidentemente, la peligrosidad del monóxido de carbono está íntimamente

ligada con el tiempo de exposición, ya que a mayor tiempo y con igual

concentración de gas en el aire, mayor es la saturación de la sangre. Con

una saturación de la sangre de 70 % a 80 % sobreviene la muerte.

Gases nitrosos: Gases incoloros en concentraciones bajas y de color pardo

rojizo cuando la concentración es alta. Es un gas tóxico e irritante que se

forma en las minas por efecto del empleo de explosivos, especialmente

cuando se utiliza anfo y por la combustión de motores diésel.

Su acción tóxica la ejerce en las vías respiratorias, especialmente en los

pulmones, al disolverse con el agua formando el ácido nítrico y nitroso los

que corroen los tejidos. Una concentración de 0,002% produce un

envenenamiento mortal.

Los óxidos de nitrógeno tienen un comportamiento engañoso respecto a su

toxicidad, pues una persona que lo respira puede rehacerse aparentemente

y después de varias horas o días morir repentinamente.

Anhídrido sulfuroso: Gas incoloro sofocante, con fuerte olor sulfuroso, es

2,2 veces más pesado que el aire y se disuelve fácilmente en el agua. Es

fuertemente irritante de los ojos, nariz y la garganta, incluso en

concentraciones bajas, y puede causar graves daños a los pulmones si se

inhala en altas concentraciones.

http://www.revistaseguridadminera.com/materiales-peligrosos/guia-de-sustancias-monoxido-de-carbono/

13

En concentraciones superiores a 0,001 % ataca a las mucosas y con 0,05

% es mortal. Se forma por la combustión de piritas, de minerales con alto

contenido de azufre y por voladuras en rocas que contienen sulfuros.

Gas sulfhídrico: incoloro de olor característico a huevos podridos,

sofocante, tóxico, inflamable, irritante y venenoso. Es más venenoso que el

monóxido de carbono, pero su característico olorosa lo hace menos

peligroso.

Irrita las mucosas de los ojos, de los conductos respiratorios y ataca el

sistema nervioso. Con un contenido de 0,05% se produce un

envenenamiento peligroso en media hora y con 0,1% rápidamente

sobreviene la muerte.

Las fuentes de formación en las minas son putrefacción de sustancias

orgánicas, descomposición de minerales sulfurosos, emanación de gases

de las grietas y combustión incompleta de explosivos.

Gas grisú: Gas compuesto principalmente por metano, conteniendo un

promedio de 95% de este gas. Los otros componentes son anhídrido

carbónico, nitrógeno, etano y a veces hidrógeno. El metano es uno de los

gases más peligrosos existentes en las minas, por su propiedad de formar

mezclas explosivas con el aire.

Las explosiones de metano han sido la causa de la muerte de centenares

de mineros del carbón. Se encuentra en las minas de carbón y en rocas que

contienen materias orgánicas.

2.5 VENTILACION NATURAL

Es el flujo natural de aire que ingresa al interior de una labor sin necesidad

de alguna fuerza mecánica externa. Para que se de este movimiento tiene

que existir una diferencia de altura entre las bocaminas de entrada y salida.

En realidad, más importante que la profundidad de la mina es el intercambio

termodinámico que se produce entre la superficie y el interior. La energía

térmica agregada al sistema se transforma a energía de presión, susceptible

de producir un flujo de aire.

14

Por tanto, la ventilación natural “PVN”, se debe a la diferencia del peso

específico del aire entrante y saliente. Esto proviene principalmente de la

diferencia de temperatura, en menor grado la diferencia de presión y todavía

tiene menor influencia la variación de humedad y su composición.

El calentamiento progresivo del aire origina que esta circula a través de las

labores subterráneas. El fenómeno es análogo al que se produce en una

chimenea donde el aire caliente desplaza al aire frio que se encuentra por

encima de esta.

2.6 VENTILACION MECANICA

La ventilación mecánica o ventilación forzada es la ventilación en la que las

diferencias de presiones son creadas por dispositivos mecánicos accionados

por energía eléctrica, aire comprimido, máquinas de combustión interna, etc.

En minería, cuando la ventilación natural no es capaz de cumplir con las

exigencias de caudal y velocidad suficientes, se utiliza la ventilación

mecánica sea con ventiladores principales, secundarios o auxiliares.

Para efectos de claridad se dan las siguientes definiciones:

Ventilador principal: Ventilador que mueve el flujo de aire entre superficie y

mina ya sea por inyección o extracción. Puede estar ubicado en superficie o

en interior de mina.

Ventilador secundario (booster): Ventilador que se encarga de mover el aire

entre niveles o que direcciona el flujo de aire hacia los ventiladores

principales ayudándolo a controlar la presión.

Ventilador auxiliar: Ventilador que se encarga de mover el aire a través de

mangas hacia los frentes ciegos.

2.7 VENTILACION AUXILIAR

En zonas que no son ventiladas por la corriente principal (frentes ciegos), es

necesario una ventilación especifica con el objetivo de tener en el frente de

trabajo, el caudal de aire necesario para remover los gases. Esta ventilación

es comúnmente conocida como ventilación auxiliar.

15

2.8 CIRCUITOS DE VENTILACION

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 hacia

paralelo y ambas se acoplan una después de la anterior formando una red, la

cual tiene que ser calculada en volúmenes y resistencias para conocer la

resistencia o estática total de la red y sus volúmenes, por ende, poder pedir el

ventilador apropiado.

Es decir, esta red está formada por circuitos en serie y circuitos en paralelo,

existiendo la necesidad de convertir los circuitos en paralelo en circuitos en

serie para tener un solo circuito en línea que nos da un valor de la resistencia

que vencer.

2.8.1 Circuitos en serie

Este circuito tiene las siguientes relaciones

El volumen total de aire es el mismo a través de todo el circuito desde que

ingresa el aire a la mina hasta que sale de ella, es decir:

𝑄𝑇 = 𝑄1 = 𝑄2 = 𝑄3 = 𝑄4 = ⋯ … … … … 2.1

La resistencia total es igual a la suma de las pérdidas o resistencia de cada

una de las galerías por donde viaja el flujo, esto es:

𝑃𝑇 = 𝑃1 + 𝑃2 + 𝑃3 + 𝑃4 + ⋯ … … … … 2.2

La relación que hay entre 𝑃𝑇 y el volumen 𝑄𝑇 del flujo que viaja es igual

𝑃𝑇 = 𝑅𝑄2 … … … … 2.3

𝑃𝑇 = 𝑅𝑄2 = 𝑅1𝑄2 + 𝑅2𝑄2 + 𝑅3𝑄2 + 𝑅4𝑄2 + ⋯ = 𝑄2(𝑅1 + 𝑅2 + 𝑅3 + 𝑅4 + ⋯ ) … 2.4

Pero como todos los volúmenes son iguales podemos escribir que:

16

𝑅𝑇 = 𝑅1 + 𝑅2 + 𝑅3 + 𝑅4 + … … … … … 2.5

En un circuito en serie dentro de una mina de vetas verticales el circuito

seria el siguiente:

Figura 2 Circuito en serie con puertas que regulan el aire

En su esquema lineal para cálculo de cada una de las PL o resistencia es

la siguiente:

Figura 3 Esquema lineal

En circuitos en serie los requerimientos de fuerza o energía eléctrica son

altos, para un determinado volumen, porque los HP para trasladar el peso

de aire son acumulativos.

Que calculados y analizados nos dice cuál es el tramo más resistente en

mina que debemos inspeccionar para mejorarlo y ver el modo de reducir

esta resistencia.

17

Figura 4 Circuito en serie

2.8.2 Circuitos en paralelo

Es cuando el flujo o volumen total de aire es distribuido o dividido en varias

galerías. En la ventilación de minas cuando se está haciendo un circuito en

paralelo se dice que se está haciendo un splitting y cada ramal del circuito

en paralelo se llama Split y este circuito paralelo tiene las siguientes

relaciones:

Cuando el flujo pasa por galerías en paralelo, o galerías que se bifurcan el

volumen total es la suma de los volúmenes que pasa por cada ramal.

𝑄𝑇 = 𝑄1 + 𝑄2 + 𝑄3 + 𝑄4 + ⋯ 2.6

La pérdida de resistencia es la misma a través de cualquier ramal o galería:

𝑃𝑇 = 𝑃1 = 𝑃2 = 𝑃3 = 𝑃4 … … … … … 2.7

Pero sabiendo que 𝑃 = 𝑅𝑄2, podemos decir que la P podemos hallarlo

conociendo la R y el Q sin necesidad de usar la fórmula de resistencia y de

lo anterior podemos decir también que:

𝑄𝑇 = √𝑃1

𝑅1

+ √𝑃2

𝑅2

√𝑃3

𝑅3

+ √𝑃4

𝑅4

+ ⋯ … … … 2.8

Pero como:

𝑃𝑇 = 𝑃1 = 𝑃2 = 𝑃3 = 𝑃4 … … … … … 2.9

Tenemos que:

18

1

√𝑅=

1

√𝑅1

+ 1

√𝑅2

+ 1

√𝑅3

+ 1

√𝑅4

+ ⋯ … … … 2.10

Nos dice que cada R o resistividad involucra a las características de cada

galería o conductos de los cuales queremos conocer sus resistencias, con

datos obtenidos en el mapeo de campo que nos permiten calcular las

resistencias de estos conductos.

Si la estática es la misma o constante

𝑃𝐿 = 𝑃𝐿1 = 𝑃𝐿2 = 𝑃𝐿3 = ⋯ … … … … 2.11

𝑄 = √𝑃𝐿

𝑅 𝑂 𝑄 = √

𝑃1

𝑅1

… … … … 2.12

Y si podemos escribir o decir que:

𝑄 = 1

√𝑅 𝑦 𝑄1 =

1

√𝑅1

… … … 2.13

Y si estas igualdades las dividimos tendremos que:

𝑄

𝑄1

=

1

√𝑅1

√𝑅1

… … … 2.14

De donde 𝑄1es igual a:

𝑄1 = 𝑄𝑋 =

1

√𝑅1

√𝑅1

… … … 2.15

Que es una de las relaciones que indica que conocidas características o

resistividad de las galerías 𝑅1 𝑦 𝑅el volumen Q que queremos distribuir,

podemos hallar el volumen que pasara por 𝑄1.

Esta igualdad da solución a muchos problemas de ventilación minera con

solo conocer las características de cada ramal. Y el valor de R lo obtenemos

de la fórmula:

19

𝑅 = 𝐾𝑃𝑒𝑟(𝐿 + 𝐿𝑒)

5.2𝐴3 … … … 2.16

Ecuación en la que tenemos todos los datos que se han obtenido del mapeo

de mina y que ahora nos sirven para hallar las resistencias por cálculos y

poder distribuir el volumen principal por diferentes ramales conforme exigen

las operaciones mineras.

En minería subterránea un circuito de ventilación en paralelo es del

siguiente modo.

Figura 5 Circuito en paralelo

Y su esquema para calcular el circuito es el siguiente:

Para el cálculo de las resistencias inicie por determinar la resistencia

equivalente de ceh y de cfgh, esta resistencia equivalente hay que calcular

con la resistencia d para tener otra resistencia equivalente la que se sumara

a la resistencia de a e i para tener la resistencia total desde el punto 1 al

punto 2 y poder pedir el ventilador adecuado.

Una determinada cantidad de aire cuando se establece circuitos en paralelo.

Cada tajo debe ser un ramal de un circuito en paralelo para lograr frescura

y aire no tan contaminado, pero de modo controlado, en la cantidad que

requiere este a la velocidad mínima de transporte. Muchos tajos tienen la

velocidad mínima que todo supervisor debe exigir.

20

2.9 BASES TEORICAS

2.9.1 Leyes de Kirchhoff

Gustav Robert Kirchhoff (1824 – 1887)

Las leyes de Kirchhoff aplicadas originalmente en circuitos eléctricos, también

puede aplicarse en los circuitos de ventilación de minas, donde los caudales

de aire y caídas de presión son análogos a la corriente y voltaje

respectivamente.

Primera ley de Kirchhoff (ley de continuidad)

La primera ley de Kirchhoff para redes de ventilación en minas establece que

la suma algebraica de todo flujo de aire en cualquier unión o nodo es cero, esto

se refiere a que la suma de todas las cantidades de aire en cualquier unión o

nodo es cero. Esto se refiere a que la suma de todas las cantidades de aire

que fluyen hacia una unión debe ser igual a la suma de todas las cantidades

de aire que salen del nodo.

∑ 𝑄 = 0 … … … … 2.17

𝑄1 + 𝑄2 = 𝑄3 + 𝑄4 … … … … 2.18

Figura 6 Ley de Continuidad

21

Segunda ley de Kirchhoff (Ley de circulación)

La segunda ley de Kirchhoff, en forma análoga establece que la suma

algebraica de las caídas de presión de todos los ramales integrantes de una

malla es cero.

En el caso específico de ventilación minera, es normal que existan de por

medio presiones de ventiladores (Pf) ubicadas en alguna malla, asi como

presiones por ventilación natural (Pvn), los cuales hay que tener en cuenta

estos factores.

∑ 𝑃 = 0 … … … … 2.19

𝑃𝑡 = 𝑃𝑎 + 𝑃𝑏 + 𝑃𝑐 − 𝑃𝑑 = 0 … … … … 2.20

Figura 7 Segunda ley de Kirchhoff

2.9.2 Método de Hardy Cross

La técnica que ha encontrado la más amplia difusión es el método

desarrollado por Hardy Cross. Esta técnica interactiva considera un flujo de

aire Q que pasa a través de un conducto de resistencia (R), en el cual se

cumple la relación.

𝑃 = 𝑅𝑄2 … … … … 2.21

Para determinar el valor verdadero del flujo Q, el valor 𝑄𝑎 inicial es estimado

tal que:

𝑄 = 𝑄𝑎 + 𝛥𝑄 … … … … 2.22

22

Donde ΔQ es el error existente en el 𝑄𝑎 asumido. El problema ahora es

encontrar el valor 𝛥𝑄 a ser aplicado al valor asumido de 𝑄𝑎.

Si consideramos la representación real de los conductos de aire en una

mina, esto no se encuentran aislados, sino integrados a una red de

conductos, cuya magnitud también depende de la extensión de la red

(Hartman, 1991).

2.10 LEYES BASICAS DE LA VENTILACION DE MINAS

Las leyes del estado de flujo del aire indican que por una cantidad de aire

que circule entre dos puntos, debe existir una diferencia de presión entre

estos puntos. La relación entre la diferencia de presión (P) y la cantidad de

flujo de aire (Q).

Si no existe una diferencia de presión no existe una cantidad de flujo, es decir

si 𝑄 = 0 , 𝑃 = 0. Mientras mayor sea P, mayor será Q. en el caso de aquel

aire de mina que circula subterráneamente en donde el patrón de flujo es

turbulento (es decir, como un rio que fluye en los rápidos), la relación entre

las dos cantidades puede expresarse en la ley cuadrática.

𝑃 = 𝑅𝑄2 … … … … 2.23

P: Perdida de presión (Pa)

R: Resistencia (Ns2/M8)

Q: Flujo de volumen (M3/S)

El termino R de la ecuación se denomina como la resistencia del conducto

de ventilación o del ducto al cual se aplica.

Si es necesario duplicar el volumen del aire que circula a través del ducto o

del conducto de ventilación, la presión requerida es el doble de la presión

original sino el cuádruple, es decir 22 por la presión original. Similarmente

para triplicar la cantidad requerida, se debe aumentar nueve veces la presión

original, es decir 32 por la presión original (Centeno Q., 2011)

23

2.11 ECUACION DE ENERGIA TOTAL

En cualquier sección de un ducto, la energía total representa por la suma de

los siguientes tres componentes: una energía estática, una energía de

velocidad (dinámica) y una energía potencial, cuando se considera un fluido

en movimiento entre dos secciones, además de las tres clases de energía

tiene relevante importancia una cuarta clase de energía: la energía mecánica.

Luego para dos puntos de un ducto (1 y 2) la ecuación de la energía total está

dada por:

(𝐸𝑛𝑒𝑟𝑔𝑖𝑎 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙)1 = (𝐸𝑛𝑒𝑟𝑔𝑖𝑎 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙)(𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎𝑠 𝑑𝑒 𝑒𝑛𝑒𝑟𝑔𝑖𝑎)1−2 … 2.24

Sustituyendo las expresiones anteriores por las diferentes clases de energía

se tiene: la ecuación de Bernoulli

𝑃1

𝑊+

𝑣12

2𝑔+ 𝑍1 =

𝑃2

𝑊+

𝑣22

2𝑔+ 𝑍2 + 𝑃𝑝 … … 2.25

Donde:

𝑃

𝑊 = 𝐸𝑛𝑒𝑟𝑔𝑖𝑎 𝑒𝑠𝑡𝑎𝑡𝑖𝑐𝑎

𝑣2

2𝑔= 𝐸𝑛𝑒𝑟𝑔𝑖𝑎 𝑑𝑒 𝑣𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑

𝑍 = 𝐸𝑛𝑒𝑟𝑔𝑖𝑎 𝑃𝑜𝑡𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎𝑙

𝑃𝑝 = 𝑃𝑒𝑟𝑑𝑖𝑑𝑎 𝑑𝑒 𝑒𝑛𝑒𝑟𝑔𝑖𝑎 𝑑𝑒𝑏𝑖𝑑𝑜 𝑎𝑙 𝑓𝑙𝑢𝑗𝑜

𝑃 = 𝑃𝑟𝑒𝑠𝑖𝑜𝑛 𝑎𝑏𝑠𝑜𝑙𝑢𝑡𝑎 (𝐾𝑝𝑎)𝑜´ (𝑃𝑎)

𝑊 = 𝐷𝑒𝑛𝑠𝑖𝑑𝑎𝑑 (𝐾𝑔

𝑚3)

𝑣 = 𝑣𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 (𝑚

𝑠)

𝑔 = 𝑎𝑐𝑒𝑙𝑒𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑔𝑟𝑎𝑣𝑒𝑑𝑎𝑑 (𝑚

𝑠2)

Por lo tanto, la ecuación anterior podrá ser representada por:

24

𝑃𝑡1 = 𝑃𝑡2 + 𝑃𝑝 … … … … 2.26

En términos de presiones:

𝑃𝑠1 + 𝑃𝑣1 + 𝑃𝑧1 = 𝑃𝑠2 + 𝑃𝑣2 + 𝑃𝑧2 + 𝑃𝑝 … … … . .2.27

Figura 8 Flujo de fluidos a través de un ducto

2.12 ECUACION MODIFICADA DE ENERGIA

Utilizando las ecuaciones anteriores, los cálculos se hacen complicados

principalmente debido a las dificultades en determinar 𝑃𝑝, que son las

elevaciones de los diferentes lugares de trabajo. Estas dificultades pueden

ser superadas si los cálculos se efectúan utilizando un procedimiento

estándar donde el termino de elevación es omitido. Sin embargo, esta

omisión implica modificar la ecuación general de energía. Se debe enfatizar

que, para cada 70 pies de desnivel entre dos puntos, la presión potencial

aumenta en 1” H2O, pero la presión estática disminuye en una magnitud

equivalente, habiendo en muchos casos compensación de presiones. Un

procedimiento común para superar estas dificultades consiste en utilizar

presiones manométricas en lugar de las presiones absolutas, luego la

ecuación modificada de energía aplicada en ventilación de minas está dada

por:

𝑃𝑡1 = 𝑃𝑡2 + 𝑃𝑝 … … … 2.28

25

2.12.1 Perdidas de presión

La energía suministrada a un fluido en movimiento, por medios naturales y

mecánicos, es suministrada íntegramente para vencer las pérdidas de

presión Pp. En el flujo de fluidos por ductos se distinguen dos clases de

perdidas:

Pf: Perdidas debido a la fricción

Px: Perdidas debido al choque

Y están relacionadas en la siguiente ecuación:

𝑃𝑝 = 𝑃𝑓 + 𝑃𝑥 … … … … 2.29

Pf, representa la perdida de energía debido al paso de aire por ductos de

sección uniforme y Px, representa la perdida de energía por cambios de

dirección en la corriente de aire, cambios en la sección del ducto,

admisiones, descargas finalmente debidas a uniones y acoples de un

sistema de ventilación. Las perdidas anteriores causan la disminución de la

presión estática (Ps) y en muchos casos, especialmente la Px, la

transformación de la presión de velocidad (Pv) a presión estática (Ps) o

viceversa.

2.12.2 Presiones de una mina

Para determinar la magnitud de la presión artificial es necesario sumar

algebraicamente las presiones componentes de los elementos de un

circuito y balancear las mismas para todos los circuitos de una red de

ventilación. Esta presión se denomina generalmente presión total de la mina

y se representa:

𝑃𝑡𝑚𝑖𝑛𝑎 = 𝑃𝑠𝑚𝑖𝑛𝑎 + 𝑃𝑣𝑚𝑖𝑛𝑎 … … … 2.30

2.12.3 Presión estática

La presión estática es la presión ejercida por el aire en las paredes del

ducto, la cual tiende a forzarlas a expandirse. Es la cantidad total de energía

necesaria para vencer las pérdidas de presión de un ducto.

𝑃𝑠 = 𝑃𝑝 = 𝑃𝑓 + 𝑃𝑥 … … … … 2.31

26

2.12.4 Presión de velocidad (Pv)

La presión de velocidad se define como la presión resultante del movimiento

del aire. Mientras más rápido se mueve el aire, o mientras mayor sea la

velocidad de aire, mayor será la presión de la velocidad del aire y viceversa.

Es la cantidad de energía necesaria para vencer las perdidas por cambio

en el diámetro del ducto expresada en términos de la velocidad del aire en

la descarga.

𝑃𝑣 = 𝑣2

2𝑔 … … … … 2.32

2.12.5 Perdidas de presión por fricción

La pérdida de presión por fricción representa el 70% al 90% de la presión

total de la mina, consiguientemente será muy útil determinar con la

suficiente precisión utilizando los coeficientes apropiados.

Figura 9 Gradiente de presiones

2.13 FORMULA DE ATKINSON

El valor de la resistencia (R) depende de ciertas características del conducto

de ventilación o del ducto; por ejemplo, si uno de los conductos de aire cuenta

con un área pequeña y otra grande y todos los factores son constantes, el

aire circula con mayor facilidad a través del segundo conducto de ventilación,

27

en otras palabras, mientras el conducto de ventilación sea de mayor tamaño,

más baja será la resistencia (R) del conducto.

Si en un conducto el aire debe friccionar contra un área o superficie de mayor

tamaño, la resistencia será mayor en el conducto con la “superficie de

fricción” de mayor tamaño. La superficie de fricción se calcula multiplicando

la circunferencia por la longitud.

Finalmente, si las paredes de un conducto son lisas y las de otro son ásperas

y el resto de los factores son iguales, la resistencia del conducto liso será

menor que la del conducto áspero, es decir, el factor de fricción depende de

la naturaleza de la superficie del conducto de ventilación.

La fórmula de Atkinson considera estos factores y expresa:

𝑃 = 𝐾𝐶𝐿𝑄2

𝐴3∗

𝑊

1.2 … … … 2.33

𝑃 = 𝐾𝐶𝐿𝑉2

𝐴∗

𝑊

1.2 … … … 2.34

P = Perdida de presión (Pa)

C = Perímetro (m)

L = Longitud (m)

A = Área (m2)

Q = Flujo de cantidad (m3/s)

V = Velocidad (m/s)

K = Factor de fricción (Ns2/m4)

W = Densidad del aire (Kg/m3)

El termino 𝑊

1.2 está incluido en la fórmula de Atkinson para expresar que los

requisitos de presión dependen de la densidad de aire. Obviamente se

requerirá de mayor presión para hacer circular aire más presado (de mayor

densidad) a través del sistema. De hecho, los requisitos de presión son

directamente proporcionales con la densidad del aire (p w)

28

2.13.1 Factor de fricción

Los valores de K son determinados por las mediciones en diferentes

galerías, tipos de rocas y sinuosidades, es un tanto laborioso obtenerlo en

las galerías, por lo que obtenemos de una tabla elaborada, la cual hay que

corregir por la densidad del aire de la mina para obtener el K corregido a

nivel de la mina, esto es:

𝐾𝑐𝑜𝑟𝑟𝑒𝑔𝑖𝑑𝑜 = 𝐾 (𝑊

1.2) … … … … 2.35

2.13.2 Perdidas por choque

Las pérdidas por choque son de origen local, producidas por turbulencias,

remolinos, frenadas de aire al enfrentar diversos accidentes dentro del

circuito. Los accidentes son cambios de dirección, entradas, contracciones,

etc.

Perdida de choque en las labores mineras que no tienen la uniformidad de

los hastiales, o también ocurren en mala instalación de la manga por

producto de las operaciones mineras.

También dependen de la velocidad y del peso específico del aire (Hartman,

1991)

Los accidentes son cambios de dirección, entradas, concentraciones, etc.

También dependen de la velocidad y del peso específico del aire. Enríquez

J (2011).

2.14 EQUIPOS E INSTRUMENTOS DE MEDICION

Se detallan los equipos utilizados:

01 Equipo digital multifunción TESTO 435 - 4:

o 01 Sonda de hilo caliente.

o 01 Sonda molinete de 60 mm Ø.

o 01 Sonda molinete de 16 mm Ø.

01 Barómetro-altímetro digital TESTO 511.

01 Distanció metro digital BOSCH.

01 Cronometro digital Casio.

29

Tubos de humo.

01 Medidor de gases, con registro de O2, CO, CH4, CO2 y NO2

Figura 10 Instrumentos digitales TESTO 435-4; medición de flujo de aire

2.14.1 Método de medición – Levantamiento de ventilación

Las mediciones de flujo de aire realizadas se basaron a la norma: “ASHRAE

111; Practices for measurement, testing, adjusting and balancing of building

heating, ventilation, Air-conditioning and refrigeration Systems” usando el

método de áreas iguales “Method of equal areas”.

Figura 11 “Method of equal áreas”

Se basa principalmente en la aproximación del área transversal del túnel a un

rectángulo para luego ser divido en áreas iguales y en su centro realizar las

mediciones de velocidad que posteriormente se promediarán según las

especificaciones de la norma. Ver Figura 11.

30

2.15 REGLAMENTO DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL EN MINERIA

D.S N° 055-2010-EM.

TITULO III

GESTION DE LA SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL

CAPITULO IX: SALUD OCUPACIONAL

Articulo 94.- El titular minero deberá realizar la identificación de peligros,

evaluación y control de riesgos que afecte la seguridad y salud ocupacional

de los trabajadores en sus puestos de trabajo.

Articulo 95.- Todo titular minero deberá monitorear los agentes físicos

presentes en la operación minera tales como: ruido, temperaturas extremas,

vibraciones, iluminación, radiaciones ionizantes y otros.

NIVEL DE RUIDO

Articulo 96.- Se proporcionará protección auditiva cuando el nivel de ruido o

el tiempo de exposición supere los valores de nivel de ruido establecidos en

el ANEXO N° 7-E.

A partir de 100 decibeles se debe utilizar doble protección auditiva mientras

se implementa las medidas de control necesaria.

Escala de ponderación “A”

Tiempo de exposición máximo

En una jornada laboral

82 decibles 16 horas/día




31

91 decibles 1 1/2 horas/día

94 decibles 1 hora /día

97 decibles 1/2 hora/día

100 decibles 1/4 hora/día

Tabla 2: Escala de nivel de ruido y tiempo de exposición

Fuente: D.S N° 055-2010-EM

No debe exponerse al personal a ruido continuo intermitente o de impacto

por un encima de un nivel de 140 db en la escala de ponderación “C”.

Para la medición de ruido se utilizará la guía N° 1

Articulo 97.- En los lugares de trabajo donde se supere las temperaturas

térmicas señaladas en el Anexo N° 3 deberá tomarse medidas preventivas

tales como: periodos de descanso dentro de un turno de trabajo, suministro

de agua para beber no menor de 600 mililitros por hora de trabajo,

aclimatación, tabletas de sal, entre otras, a fin de controlar la fatiga,

deshidratación y otros efectos sobre el personal.

Las mediciones de exposición a estrés térmico (calor) deberán realizarse

según método descrito en la Guía N° 2 para la medición de estrés térmico.

AGENTES TERMICOS

Articulo 103.- el titular minero efectuara mediciones periódicas y las

registrara de acuerdo al plan de monitoreo de los agentes químicos presentes

en la operación minera tales como: polvos, vapores, gases, humos metálicos,

neblinas entre otros que puedan presentarse en las labores e instalaciones,

sobre todo en los lugares susceptibles de mayor concentración, verificando

que se encuentren por debajo de los límites de exposición ocupacional para

agentes químicos de acuerdo a lo señalado en el ANEXO 4 y lo demás

establecido en el Decreto Supremo N° 015-2005- SA y sus modificaciones

para garantizar la salud y seguridad de los trabajadores.

32

LIMITES DE EXPOSICION OCUPACIONAL PARA AGENTES QUIMICOS

TIPOS DE LIMITES

TWA: Media moderada en el tiempo (Time Weighted Average). Para

comparar con el promedio ponderado en el tiempo de exposición a

concentración individuales durante toda la jornada de trabajo. Los limites

TWA para 8 horas necesitan corrección al ser aplicados a jornadas de trabajo

diferentes.

STEL: Exposición de corta duración: Short Time Exposure Level. Limita las

exposiciones a corto tiempo normalmente 15 minutos. Limites a comparar

con la exposición promedio ponderada en el tiempo acumulada durante 15

minutos continuos. La exposición a concentraciones mayores no debe

superar los 15 minutos y puede ocurrir un máximo de 4 veces por jornada

con descansos de 1 hora mínimo entre exposiciones.

C: Ceilin Nivel Techo de Exposición. Limite que en ningún momento deberá

ser sobrepasado.

33

CAPITULO III

SISTEMA ACTUAL DE VENTILACION

3.1 DESCRIPCION DE LAS OPERACIONES MINERAS

Cota promedio: 4375 msnm (BM Carlos Reynaldo NV 400).

Sistema de minado combinado: Convencional y Mecanizado por

Trackless

Método de Minado: Shirinkage y Corte y Relleno Ascendente (C&RA)

empleando Taladros Largos.

Perforación: perforadoras neumáticas Jack Leg.

Limpieza: Scooptrams de 1.5 yd3, Diésel.

Transporte: Jaula (skip)

Número de guardias: 02/día

Horario de trabajo:

o Turno “A” 7:00 am a 7:00 pm.

o Turno “B” 7:00 pm a 7:00 am.

Personal por guardia: 227

Número de equipos Diésel: 08

Total, Potencia equipos Diésel: 670 HP

Número de disparos: 2/día.

Los tiempos de ventilación después de las voladuras son:

o Turno “A” = 2 horas de 6:15 am a 8:15 am.

o Turno “B” = 2 horas de 6:30 pm a 8:30 pm.

Los horarios para las voladuras primarias (chispeos) son:

o Turno “A” = 6:15 am.

o Turno “B” = 6:30 pm.

34

Tipo de explosivo actual: Dinamita.

Tipo de explosivo proyectado: ANFO.

Velocidad mínima del aire: 25 m/min.

Velocidad máxima del aire: 250 m/min. (en zonas de tránsito de

personal).

Producción de mineral:

o Diaria: 1,500 TMS.

o Mensual (estimado): 45,000 TMS.

3.1.1 PARAMETROS DE MEDIO AMBIENTE

Temperatura seca: 11 °C.

Temperatura húmeda: 6 °C.

Presión barométrica promedio: 606.8 hPa.

Humedad relativa: 63 %.

3.2 CAPACIDAD INSTALADA DE PRODUCCION Y SERVICIOS DE SOPORTE

Se resumió la lista general de personal y equipos Diésel en las Tablas 2 y 3.

Representado la “guardia A” con mayor número del personal.

Tabla 3 Resumen listado personal

Cuprita 84 77 74 235

Emcit 73 74 68 215

Misol 8 10 7 25

Resefer 9 9 9 27

Mina Cia. Servicios 21 19 19 59

Mantto. Mina 23 6 17 46

Seguridad 3 1 1 5

Geología 6 6 6 18

Total 227 202 201 630

Guardia B Guardia C TotalEmpresa Guardia A

35

Tabla 4 Resumen lista equipos Diésel

El explosivo que actualmente se utiliza, es la dinamita en sus diferentes

presentaciones, tal como muestra la Tabla 4.

Tabla 5 Data consumo explosivos y accesorios voladura

3.3 LEVANTAMIENTO DEL SISTEMA ACTUAL DE VENTILACION

Se estructuró un esquema de medición, determinado por estaciones

principales (para el aforo de caudales) y estaciones secundarias,

identificando las labores, dirección y velocidad del aire, obteniéndose los

flujos para el balance de aire.

En el levantamiento de campo se contabilizaron:

Estaciones principales: 31 puntos (13 ingresos y 18 salidas).

Ítem Utilización Empresa Código Equipo ModeloHP

nom.Cant.

1 A1 SCOOP No A1 LH 202 75 1

2 A2 SCOOP No A2 LH 202 75 1

3 A4 SCOOP No A4 LH 202 90 1

4 A5 SCOOP No A5 LH 202 75 1

5 A9 SCOOP No A9 LH 202 75 1

6 SCOOP AT-3 LH 203 110 1

7 ED4 SCOOP No 4 TORO 150D 95 1

8 ED5 SCOOP No 5 LH 202 75 1

670 8Total

A&A IMPORT

Preparación,

Desarrollo y

Producción

Compañía

2016 2017 2017 2017 2017 2017

Prom Real Ene Feb Mar Abr Consumo

anual 2016 Real Real Real Real mayor

Emulnor 3000 DE 1" x 7" kg 16177 1581 14483 17194 1191 1,191.35 40 20

Emulnor 5000 DE 1" x 8" kg 5012 1626 4038 4933 1245 1,245.13 42 21

Emulex 80 (1 x 8 y 1 1/8 x 12) kg 0 17292 564 240 18098 18,098.28 603 302

Emulex 100 (1 x 8 y 1 1/8 x 12) kg 0 4934 1600 212 5937 5,937.26 198 99

Emulex 100 (1 x 8 y 1 1/8 x 16) kg 0 0 253 0 732 732.44 24 12

Total kg 21189 25,433 20,937 22,579 27,204 27,204 907 453

Exsanel (2.40 y 3 m) Pza 0 1407 10137 12556 6,025.00 201 100

Codon Detonante m 10437 10886 9057 9735 12266 10,486.00 350 175

Mininel de 2.10 y 3.00 m Pza 19448 19482 7053 8652 4080 9,816.75 327 164

Ensamblados carmex 2.10 y 3.00 mPza 9782 10378 11724 3217 8999 8,579.50 286 143

Mecha rápida Z-18 m 4124 3106 4424 4521 3975 4,006.50 134 67

Consumo Explosivos Mina kg/día kg/gdUnidad

36

Estaciones secundarias: 330 puntos.

Total: 361 estaciones.

Adicionalmente la mina contará con un formato básico de medición de

estaciones de ventilación, que permitirá a la empresa, llevar un control de las

variaciones de flujo, según el minado y los cambios de posición de los

ventiladores (retiro y reubicación). Son puntos de monitoreo recomendados.

3.4 DEMANDA DE AIRE EN EL DESARROLLO DE LAS OPERACIONES

Se realizó el análisis de la norma peruana vigente según el Decreto Supremo

N° 055-2010-EM, correspondiente al rubro de ventilación de minas

subterráneas y normas extranjeras que nos permita darle mejores

condiciones ambientales a la mina.

De la revisión de la legislación peruana, cumpliendo los estándares de

seguridad y salud ocupacional, se observan tres aspectos legislativos que

impactan en el costo de energía. Estas son:

La mano de obra en el interior de la mina – Decreto Supremo N° 055-2010-

EM Titulo IV, Cap. IV, Articulo 236, inciso d), establece que se requiere

6.0m3/min de aire por trabajador para una cota de trabajo de 4000 a más

m.s.n.m.

Los Equipos Diésel – Decreto Supremo N° 055-2010 – EM, Titulo IV, Capitulo

IV, Articulo 236 inciso d), establece que se requiere 3.0 m3/min de aire por

cada HP que desarrollen los motores a combustión Diésel.

La velocidad del aire y vías de transporte – Decreto Supremo N° 055 – 2010

– EM, Titulo IV, Cap. IV, Articulo 236, inciso e), se establece que la velocidad

del aire requerida en el frente debe ser 20m/min si se utiliza dinamita y para

anfo o emulsión es de 25m/min. En cualquier caso, esta velocidad del aire no

debe ser superior a 250m/min en las labores de transito de personal.

El reglamento de seguridad y Salud Ocupacional (D.S. N° 055 – 2010 – EM),

Art. 236 establece en los incisos d y e, lo siguiente:

37

Articulo236, inciso:

d) Cuando las minas se encuentren hasta 1500 metros sobre el nivel del mar,

en los lugares de trabajo, la cantidad minina de aire necesaria por hombre

será de tres (03) metros cúbicos por minuto. En otras altitudes la cantidad de

aire será de acuerdo con la siguiente escala:

De 1500 a 3000 metros aumentará en 40%, será igual a 4m3/min

De 3000 a 4000 metros aumentará en 70%, será igual a 5m3/min

Sobre los 4000 metros aumentará en 100%, será igual a 6m3/min

En el caso de emplearse equipo Diésel, la cantidad de aire circulante no será

menos de tres (3) metros cúbicos por minuto, por cada HP que desarrollen

los equipos.

e) En ningún caso, la velocidad del aire será menor de veinte (20) metros por

minuto ni superior a doscientos cincuenta (250) metros por minuto en las

labores de explotación incluido el desarrollo, preparación y en todo lugar

donde haya personal trabajando. Cuando se emplee Anfo u otros agentes de

voladura, la velocidad del aire no será menor de veinticinco (25) metros por

minuto.

Se entiende que el caudal de aire especificado en la norma para los equipos

Diésel es el que se requiere para diluir los contaminantes que estos emiten,

de tal forma que el aire resultante pueda ser respirado por las personas que

trabajan en la mina, sin que le cause daño a la salud.

Se asume por tanto que la norma debe aplicarse de forma tal que se satisfaga

el caudal de aire que se requiere para diluir los gases y las partículas emitidas

por los equipos Diésel, además el que se requiere para satisfacer la demanda

de oxigeno del número de personas empleadas en la mina y para la dilución

de los gases productos de la voladura.

Es así que para el requerimiento de aire se analizan dos escenarios, siendo

el primero el correspondiente a la demanda de aire fresco requerido para el

personal en interior mina y el requerido para diluir los gases producidos por

la combustión interna de equipos Diésel y el segundo escenario para la

dilución de los gases productos de la voladura, tomando como referencia el

escenario que presenta mayor demanda de aire.

38

3.5 CALCULO DE LA DISPONIBILIDAD DE AIRE

3.5.1 Estaciones principales – ingresos de aire

Las mediciones de los ingresos de aire fresco, fueron evaluados tanto en:

Superficie:

Conexión PQ 920: en nivel 150; BM-01 y BM-03.

TJ-Comunicación: en nivel 200; BM-01 y CH-02.

y niveles (interior mina):

Entrada a PQ 920: en nivel 400; EVP-05.

Entrada a PQ 740: en nivel 400; EVP-06 y EVP-07.

Ingreso por labores antiguas superficie: en nivel 400; EVP-08, EVP-09 y EVP-13.

Ingreso por labores TJ-556, GAL 525 y GAL 520: en nivel 400; EVP-10, EVP-11 y

EVP-12.

Consiguiéndose, la totalidad de ingreso de aire a la mina de 99,814 cfm.

Tabla 6 Ingresos del aire actual, medición campo

AREA Distrib.

Nivel Labor Detalle m2 m/s m/min m3/min cfm (%)

EVP-01 150 BM-01 E 1 - 150 superficie 1.76 1.41 85 149 5,259 5%

EVP-02 150 BM-03 E 6 -100, superficie 2.44 1.38 83 202 7,141 7%

EVP-03 200 BM-01 E 3 - 200, superficie 3.75 0.45 27 101 3,551 4%

EVP-04 200 CH 02 E 1 - 200, superficie 1.77 0.58 35 61 2,172 2%

EVP-05 400 Entrada a PQ 920 5.54 0.16 9 52 1,854 2%

EVP-06 400 CX 648 SE Entrada a PQ 740 8.99 0.29 17 155 5,480 5%


EVP-08 400 VE 595 S 4.74 0.23 14 64 2,267 2%

EVP-09 400Cortada Carlos

Reynaldo7.89 1.94 116 919 32,447 33%

EVP-10 400 Cortada 263 WGAL 525,SP.01

Conexión a Superficie4.23 0.50 30 126 4,464 4%

EVP-11 400 Cortada 263 WTJ 556, Zulema

Conexión Superficie4.01 2.08 125 499 17,638 18%

EVP-12 400 Cortada 263 W GAL 520 4.57 0.19 12 53 1,863 2%

EVP-13 400 Labor antigua

Chimenea (poza de

agua) / Resistencia 20

% madera

3.94 0.19 11 44 1,567 2%

2,826 99,814 100%

Estac.UBICACIÓN VELOCIDAD CAUDAL

TOTAL INGRESO

39

3.5.2 Estaciones principales – salidas de aire

Las salidas de aire viciado, fueron medidos y cuantificados en estaciones

de control, ubicados en niveles (interior mina) y superficie. Con ello se pudo

determinar el sumatorio total de 100,089 cfm.

Tabla 7 Salidas del aire actual, medición en campo

3.5.3 Estaciones secundarias

Las estaciones de ventilación secundarias, se ubicaron en las labores de

mayor representatividad del flujo de aire, en los dos circuitos de ventilación,

contabilizando en total 330 estaciones de monitoreo.

Cabe indicar que estas mediciones se realizaron tanto en cruceros como en

cabeza y pie de ingresos y salidas de aire, dando mayor énfasis los niveles

de producción.

AREA Distrib.


EVP-01 200 CH 01 - Victoria E 2 - 200, superficie 1.33 0.85 51 67 2,378 2%

EVP-02 150 CH-D E 6- 150, superficie 1.88 0.49 29 55 1,954 2%

EVP-03 200 CH-E Superficie 1.54 0.88 53 81 2,867 3%

EVP-04 1000 GAL 895 E, CX 974 NW CH 970 3.60 0.93 56 201 7,094 7%

EVP-05 1000 GAL 895 E, CX 974 NW CH 350 3.60 0.71 42 153 5,390 5%

EVP-06 1000 GAL 895 E, CX 974 NW CH 410 3.60 0.71 43 154 5,433 5%

EVP-07 1000 GAL 974 E, CX 974 NW CH 245 3.60 0.18 11 38 1,348 1%

EVP-08 1000 GAL 831 E, CX 830 CH-X 3.60 0.34 20 73 2,577 3%

EVP-09 1000 GAL 974 E CH 300 3.60 0.32 19 70 2,466 2%

EVP-10 1000 GAL 831 E CH 410 3.60 0.92 55 198 6,984 7%

EVP-11 1000 GAL 424 E Zona Freibeg, CH 535 5.04 0.53 32 159 5,631 6%

EVP-12 1000 CX 575 S CH-505 3.60 0.32 19 69 2,441 2%

EVP-13 1000 GAL 514 W CH A 2.22 0.91 55 122 4,305 4%

EVP-14 400 SN 345 W, Madam Elvira CH 300, y otros CHs 7.49 0.35 21 156 5,505 6%

EVP-15 400 SN 345 W, Madam ElviraPique Central, Madam

Elvira7.85 1.32 79 623 22,000 22%

EVP-16 1000 CX 575 S, GAL 514 W CH 608 3.60 0.60 36 129 4,560 5%

EVP-17 1600GAL 632 W, Veta La Paz,

Túnel Kingsmil

Obstaculos tuberia 10"

(Hacer limpieza), Túnel

Kingsmil

6.49 1.13 68 441 15,557 16%

EVP-18 1000 TJ Comunicación 4.69 0.16 10 45 1,600 2%

2,834 100,089 100%TOTAL SALIDA

Estac.UBICACIÓN CAUDALVELOCIDAD

40

3.6 BALANCE DE COMPROBACION

Considerando el 100% de los HPs desarrollados de los equipos la cobertura

actual del sistema de ventilación es de 104 %, siendo la demanda total

96,368 cfm, teniendo un Superávit del volumen de aire en 3,446 cfm.

Tabla 8 Balance de aire

Gráfico 1. Distribución del caudal de aire.

3.6.1 Calibración del modelo Ventsim

La calibración requiere de datos o parámetros del lugar mina como: factor

de fricción “K”, altitud, temperatura, densidad, presión, costos energía y

otros. Los cuales son imprescindibles y hacen que el modelo esté en

condiciones para hacer simulaciones y diseños muy cercanos a la realidad

(puesta a punto). Además, el flujo de aire circulante a través de las redes

de ventilación diseñadas, deben registrar valores muy cercanos a las

evaluadas en el campo (in situ).

De modo que, para implementar y calibrar el modelo de ventilación de la

mina Austria Duvaz, se ingresaron los siguientes valorativos de sus

condiciones operativas a Ventsim (Input data).

Caudal de Aire m3/min cfm

Total de aire requerido 2,729 96,368

Ingreso de aire 2,826 99,814

Salida de aire 2,834 100,089

Cobertura (%)

Superávit (cfm)

104

-3,446

Balance Total de Aire

96,368 99,814 100,089

020,00040,00060,00080,000

100,000120,000140,000160,000

Total de airerequerido

Ingreso deaire

Salida deaire

Cau

dal

Air

e (

cfm

)

41

Altura de nivel de referencia en superficie: 4, 375 msnm.

Densidad del aire: 0.77 kg/m3.

Temperatura de bulbo húmedo: 06 °C.

Temperatura de bulbo seco: 11 °C.

Presión Barométrica en la superficie: 606.8 hPa.

Método: Presión total.

Flujo de aire: Compresible.

Costo de energía: 0.07 US$/kW-h.

3.6.2 Determinación del factor de fricción “K”

La fricción causa una transformación de la energía de trabajo a energía de

calor y esta transformación sucede, por ejemplo, cuando el aire turbulento

pasa por una superficie. Mientras más áspera sea la superficie, mayor será

la turbulencia y, por lo tanto, mayor la fricción y mayor la pérdida de

potencia; Por lo tanto, un conducto áspero tiene un coeficiente más alto de

fricción que un conducto suave. Si se presentan demasiadas obstrucciones

en el conducto, aumenta el valor del factor ‘K´.

Cada superficie, por naturaleza, sin importar su contextura suave o pulida,

cuenta con diminutas descompresiones, bordes y porciones sobresalientes;

por lo que, como resultado en el movimiento del aire, estas irregularidades

ocasionan una oposición al flujo.

Una de las formas para determinar este factor de fricción K, es por la

diferencia de Caída de Presión cuyas medidas corresponden a dos puntos,

distanciados mayor a 25 m.

∆𝐻 = 𝐻2 − 𝐻1 … … … 3.1

Por tanto, la evaluación de este factor en campo se hizo mediante la

utilización de equipos Tubos Pitot y Manómetro Testo 435-4, y utilizando la

fórmula de caída de presión de Atkinson se evaluaron.

𝐻𝑓 = K𝐶𝐿𝑄2

𝐴3 … … … . .3.2

Donde:

𝐻𝑓: Caída de presión por fricción (Pa)

42

𝐶: Perímetro del conducto (m)

𝐿: Longitud del túnel (m)

𝑉2: Velocidad (𝑚𝑠⁄ )

𝐴: Área del ducto (𝑚2), para las labores típicas de forma herradura se usan

factores de corrección.

Q: Caudal de aire (𝑚3/𝑠)

𝐾: Factor de fricción de Atkinson, corregida por la densidad de la mina

(𝑘𝑔/𝑚3).

Para la determinación del perímetro (C) en una sección típica se usa la

siguiente ecuación:

………………… (3.3)

Donde:

C: Perímetro del conducto (m)

B: Ancho del conducto (m)

H: Altura del conducto (m)

Tabla 9 Factor de fricción “K”

La mina tiene una alta rugosidad, y esta es debido a labores de sección

reducida (6.48 m2 en promedio), además, el empleo en el sostenimiento

cuadros de madera que hacen difícil el paso de aire.

Estos valores fueron alimentados a Ventsim para la calibración del modelo.

AREA PERIM. LONGITUD VELOCIDAD CAUDAL"K" FRICCIÓNRESISTENCIA

Nivel Labor m2 m m ∆hPa1-2 ∆Pa1-2 m/s m3/s kg/m3 Ns2/m8

EVS-02 1200 CX 668 S 4.92 8.39 26.80 0.0100 1.00 0.50 2.45 0.0878 0.1661

EVS-10 1200 GAL 215 S 6.46 9.58 27.80 0.0100 1.00 0.71 4.62 0.0475 0.0469

EVS-02 1400 CX 642 N 4.25 7.76 51.20 0.0033 0.33 1.16 4.94 0.0026 0.0135

EVS-06 1400 CX 635 S 5.53 8.85 21.60 0.0033 0.33 1.72 9.54 0.0032 0.0036

EVS-11 1400 GAL 690 E 5.65 8.95 49.80 0.0067 0.67 1.47 8.30 0.0039 0.0097

EVS-14 1400 CX 728 S 5.40 8.75 38.70 0.0033 0.33 0.70 3.78 0.0108 0.0231

EVS-01 1450 RP 020 7.33 10.23 40.60 0.0033 0.33 0.33 2.39 0.0549 0.0578

EVS-06 1450 CX 365 SW 5.38 8.74 47.60 0.0100 1.00 0.74 3.96 0.0239 0.0639

Estac.UBICACIÓN SP. Manométrica

43

3.6.3 Grado de calibración

Para hacer posible que las velocidades del flujo del aire, correspondan a lo

registrado en campo, se hizo uso de diferentes medios de regulación faltantes

como puertas, reguladores, obstrucciones, cortinas, etc. Estas características

Ventsim posee en sus herramientas de edición.

Una vez creado el modelo con todos los detalles, se hizo la verificación

(validez) del flujo (caudal), comparando los resultados obtenidos por el

simulador con los datos medidos en mina (correlación). Para verificar esta

alteración se usó la siguiente ecuación:

𝑉𝑎𝑟𝑖𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 (%) =Σ𝐹𝑙𝑢𝑗𝑜𝑠 𝐶𝑎𝑚𝑝𝑜 − Σ𝐹𝑙𝑢𝑗𝑜𝑠 𝑆𝑖𝑚𝑢𝑙𝑎𝑑𝑜

Σ𝐹𝑙𝑢𝑗𝑜𝑠 𝐶𝑎𝑚𝑝𝑜× 100 … … 3.4

Por teoría, si la variación es menor del 10% entendemos que hay similitud

del modelo con el circuito de ventilación que hay dentro de la mina, y es

buena y mejor si es cercana a 3%. Esta ecuación sirve para verificar los

resultados obtenidos tanto en magnitud como en dirección de los caudales

medidos.

En consecuencia, se evaluaron las Tablas 8 y 9, para las estaciones

principales; en ellos se observan las diferencias entre los caudales reales

medidos en campo y los que se obtuvieron mediante la simulación,

presentándose la mayor variación en el ingreso del aire por Cortada Carlos

Reynaldo (13.7%) y en la salida del aire por la CH-D a superficie, NV 150

(10.16%).

En efecto, para la mina Austria Duvaz se obtuvo una correlación del 0.64%

en promedio para ingreso de aire, y de 4.5% para el caudal de salida; por

tanto, se concluye que los datos ingresados al modelo fueron confiables y el

modelo pudo ser utilizado para realizar proyecciones y determinar los

parámetros requeridos en el nuevo diseño de ventilación de la mina.

44

Tabla 10 Correlación ingresos de aire

Gráfico 2. Correlación ingresos de aire.

Variación

Nivel Labor Campo Ventsim Campo v/s

Ventsim

EVP-01 150 BM-01 5,259 5,614 -6.76%

EVP-02 150 BM-03 7,141 7,504 -5.09%

EVP-03 200 BM-01 3,551 3,777 -6.36%

EVP-04 200 CH-02 2,172 1,987 8.51%

EVP-05 400 1,854 2,024 -9.19%

EVP-06 400 CX 648 SE 5,480 5,554 -1.35%

EVP-07 400 CX 720 SE 14,112 13,986 0.89%

EVP-08 400 VE 595 S 2,267 2,323 -2.47%


Reynaldo32,447 28,000 13.70%

EVP-10 400 Cortada 263 W 4,464 4,203 5.85%

EVP-11 400 Cortada 263 W 17,638 16,540 6.23%

EVP-12 400 Cortada 263 W 1,863 1,688 9.39%

EVP-13 400 1,567 1,597 -1.91%

99,814 100,449 -0.64%

Estac.Caudal (cfm)

Total ingreso

Ubicación

-6.76% -5.09% -6.36%8.51%

-9.19%-1.35% 0.89% -2.47%

13.70%5.85% 6.23% 9.39%

-1.91%

-20.0%

0.0%

20.0%

40.0%

60.0%

80.0%

100.0%

120.0%

Campo v/s Ventsim Campo Ventsim

45

Tabla 11 Correlación salidas de aire

Gráfico 3. Correlación salida de aire.

Variación

Nivel Labor Campo Ventsim Campo v/s

Ventsim

EVP-01 200 CH 01 - Victoria 2,378 2,200 7.49%

EVP-02 150 CH-D 1,954 1,755 10.16%

EVP-03 200 CH-E 2,867 3,101 -8.17%

EVP-04 1000 GAL 895 E, CX 974 NW 7,094 6,525 8.02%

EVP-05 1000 GAL 895 E, CX 974 NW 5,390 5,031 6.67%

EVP-06 1000 GAL 895 E, CX 974 NW 5,433 5,203 4.23%

EVP-07 1000 GAL 974 E, CX 974 NW 1,348 1,349 -0.10%

EVP-08 1000 GAL 831 E, CX 830 2,577 2,673 -3.74%

EVP-09 1000 GAL 974 E 2,466 2,322 5.85%

EVP-10 1000 GAL 831 E 6,984 6,807 2.53%

EVP-11 1000 GAL 424 E 5,631 5,631 0.00%

EVP-12 1000 CX 575 S 2,441 2,650 -8.56%

EVP-13 1000 GAL 514 W 4,305 4,458 -3.54%

EVP-14 400 SN 345 W, Madam Elvira 5,505 5,443 1.13%

EVP-15 400 SN 345 W, Madam Elvira 22,000 20,113 8.58%

EVP-16 1000 CX 575 S, GAL 514 W 4,560 4,958 -8.73%

EVP-17 1600GAL 632 W, Veta La Paz,

Túnel Kingsmil15,557 15,948 -2.52%

EVP-18 1000 TJ Comunicación 1,600 1,700 -6.25%

100,089 104,946 -4.85%Total ingreso

Estac.Ubicación Caudal (cfm)

7.49%10.16%

-8.17%

8.02%6.67%4.23%-0.10%-3.74%5.85%2.53%0.00%

-8.56%-3.54%1.13%

8.58%

-8.73%-2.52%-6.25%

-20.0%

0.0%

20.0%

40.0%

60.0%

80.0%

100.0%

120.0%

Campo v/s Ventsim Campo Ventsim

46

3.6.4 Potencia instalada global

El cuadro muestra también la potencia instalada consumida por los

ventiladores, que asciende a 405 kW, generando un Costo Anual de energía

de US$ 248,362. Este valor es calculado por el software en base a la

potencia consumida por los 05 ventiladores secundarios, y 16 auxiliares;

acorde a las curvas caracterizadas desarrollados en Ventsim y al costo

unitario de energía proporcionado por la Sociedad Minera Austria Duvaz:

0.07 US$/kW-h.

3.6.5 Distribución de energía

Adicionalmente se presenta el resumen de las pérdidas de energía global

del sistema; se observa que se dan principalmente por fricción en labores

horizontales (56%), ello se debe a que las labores son de sección reducidas

(6.48 m2) y gran parte de mina son convencionales ; por ello se recomienda

llevar un control riguroso en la perforación y voladura, con el objetivo de

tener una superficie homogénea, principalmente en las labores de

desarrollo ya que ello aumenta la resistencia al paso del aire y por tanto

representa un mayor consumo de energía.

Las pérdidas por fricción en las chimeneas representan el 4% debido al uso

de chimeneas convencionales como labores principales de extracción de

aire.

Gráfico 4. Distribución de energía – Condición actual.

4%

56%

1%

38%

1%

Pérdida por Fricción enChimeneasPérdidas por Fricción enGaleríasPérdidas por Reguladores

Pérdidas por Choque

Pérdidas en la Salida

47

También las pérdidas por choque (38%), al igual que las pérdidas por

fricción, también pueden ser controladas e inclusive reducidas, brindando

un margen para optimizar la eficiencia del sistema. Se recomienda suavizar

en las intersecciones de las labores horizontales con las chimeneas de

ventilación.

3.6.6 Calculo de caída de presión de la mina actual

La fórmula fundamental de la ventilación de minas tiene su representación

en un sistema cartesiano, donde en el eje "Y" tenemos la caída de presión

H y en "X" el caudal Q. Como sabemos, cualquier galería o un sistema

de ella, formando un circuito de ventilación está representado por la

siguiente relación:

𝐻 = 𝑅 × 𝑄2 … … … … 3.5

Dónde:

H: Presión del sistema en Pascales (Pa)

R: Resistencia de la mina (Ns2/m8)

Q: Caudal total de ingreso de aire (m3/s)

Tabla 12 Caída de presión del sistema

100,449 cfm

47.41 m3/s

0.349 Ns2/m8

784.86 Pa

3.2 "CA

CALCULO DE CAIDA DE PRESION

Caudal de aire total de

admisión

Resistencia de la mina

Caída de presión

48

Tabla 13 Curva característica actual de la mina

El ingreso de aire a la mina es 70% por ventilación natural, por tanto, la

presión generada en el sistema es de tan solo 3.20 “CA, para hacer circular

un caudal de 100,449 cfm.

3.7 COSTO DE SOSTENIMIENTO DEL SISTEMA ACTUAL DE VENTILACION

En la tabla se puede mostrar el Costo/año ($/año) de los ventiladores auxiliares y

secundarios del sistema actual de Ventilación de la mina

Tabla 14 Inventario de ventiladores auxiliares – abril 2017

0.00

1.00

2.00

3.00

4.00

5.00

6.00

0 50,000 100,000 150,000 200,000

Pre

sió

n T

ota

l ("C

A)

Caudal (cfm)

Curva Característica de la Mina

Densidad a nivel mar 1.2 Kg/m3

Dencidad

(Kg/m3)

1 VENT-01 1600 Gal.024 20,000 30 0.77 19 10.3 440 1750 0.07 1.01 24 724 8,685

2 VENT-02 1750 Gal. 760 E 20,000 40 0.77 26 10.4 440 1750 0.07 1.34 32 965 11,580

3 VENT-03 1750 Bp.560 W 10,000 40 0.77 26 10.3 440 3550 0.07 1.34 32 965 11,580

4 VENT-04 1700 Rp. 248 20,000 30 0.77 19 12.4 440 1750 0.07 1.01 24 724 8,685

5 VENT-05 1700 Rp. 248 20,000 30 0.77 19 12.4 440 1750 0.07 1.01 24 724 8,685

6 VENT-06 1700 Gal.930 20,000 30 0.77 19 14.5 440 3550 0.07 1.01 24 724 8,685

7 VENT-09 1200 Gal. 932 W 20,000 30 0.77 19 14.5 440 3550 0.07 1.01 24 724 8,685

8 VENT-11 1700 Gal. 750 CH. 761 8,000 20 0.77 13 12.3 440 3550 0.07 0.67 16 483 5,790

9 VENT-13 1200 Gal. 932 E 10,000 30 0.77 19 8.5 440 1750 0.07 1.01 24 724 8,685

10 VENT-15 1600 Gal. 400 10,000 30 0.77 19 19.8 440 3550 0.07 1.01 24 724 8,685

11 VENT-16 1750 Xc.750 N 20,000 40 0.77 26 18.2 440 3550 0.07 1.34 32 965 11,580

12 VENT-17 1750 XC.750 S 10,000 30 0.77 19 14.5 440 3560 0.07 1.01 24 724 8,685

13 VENT - 19 1700 Gal.410 8,000 20 0.77 13 8.5 440 3560 0.07 0.67 16 483 5,790

14 VENT-A2 1700 Gal. 585 20,000 30 0.77 19 12.2 440 3550 0.07 1.01 24 724 8,685

15 VENT-A3 20,000 30 0.77 19 14.2 440 3550

16 VENT-A4 1600 Gal.024 20,000 75 0.77 48 12.2 440 3550 0.07 2.51 60 1,809 21,713

17 VENT-A5 400 Xc.430 30,000 75 0.77 48 12.2 440 3550 0.07 2.51 60 1,809 21,713

286,000 610 391 13,993 167,914

Nivel

Pot.

Nom.

(HP)

Pesión

Total (CA)

VOLT.(

V)

INVENTARIO DE VENTILADORES AUXILIARES - ABRIL 2017

Pot. Trabajo

Nom. (HP)

Ubicación

Actual

Costo/mes

($/mes)

CALCULO CAMPO

TOTAL

Costo Unit.

($/KW-h)

Costo Horario

($/h)

Costo/dia

($/día)

Caudal

Nom.

(cfm)

Costo/año

($/año)RPMItem Código

49

Tabla 15 Inventario de ventiladores secundarios – abril 2017

3.8 CONCLUSIONES DEL ESTADO ACTUAL – MODELO VENTSIM

Realizado el estudio de ventilación de la mina actual y llevándolo al

software Ventsim ™ una de las conclusiones más relevantes que nos

brinda el software es el balance general de ingresos y salidas de la

mina; el caudal de aire que ingresa al sistema es de 100,449 cfm

(2,844 m3/min); adicional a esto también se muestra la resistencia de

la mina, la longitud total del labores y demás parámetros calculados

por el software Ventsim Visual™, permitiéndonos analizar las

diferentes variaciones del sistema de ventilación.

Damos un enfoque general de todas las labores de la mina como se

encuentra, en algunas zonas de la mina la temperatura es elevada,

donde se observa que hay muchas labores con aire viciado como a

su vez y labores sin producción que necesitan ser selladas.

El principal objetivo será minimizar los costos de energía como a su

vez, mejorar el sistema de ventilación para los próximos años de

crecimiento de la vida útil de la mina.

Dencidad

(Kg/m3)

1 VENT-08 1700 Xc.963 10,000 20 0.77 13 10.2 440 1750 0.07 0.67 16 483 5,790

2 VENT-10 1450 Gal.688 30,000 75 0.77 48 18.2 440 3560 0.07 2.51 60 1,809 21,713

3 VENT-12 1200 Gal.028 W 30,000 75 0.77 48 18.2 440 3560

4 VENT-14 1600 Xc.591 10,000 30 0.77 19 12.5 440 3550 0.07 1.01 24 724 8,685

5 VENT-18 1600 Gal.750 30,000 75 0.77 48 18 440 1750 0.07 2.51 60 1,809 21,713

6 VENT-A1 1700 Gal. 585 W 30,000 75 0.77 48 14.2 440 3550 0.07 2.51 60 1,809 21,713

140,000 350 224.583333 6,635 79,615

247,529

Ubicación

Actual

Costo/año

($/año)

Costo/mes

($/mes)

Pot.

Nom.

(HP)

Pesión

Total (CA)

Volt.

(V)

Pot. Trabajo

Nom. (HP)

TOTAL

RPMCosto Unit.

($/KW-h)

Costo Horario

($/h)

Costo/dia

($/día)

Caudal

Nom.

(cfm)

Item Código Nivel

INVENTARIO DE VENTILADORES SECUNDARIOS - ABRIL 2017

50

Gráfico 5. Resumen del sistema actual – Ventsim

51

CAPITULO IV

CALCULO DEL REQUERIMIENTO DEL CAUDAL

DEL AIRE

4.1 CAPACIDAD PRODUCTIVA ACTUAL Y PROYECTADA

La cantidad de aire necesario para ventilar adecuadamente una mina se calcula en

función de diferentes necesidades y parámetros establecidos, teniendo como

objetivo:

Satisfacer la necesidad vital mínima establecida, dando un cierto grado de confort a

los trabajadores que laboran en interior mina.

Para diluir y trasladar los gases, polvos, humos y calor producidos en las operaciones

mineras.

Dar las condiciones mínimas requeridas para el desarrollo de los equipos Diésel

dentro de la mina.

Dar un ambiente térmico confortable.

4.2 CALCULO DE LA DEMANDA DE AIRE

4.2.1 Requerimiento de aire para personal

Este requerimiento se ha calculado considerando por separado, el personal

de compañía y las diferentes empresas especializadas que laboran en

interior mina, con el criterio de priorizar las guardias de mayor afluencia de

52

trabajadores. Teniendo presente que, para una altitud de 4375 msnm, el

caudal requerido por persona es de 6 m3/min se evaluaron:

𝑄1 = 𝑓 ∗ 𝑁 ; (𝑚3

𝑚𝑖𝑛) … … … … .4.1

Donde:

𝑄1 = 𝐶𝑎𝑢𝑑𝑎𝑙 𝑟𝑒𝑞𝑢𝑒𝑟𝑖𝑑𝑜 𝑝𝑒𝑟𝑠𝑜𝑛𝑎𝑙 (𝑚3

𝑚𝑖𝑛)

𝑓 = 𝑣𝑜𝑙𝑢𝑚𝑒𝑛 𝑛𝑒𝑐𝑒𝑠𝑎𝑟𝑖𝑜 𝑝𝑜𝑟 ℎ𝑜𝑚𝑏𝑟𝑒 𝑠𝑒𝑔𝑢𝑛 𝑎𝑙𝑡𝑖𝑡𝑢𝑑 (6𝑚3

𝑚𝑖𝑛)

𝑁 = 𝑁𝑢𝑚𝑒𝑟𝑜 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑠𝑜𝑛𝑎𝑠 𝑝𝑜𝑟 𝑔𝑢𝑎𝑟𝑑𝑖𝑎

Tabla 16 Requerimiento caudal de aire para el personal

4.2.2 Requerimiento de aire para equipos Diésel

La cantidad de equipos Diésel que se utiliza actualmente son ocho (08).

Proyectándole aumentar cuatro (04) equipos más para el proyecto Madam

Elvira y Niveles profundización 1700-1750. En efecto, se evaluó el

requerimiento:

𝑄2 = 3 ∗ 𝐻𝑃 ; (𝑚3

𝑚𝑖𝑛) … … … … 4.2

Donde:

𝑄1 = 𝐶𝑎𝑢𝑑𝑎𝑙 𝑟𝑒𝑞𝑢𝑒𝑟𝑖𝑑𝑜 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑝𝑜𝑠 𝐷𝑖𝑒𝑠𝑒𝑙 (𝑚3

𝑚𝑖𝑛)

Cuprita 84 504 17,799 37.0%

Emcit 73 438 15,468 32.2%

Misol 8 48 1,695 3.5%

Resefer 9 54 1,907 4.0%

Mina Cia. Servicios 21 126 4,450 9.3%

Mantto. Mina 23 138 4,873 10.1%

Seguridad 3 18 636 1.3%

Geología 6 36 1,271 2.6%

Total 227 1,362 48,099 100.0%

EmpresaActual

(Pers./gd.)

Caudal

(m3/min)

Caudal

(cfm)Distrib.

53

𝐻𝑃 = 𝑆𝑢𝑚𝑎𝑡𝑜𝑟𝑖𝑎 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑑𝑒 𝑝𝑜𝑡𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 𝑎𝑙 𝑓𝑟𝑒𝑛𝑜 𝑑𝑒𝑠𝑎𝑟𝑟𝑜𝑙𝑙𝑎𝑑𝑎 𝑑𝑒 𝑒𝑞𝑢𝑖𝑝𝑜𝑠 𝐷𝑖𝑒𝑠𝑒𝑙 (𝐻𝑃)

Tabla 17 Requerimiento caudal de aire actual para equipos Diésel

Tabla 18 Requerimiento caudal de aire equipos Diésel – Madam Elvira

4.2.3 Requerimiento de aire para dilución de gases

Tomando lo estipulado por el reglamento D.S 024 -2016-EM, para uso de

explosivo ANFO la velocidad de aire en las labores operativas debe ser

mayor o igual a 25 m/min. Entonces el caudal requerido se obtiene de la

siguiente relación:

𝑄 = 𝐴 × 𝑉 × 𝑁 (𝑚3

𝑚𝑖𝑛) … … … … 4.3

Donde:

A = Área promedio de labores; m2.

V = Velocidad Mínima Requerida; 25 m/min.

N = Numero de niveles y/o labores operativas.

Ítem Código Equipo

Pot.

Desarrollada

(HP)

Cant.

Caudal

(m3/min)

Caudal

(cfm)Total

(cfm)Distrib.

1 A1 SCOOP No A1 51 1 153 5,403

2 A2 SCOOP No A2 51 1 153 5,403

3 A4 SCOOP No A4 61 1 184 6,484

4 A5 SCOOP No A5 51 1 153 5,403

5 A9 SCOOP No A9 51 1 153 5,403

6 SCOOP AT-3 75 1 224 7,925

7 ED4 SCOOP Nº 4 65 1 194 6,844

8 ED5 SCOOP Nº 5 51 1 153 5,403

456 8 1,367 48,269 48,269 100.0%Total

12,247 25%

36,021 75%

Para Madam Elvira


Pot.

Desarrollada

(HP)

Cant.

Caudal

(m3/min)

Caudal

(cfm) Distrib.

1 X4 JUMBO 1 br. 41 1 122 4,323 11%

2 X5 SCOOP (4.1 yd 3) 136 1 408 14,409 36%

3 X6 Camiones LHD 102 2 612 21,613 54%

279 4 1,142 40,344 100.0%


Pot.

Desarrollada

(HP)

Cant.

Caudal

(m3/min)

Caudal

(cfm) Distrib.

1 X1 JUMBO 1 br. 34 1 102 3,602 100%

NVs: 1700-1750

Total

54

Adicionalmente, se suele utilizar el documento: “GUÍA METODOLÓGICA

DE SEGURIDAD PARA LA VENTILACIÓN DE MINAS” (1). Para el cálculo

de este caudal, se emplea la ecuación de Novitsky (2), que permite obtener

un caudal aproximado:

𝑄 =100 × 𝐾 × 𝑎

𝑑 × 𝑇 (

𝑚3

𝑚𝑖𝑛) … … … 4.4

Donde:

Q = Caudal de aire requerido por consumo de explosivo detonado; m3/min.

K = Cantidad de explosivo detonado, equivalente a dinamita 60%; kg.

a = Volumen de gases generados por cada kg de explosivo. Valor sugerido:

0.04 (m³/kg de explosivo).

d = Porcentaje de dilución de los gases en la atmósfera, deben ser diluidos

a no menos de 0.008 % y se aproxima a 0.01 %.

T = Tiempo de dilución de los gases (120 min).

Del inventario proporcionado por la Mina, se evaluó 453 kg/gd de dinamita,

que representa al consumo mayor de los últimos cuatro (04) meses (enero,

febrero, marzo y abril-2017) del uso de explosivos.

Basándonos en la relación (4.3) y (4.4), determinamos el caudal necesario

para la dilución de los gases, tomando como referencia el que presenta

mayor valor:

Tabla 19 Requerimiento del caudal de aire para dilución de gases

1 “Reglamento de Seguridad Minera", del año 1985, texto fijado mediante D.S. Nº 132, del año 2002, tiene como objetivo regular las faenas de la industria extractiva de dicho país. 2 Formula empírica de Alejandro Novitsky, intervienen: caudal, cantidad de explosivo, tiempo de ventilación entre otros factores.

Método

Area

Prom.

(m2)

Vel. Aire

(m/min)

N° NVs

Oper.

Explos.

Kg/Gd.

Tiempo

Vent.

(min)

Caudal

(m3/s)

Caudal

(m3/min)

Caudal

(cfm)

DS 024-2016-EM 6.48 25 12 32 1,944 68,652

Novitzky Alejandro 453 120 31 1,889 66,716

55

4.2.4 Requerimiento global de aire

A partir de los caudales requeridos para personal, equipos Diésel y

dilución de gases de voladura, se estima el requerimiento global de aire:

En resumen, el requerimiento de aire, se considera en dos escenarios,

tomando como referencia el que presenta mayor valor:

1. Caudal para personal y equipos Diésel.

2. Caudal para dilución de los gases de voladura.

Tabla 20 Requerimiento global de aire

Se entiende que el caudal global requerido es de 96,368 cfm. El caudal

(Q3) para dilución de explosivos es menor en comparación con los de vital

importancia (Q1+Q2), razón por la cual no se considera como

requerimiento.

4.3 CAPACIDAD DE COBERTURA

De acuerdo a lo medido en los puntos de ingreso y salida de aire, se puede

realizar los cálculos de cobertura de aire del sistema.

Considerando el 100% de los HPs desarrollados de los equipos la cobertura actual

del sistema de ventilación es de 104 %, siendo la demanda total 96,368 cfm,

teniendo un Superávit del volumen de aire en 3,446 cfm.

4.4 CONCLUSIONES DEL CAPITULO

Las limitantes del sistema de ventilación en mina Austria Duvaz son las

escasas labores por donde saldría el aire viciado, actualmente se tiene tres

circuitos por donde el aire viciado llega a superficie,

1. POR LA ZONA SUR: el primero es un circuito de chimeneas y tajos

antiguos; la segunda por el TÚNEL KINGSMIL.

Escenarios Requerimientos de Aire cfm %

Para Personal (Q1) + Equipos Diésel (Q2) 96,368 58

Para Dilución Explosivos (Q3) 68,652 36

Caudal requerido (Q1 +Q2) 96,368 58

56

2. POR LA ZONA NORTE: Tajos y chimeneas antiguos de la zona

FREIBERG.

Del levamiento de campo, se reportó en mina un ingreso de aire fresco de

99,814 cfm o 2,826 m3/min, salida de aire viciado de 100,089 cfm o 2,834

m3/min.

La cobertura del sistema actual de la mina es de 104%, y proyectado 136%

al 1er año, 139% al 2do año y 138% en el 3er año.

57

CAPITULO V

REFORMULACION DEL SISTEMA DE VENTILACION

5.1 CAPACIDAD DE PRODUCCION ACTUAL Y PROYECTADA

Según el sistema actual de la mina el sistema de ventilación está regido como un

Q1: personas, Q2 Equipos Diesel, Q3 Dilucion de explosivos, donde el caudal

requerido Q1 + Q2 = 119,082 cfm. Como podemos apreciar en la tabla

BALANCE ACTUAL

Distribución Requerimientos m3/min cfm

Q1: Personas (227 trabajadores) 1,362 48,099

Q2: Equipos Diesel (08 equipos; 670 HP) 2,010 70,983

Q3: Dilución Explosivos (453 kg, 120 min) 1,944 68,652

Caudal Requerido Q1+Q2 3,372 119,082





Tabla 21 Balance actual del Sistema de Ventilación

58

Posteriormente realizando un balance proyectado con las alternativas propuestas,

brindamos un mejoramiento en dichos balances, según nos muestra la siguiente

tabla:

BALANCE PROYECTADO

1ra alternativa

Balance y Cobertura Proyectado

Caudal de Aire Requerido m3/min cfm

Total de aire requerido proyectado 5,202 183,709



Cobertura (%) 104

Supéravit (cfm) -6,591

2a alternativa

101.527






Cobertura (%) 106


Alternativa NOOVA 03






Cobertura (%) 107


Tabla 22 Balance proyectado del Sistema de Ventilación

59

5.2 ARQUITECTURA DEL REDISEÑO DEL CIRCUITO DE VENTILACION

Para mejorar el sistema de ventilación a corto plazo se dividió la mina en dos

Zonas principales “Zona Norte y Zona Sur”. Evaluando que el circuito de

ventilación tomara la forma de “W”. Teniendo ejes como ingresos de aire

fresco la parte central de la mina con los Piques 740, 920 y 880; y como

salidas, al Túnel Kingsmil (para Zona Sur) y labores existentes de mina como

chimeneas, cruceros, tajos antiguos, etc. (para Zona Norte).

5.2.1 Circuito Madame Elvira

Siendo Madam Elvira un circuito aparte de las zonas en cuestión, es parte

integral del sistema de ventilación que amerita una alternativa de solución

a mediano plazo.

En condiciones actuales operativas, está siendo administrado por un

ventilador de 30 kcfm (Código: A-5). El volumen de aire que llega al frente

de trabajo es de 17 kcfm a una velocidad 48 m/min en promedio (EVS-14,

NV 400). Por tanto, la cobertura de aire actualmente está en óptimas

condiciones.

Sin embargo, para la etapa de explotación con un mínimo de tres (03)

frentes de trabajo, el aire llegaría en 5.5 kcfm/ frente. Este caudal es

insuficiente, ya que normalmente en un frente de trabajo se debe tener un

caudal de 10 kcfm. En efecto, una vez desarrollado el RB Madam Elvira, se

recomienda trasladar el mismo ventilador de 30 kcfm (Código: A-5), al pie

del nuevo RB Madam Elvira; de modo que opere con una puerta hermética.

En estas condiciones, se tendrá mayor volumen de ingreso de aire fresco y

una menor resistencia por el no uso de las mangas de ventilación. El

comportamiento del ventilador será entonces como un Principal, ya que

evacuará el caudal de aire directamente a superficie.

60

Gráfico 6 Circuito actual Madam Elvira.

Gráfico 7 Curva característica ventilador 30 kcfm (A-5).

61

Gráfico 8 Circuito proyectado - Madam Elvira.

Gráfico 9 Curva característica ventilador 30 kcfm (A-5).

62

5.3 PROYECTOS A CORTO PLAZO – RUTA DE TRABAJO

5.3.1 Zona Norte

Las áreas y labores que comprenden son el Pique 880, Veta Victoria, Veta

San Pablo, Veta Piritosa y el sector Freiberg.

- Se toma como eje de ingreso de aire fresco, al Pique 880, orientándolo

hasta el NV 1400 (pie del Pique 880) y partir de este por la GAL 642 W (NV

1400), CH 683 (NVs: 1400-1450), GAL 591 E (NV 1450), CX 591 (NV 1450),

GAL 585 E (NV 1450), CH 450 (NVs: 1450-1600) y CH 600 (NVs: 1600-

1700).

- Y el eje de salida por CX 963 NW (NV 1700), CH 541 (NVs: 1700-1600-

1450), GAL 594 (NV 1450), CH 608 (NVs: 1450-1400-1200), GAL 508 E

(NV 1200), GAL 538 E (NV 1200), GAL 506 E (NV 1200), CH 608 (NVs:

1200-1000), GAL 514 E (NV 1000), CX 575 S (NV 1000), GAL 424 E (NV

1000), CH 535 (NVs: 1000-400), RP Zona Freiberg (NVs: 1000-400) y

Tajeos Superficie (NVs: 400-Superficie).

Plan de trabajo

Colocar tapones y puertas en puntos estratégicos de la mina:

TAPONES: Tapón 01: Labor: CX 575 S (NV 1000) Coordenadas: 376,873.1 E; 8,718,307.9 N; 4,292.3 Z Tapón 02: Labor: GAL 531 E (NV 1000) Coordenadas: 376,895.6 E; 8,718,337.5 N; 4,292.3 Z Tapón 03: Labor: GAL 514 E (NV 1000) Coordenadas: 376,922.1 E; 8,718,373.3 N; 4,292.3 Z Tapón 04: Labor: GAL 538 E (NV 1200) Coordenadas: 376,896.8 E; 8,718,319.1 N; 4,231.7 Z Tapón 05: Labor: GAL 506 E (NV 1200) Coordenadas: 376,882.9 E; 8,718,345.9 N; 4,231.7 Z

63

Tapón 06: Labor: CX 688 N (NV 1400) Coordenadas: 376,970.2 E; 8,718,420.1 N; 4,166.0 Z Tapón 07: Labor: GAL 642 E (NV 1400) Coordenadas: 377,072.3 E; 8,718,296.0 N; 4,166.0 Z Tapón 08: Labor: GAL 620-1E (NV 1450) Coordenadas: 377,109.2 E; 8,718,281.4 N; 4,116.0 Z PUERTAS: Puerta 01: Labor: CX 575 S (NV 1000) Coordenadas: 376,916.7E; 8,718,191.7 N; 4,292.3 Z Puerta 02: Labor: CX 642 N (NV 1400) Coordenadas: 376,968.4 E; 8,718,132.9 N; 4,166.0 Z Puerta 03: Labor: CX 570 (NV 1450) Coordenadas: 376,872.4 E; 8,717,959.2 N; 4,116.0 Z Puerta 04: Labor: Cortada 625 N (NV 1600) Coordenadas: 376,906.8 E; 8,717,896.0 N; 4,067.7 Z Puerta 05: Labor: RP 930 (NV 1650) Coordenadas: 376,907.3 E; 8,718,199.3 N; 4,057.9 Z Puerta 06: Labor: Cortada 625 N (NV 1600) Coordenadas: 376,954.6 E; 8,717,935.7 N; 4,021.6 Z Instalar un ventilador secundario de 30 kcfm, del stock de mina en:

Labor: GAL 514 E (NV 1000) Coordenadas: 376,915.1 E; 8,718,367.5 N; 4,292.3 Z

5.3.2 Zona Sur

Comprende desde el Pique 920, Pique 740, Veta Melchorita, Veta la Paz y

Veta Split Perú.

En este caso, la ruta de ingreso de aire fresco comprende a las siguientes

labores:

64

Al pique 920, que comunica el NV 400 al NV 1400, pasando luego por

los inclinados 678 (NVs: 1400-1600), 670 (NVs: 1600-1700) y 750 (NVs:

1700-1750).

Y al Pique 740 que comunica del NV 400 hasta el NV 1750 (nivel más

bajo de profundización).

Y el circuito de salida de aire viciado incluye las labores:

CH 562 (NVs: 1750-SN 586), GAL 586 E (NV 1700), CH (NVs: 1700-

1650), CH 715 (NVs: 1650-1600), GAL 672 W (NV 1600) y GAL 632 W o

Túnel Kingsmil (NV 1600).

CH 930 (NVs: 1750-1700), GAL 750 E (NV 1700), CH 420 (NVs: 1700-

1600-1450-1400), CH 425 (NVs: 1400-1200), CH 470 (NVs: 1400-1200-

1000), CH 365 (NVs: 750-500), CH 900 (NVs:500-400), Tajos antiguos

(NVs: 400-Superficie).

Plan de trabajo

Colocar tapones y puertas en las especificaciones siguientes:

TAPONES: Tapón 09: Labor: CX 085 (NV 1400) Coordenadas: 377,047.6 E; 8,717,932.9 N; 4,166.0 Z Tapón 10: Labor: GAL 632 W (NV 1650) Coordenadas: 376,927.1 E; 8,717,817.8 N; 4,049.6 Z Tapón 11: Labor: GAL 632 W (NV 1600) Coordenadas: 376,849.6 E; 8,717,777.0N; 4,067.7 Z Tapón 12: Labor: GAL 415 NE (NV 1450) Coordenadas: 377,430.7 E; 8,717,846.7 N; 4,116.0 Z PUERTAS: Puerta 07: Labor: CX 728 S (NV 1400) Coordenadas: 377,110.9 E; 8,717,932.6 N; 4,166.0 Z.

65

Puerta 08: Labor: CX 730 N (NV 1450) Coordenadas: 377,031.7 E; 8,717,919.9 N; 4,116.0 Z. Puerta 09: Labor: CX 773 NE (NV 1450) Coordenadas: 377,058.7 E; 8,717,896.1 N; 4,067.7 Z. Puerta 10: Labor: GAL 400 E (NV 1600) Coordenadas: 377,547.1 E; 8,717,901.3 N; 4,067.7 Z.

Los trabajos de los ventiladores secundarios en este contexto operan

actualmente en condiciones y ubicaciones no adecuadas, para ello se

recomienda lo siguiente:

- Reubicar el ventilador N° 08 de 10 kcfm al pie de la CH, que está en la GAL

896 W (NV 1700). Se consigue aprovechar la CH como salida de aire

viciado.

- Mantener la ubicación del ventilador N° 10 de 30 kcfm, en la cabeza de CH

026 (NV 1450). hermetizando su puerta.

- Mantener la ubicación del ventilador N° 12 de 30 kcfm, en la GAL 028 W

(NV 1200), mejorando la puerta de ventilación respectiva.

- Mantener el ventilador N° 14 de 10 kcfm, en la GAL 400 E (NV 1600),

cabeza de la CH 560, hermetizando su puerta.

- Mantener la ubicación del ventilador N° 18 de 30 kcfm, en la GAL 390 E (NV

1600). hermetizando su puerta.

Mantener la ubicación de ventilador A-01 de 30 kcfm, en la GAL 585 W

(1700). hermetizando su puerta.

66

5.3.3 Simulación del nuevo sistema de Ventilación mediante Ventsim

El nuevo sistema está dividido en 2 circuitos de extracción, Zona Sur y Zona Norte,

con ello se busca un mejoramiento de la ventilación, planeando los trabajos en

definir las personas, la lista de materiales como estandarizar (diseño), tapones,

puertas, regulares, etc.

El tiempo de ejecución pronosticado es de 23 días trabajando con dos brigadas con

experiencia en obras civiles y ventilación.

Gráfico 11 Circuito de extracción Zona Sur y Zona Norte.

67

5.3.4 Capacidad de cobertura

Se muestra el resumen de estado del sistema a corto plazo, en él se observa

el balance general de ingresos y salidas de la mina. El caudal de aire que

ingresa al sistema es de 117,600 cfm; dando una cobertura de 122% frente

al caudal requerido actual 96,368 cfm. La potencia de entrada de energía

eléctrica de los 21 ventiladores representa el 496.7 kW, y estarían

generando un costo promedio de US$ 304,578 /año.

Gráfico 11 Resumen Ventsim – Corto plazo.

5.4 PROYECTOS A MEDIANO PLAZO – RUTA DE TRABAJO

Con el propósito de contar con ejes principales de extracción para la Zona

Sur, la mina estima comprar un ventilador de 150 kcfm. Y con el objetivo de

homogenizar y tener dos ventiladores en condiciones iguales de operación,

se evaluó distribuir dos ventiladores de la misma capacidad de 70 kcfm tanto

para la zona Norte como para el Sur.

Cabe indicar que a la puesta en marcha por los dos ventiladores principales

nuevos de 70 kcfm, habrá dos ventiladores adicionales de 30 kcfm en el

sistema, uno que está operativo como extractor principal al Túnel Kingsmil, y

68

otro que esta como inyector al desarrollo de Madam Elvira. Este último con

el desarrollo del RB en Madam Elvira, se convertiría como un extractor

principal.

5.4.1 Selección del ventilador principal de 70 kcfm

La selección optima de los estos ventiladores se procedió para cada Zona

y para cada alternativa, con el propósito de tener un Ventilador con una

capacidad en presión y eficiencia óptima.

Con la simulación con el soporte del software Ventsim™ se determinó las

características del ventilador para un caudal de 70 kcfm: potencia nominal

del motor 136 HP, Presión Total a cota de trabajo de 6’’CA y a cota nivel

mar 10”CA.

Gráfico 12 Curva Característica del ventilador de 70 kcfm proyectado

69

Tabla 23 Parámetros ventilador principal de 70 kcfm proyectado

Nota: La presión total recomendada no incluye las pérdidas de presión

propios de los accesorios (codo, silenciadores, cono difusor y otros), el

proveedor debe incrementar la presión total recomendada acorde con sus

accesorios.

En efecto, también se han desarrollado siete (07) alternativas de ejes de

salida para el sistema proyectado.

El requerimiento global de aire para el sistema proyectado, la mina

considera un aumento de equipos Diésel, para el desarrollo y explotación

de Madam Elvira dando la suma total de 183,709 cfm.

A continuación, se presenta las alternativas de solución para el sistema de

ventilación de las Zonas Norte y Sur. Se evaluaron las cuatro alternativas

de Austria Duvaz, eligiéndose por simulación las dos (02) mejores para ser

evaluadas. A ello también se sumó una (01) alternativa planteada por la

Consultora.

5.4.2 Sistema de ventilación Zona Norte

Se evaluó en la etapa a corto plazo una optimización, asequible para un

sistema proyectado de ventilación. Pero para alcanzar un objetivo de

cobertura al 100 % se plantea instalar un ventilador de 70 kcfm, en el mismo

lugar donde se recomendó colocar un ventilador de 30 kcfm, precisamente

en:

Labor: GAL 514 E (NV 1000)

Coordenadas: 376,915.1 E; 8,718,367.5 N; 4,292.3 Z

En estas condiciones operativas y para cada alternativa que se plantea en

las simulaciones para la Zona Sur, el ventilador trabajará en un punto

Caudal

cfm Kw HP

0 msnm, T: 20°C 70000 10 8.75 1.25 102 136

4400 msnm, T: 10°C 70000 6 5.46 0.78 63 85

Codiciones de trabajo Pres ión

Total CA

Pres ión

Estática

CA

Pres ión

Dinamica

CA

Potencia BHP

70

estable de curva característica, con una presión total de 4.2“CA, generando

un costo anual de US$ 34,134 /año en energía.

Gráfico 13 Ubicación ventilador principal 70 kcfm.

Gráfico 14 Simulación estado curva ventilador de 70 kcfm - Zona Norte

71

5.4.3 Sistema de ventilación Zona Sur

5.4.3.1 Alt. 01 “Construcción eje de extracción RB – 02”

Plan de trabajo:

La ejecución de esta alternativa tiene inconveniencias, a pesar de ser la

mejor opción para evacuar el aire viciado, en el sentido de mejor la

performance y trabajabilidad del ventilador. La problemática, es el punto

de llegada del RB o el área en superficie el cual se encuentra fuera del

límite de propiedad de la Sociedad Minera Austria Duvaz; por otro lado,

esto conllevaría toda una infraestructura de montaje para el ventilador, y

dar condiciones de operatividad que no afecte el medio ambiente ni la

salud del personal (por estar cerca a las instalaciones de la mina).

Esta opción amerita construir el RB 02, que comunique entre el NV 1700

y Superficie (a 16 m de la BM Santa Clara; es en la cabeza de este RB 02

donde se instalará un ventilador de 70 kcfm.

Coordenadas:

Inicio: 377,397.6E; 8,718,045.6 N; 4; 4,373.1 Z.

Fin: 377,368.9 E; 8,718,101.9 N; 4,021.4 Z.

El desarrollar la chimenea “RB 02” nos va permitir tener un ingreso de aire

consistente a la Zona Sur, de los Piques 740, 920 y por chimeneas y tajos

antiguos; estos últimos antes eran salidas de aire viciado

72

5.4.3.1.1 Simulación sistema de Ventilación mediante Ventsim

.

Gráfico 15 Ubicación ventilador 70 kcfm - RB 02.

Curva característica de ventiladores principales 70 kcfm

En esta situación se simularon la operatividad de los ventiladores al 100% de su

revolución nominal con el objetivo de conocer sus puntos de operación,

observándose que el ventilador de la Zona Sur trabajará a una presión total de

4.1”CA a cota de trabajo, dentro de su curva operacional, moviendo un caudal de

78.2 kcfm, con un costo de energía anual de US$ 33,901 /año. Mientras el ventilador

de la zona Norte tendrá una presión de 4.2 “CA, y generará un costo por ventilación

de US$ 34,134 /año

73

Grafico 16 Simulación estado curva ventilador de 70Kcfm – Zona Sur

Grafico 17 Simulación estado curva ventilador de 70Kcfm – Zona Norte

74

Selección del diámetro Optimo – Método Algebraico

Determinado la ubicación de la chimenea proyectada, se procedió a seleccionar su

tamaño óptimo, considerando los costos totales por año (CT), que equivale a la

suma del costo de capital (CC), es decir cuanto no vas a costar ejecutar la chimenea

y los costos de operación (CO), es decir cuánto de energía consumiría el ventilador

acorde a la sección de la chimenea, puesto que estos dos tienden a variar

inversamente uno con relación al otro:

𝐶𝑇 = 𝐶𝐶 + 𝐶𝑂 … … … … . … . . … (8.1)

La tangente a la curva del costo total representa el punto de menor costo y por tanto,

el tamaño óptimo del conducto.

Se evaluaron para los RBs propuestos para cada alternativa, con valores promedios

de: factor de fricción K (0.00371 kg/m3), costo de excavación (US$ 290 m3) y

densidad de aire (0.77 kg/m3). Particularmente para el RB 02, de la alternativa 01,

la evaluación del diámetro óptimo se hizo de la siguiente forma:

Para diámetro (D) = 2.40 m; perímetro (C) = 7.54 m; área (A) = 4.52 m2.

Caída de presión (Hf) = 323 Pa.

Potencia al freno (Pm) = 13 kW

Costo Capital (CC) = Ci*Ce*Volumen = 0.12*290 $/m3*924 m3 = US$ 32,146 /año.

Costo de operación (CO) = Cf*Pm =0.07 $/kW-h*24*365*13 kW = US$ 8,169 / año.

Costo Total (CT) = CC+CO = 32,146+8,169 = US$ 40,314 /año.

Y así sucesivamente para diferentes diámetros asumidos.

Tabla 24 Parámetros para el diámetro optimo

K tabla K´ = 0.00371 Kg/m3

Dencidad d = 0.77 Kg/m3

eficiencia vent. n = 0.8

Tasa interes Ci = 0.12

Costo excavacion

promedioCe = 290 $/m3

Longitud RB 02 L = 363 m

Costo unit. energia cf = 0.07 $/KW-h

DATOS REQUERIDOS

75

Tabla 25 Determinación del diámetro optimo

Grafico 18 Elección diámetro optimo alternativa 01-RB 02

Por el Gráfico 19, La tangente a la curva del costo anual (CT) representa el punto

de menor costo. Por tanto, el tamaño óptimo del RB 02 es 1.80 m.

Selección del diámetro Optimo – Simulado en Ventsim

Ventsim realizó un análisis financiero de optimización, para el diámetro de las

chimeneas (RBs), basado en el costo de excavación y en el costo de operación del

ventilador, estos fueron costos promedios de excavación y un costo supuesto para

el ventilador. Para este último costo, Ventsim ya tiene establecido en su base de

datos, un valor aproximado del costo total de un ventilador por unidad de potencia.

Para ello seleccionamos el ducto a optimizar y alimentamos los siguientes datos al

programa:

Costo fijo.

Costo unitario de Excavación.

Costo unitario de energía.

Diametro Area Perimetro Resistencia Caudal fijo Volumen Costo Caida Potencia Costo Costo Total

(D) (A) (P) (R) (Q) (V) Capital (CC) presion (Hf) Freno (BHP) Operativo anual (CT)

m m2 m Ns/m8 m3/s m3 $ Pa KW (CO) $ $

1.20 1.13 3.77 2.252E+00 33 411 14,287 2,452 101 62,032 76,319

1.50 1.77 4.71 7.379E-01 33 641 22,323 804 33 20,327 42,650

1.80 2.54 5.65 2.966E-01 33 924 32,146 323 13 8,169 40,314

2.10 3.46 6.60 1.372E-01 33 1,257 43,754 149 6 3,779 47,533

2.40 4.52 7.54 7.037E-02 33 1,642 57,148 77 3 1,939 59,086

2.70 5.73 8.48 3.905E-02 33 2,078 72,327 43 2 1,076 73,403

76

Tasa de interés.

Tiempo del proyecto.

Una vez alimentado esta data al software, realizamos la simulación financiera

teniendo como resultado el Gráfico 20, donde se confirma que el diámetro óptimo

de la chimenea proyectada debe ser de 2.10 m.

Grafico 19 Digitación Costos unitarios de excavación y de energía

Grafico 20 Selección diámetro optimo RB 02

77

5.4.3.1.2 Cobertura del sistema proyectado

Con la puesta en marcha de los dos ventiladores de 70 kcfm a plena

potencia vemos un incremento del ingreso de aire fresco; como

consecuencia la cobertura al circuito se eleva en 136%.

Tabla 26 Cobertura proyectada global – Alt. 01

Resumen del sistema

Gráfico 21 Resumen del sistema proyectado Alt. 01.

Caudal de Aire Requerido m3/min cfmTotal de aire requerido proyectado 3,973 140,314Ingreso de aire 5,389 190,300Salida de aire 5,553 196,100Cobertura (%)Superávit (cfm)

136-49,986

78

5.4.3.2 Alt. 02 “Construcción eje de extracción RB-01 y RP 370”

Plan de trabajo:

En el NV 400 desarrollar RP 370 de sección 3 m x 3 m, longitud 84 m y

pendiente 13%, comunicando CX Santa Clara hasta la proyección RB 01.

El objetivo es instalar en esta RP 370 un ventilador de 70 kcfm (extractor

principal), que evacue aire viciado por la BM Santa Clara. La finalidad de

la ubicación del ventilador, es evitar toda una infraestructura y efectos

sonoros que ocasionaría instalar en superficie.

Tramo RP 370: NV 400 a CX Santa Clara, coordenadas:

Inicio: 377,367.2 E; 8,717,973.1 N; 4,373.7 Z.

Fin: 377,396.9 E; 8,718,047.4 N; 4,362.5 Z.

Gráfico 22 Vista unifilar RP 370, Alt. 02.

Desarrollar un RB 01 que integre entre el NV 1700 y la RP 370, por donde

se proyecta evacuar el aire viciado de la profundización; la ejecución del

RB no intercepta alguna zona tajeada o labor, por lo que su desarrollo se

hará en un solo tramo. Longitud total 352 m.

Tramo RB 01: NV 1700 a RP 370, coordenadas:

Inicio: 377,396.9 E; 8,718,047.4 N; 4,362.5 Z.

Fin: 377,368.9 E; 8,718,101.9 N; 4,021.4 Z.

79


Gráfico 23. Ubicación ventilador 70 kcfm - RB 01

Curva característica ventiladores principales 70 kcfm

Se muestra el punto de trabajo de los ventiladores principales de la mina, con

presiones a cota de trabajo de 4 y 4.2”CA; generando el costo por consumo de

energía eléctrica de US$ 33,942 /año y US$ 34,156 /año respectivamente.

Grafico 24 Simulación estado curva ventilador de 70kcfm Zona Sur

80

Grafico 25 Simulación estado curva ventilador de 70kcfm Zona Norte


El cálculo matemático, estima el diámetro optimo del RB 01 en 1.80 m.

Gráfico 26 Parámetros para el diámetro óptimo.

K tabla K´ = 0.00371 Kg/m3


Eficiencia vent. n = 0.8


Costo excavacion


Longitud RB 01 L = 352 mCosto unit. energia cf = 0.07 $/KW-h

DATOS

81

Tabla 27 Determinación diámetro optimo

Grafico 28 Elección diámetro optimo alternativa 02 RB 01


Simulándose en el programa Ventsim, el diámetro económico del RB 01 valora en

2.10 m. A diferencia de la alternativa 01, el ventilador principal trabaja en la RP 370,

habiendo una resistencia extra provocada por las labores: RP 370 y CX Santa Clara.

Por consiguiente, se requiere un diámetro mayor del RB 01, para que opere el

ventilador eficientemente.

Grafico 28 Selección diámetro optimo RB 01


(D) (A) (C) (R) (Q) (V) Capital (CC) presion (Hf) Freno (BHP) Operativo anual (CT)


1.20 1.13 3.77 2.184E+00 33 398 13,854 2,378 98 60,153 74,007

1.50 1.77 4.71 7.156E-01 33 622 21,647 779 32 19,711 41,358

1.80 2.54 5.65 2.876E-01 33 896 31,171 313 13 7,921 39,093

2.10 3.46 6.60 1.330E-01 33 1,219 42,428 145 6 3,665 46,093

2.40 4.52 7.54 6.824E-02 33 1,592 55,416 74 3 1,880 57,296

2.70 5.73 8.48 3.787E-02 33 2,015 70,136 41 2 1,043 71,179

82


La cobertura alcanza un 138%, con el ingreso de aire fresco de 194,300

cfm al circuito, teniendo un superávit de 53,986 cfm.

Tabla 28 Cobertura proyectada global – Alt. 02

Resumen del sistema

Gráfico 29. Resumen del sistema proyectado Alt. 02.





Cobertura (%)

Superávit (cfm)

138

-53,986

83

5.4.3.3 Alt. 03 “Construcción eje de extracción RB-D”

Plan de trabajo:

Se recomienda desarrollar una nueva chimenea de “RB-D” con una

longitud de 354 m, que comunique de la Cortada Santa Clara al NV 1700.

En efecto, se proyecta instalar un ventilador principal extractor de 70 kcfm

en dicha Cortada, a una distancia de 56 m de la BM Santa Clara.

Tramo RB C: NV 400 (Cortada Santa Clara) a NV 1700, coordenadas:

Inicio: 377,369.9 E; 8,717,984.8 N; 4,373.8 Z.

Fin: 377,374.0 E; 8,717,988.5 N; 4,019.5 Z.

El diseño del RB-D es con ángulo de 90° y llega a la parte central de la

Veta la Paz. Tomando en consideración que un eje principal de

extracción trabaja eficientemente en chimeneas verticales, por tener tal

diseño menor perdida de presión por fricción y choque. Además, se

tendría una mejor distribución de aire fresco a los niveles laterales desde

esta zona intermedia (eje RB-D) con la ayuda de los ventiladores

auxiliares.


Grafico 30 Ubicación ventilador 70kcfm RB –D

84

Curva característica ventiladores principales 70 kcfm

Se muestra el estado de los ventiladores principales en la mina, caracterizados y

simulados en el software Ventsim, ello es importante para conocer su punto de

trabajo y saber si está trabajando dentro de su curva de operación o si está en una

zona inestable. En esta alternativa, los Gráficos 32 y 33 muestran el punto estable

de operación de los ventiladores, con una presión total a cota de trabajo de 3 y

4.2”CA, con costos por energía eléctrica de US$ 30,211 /año y US$ 34,161 /año.

Grafico 31 Simulación estado curva ventilador 70kcfm Zona Sur

Grafico 32 Simulación estado curva ventilador 70kcfm Zona Norte

85

En general el trabajo de los ventiladores en las condiciones futuras de operación, no

se verá afectado por la resistencia de la mina.


El diámetro económico para nuestra propuesta del eje de ventilación RB-D,

algebraicamente se determina en 1.80 m. Ver Gráfico 34

Tabla 29 Parámetros para el diámetro optimo

Tabla 30 Determinación diámetro optimo

Gráfico33 Elección diámetro óptimo alternativa 03 – Proyecto

K tabla K´ = 0.00371 Kg/m3


Eficiencia vent. n = 0.8


Costo excavacion


Longitud RB-D L = 354 m

Costo unit. energia cf = 0.07 $/KW-h

DATOS REQUERIDOS


(D) (A) (P) (R) (Q) (V) Capital (CC) presion (Hf) Freno (BHP) Operativo anual (CT)


1.20 1.13 3.77 2.196E+00 33 400 13,933 2,392 99 60,494 74,427

1.50 1.77 4.71 7.196E-01 33 626 21,770 784 32 19,823 41,593

1.80 2.54 5.65 2.892E-01 33 901 31,349 315 13 7,966 39,315

2.10 3.46 6.60 1.338E-01 33 1,226 42,669 146 6 3,686 46,355

2.40 4.52 7.54 6.863E-02 33 1,601 55,731 75 3 1,890 57,621

2.70 5.73 8.48 3.808E-02 33 2,027 70,534 41 2 1,049 71,583

0

10,000

20,000

30,000

40,000

50,000

60,000

70,000

80,000

1.20 1.50 1.80 2.10 2.40 2.70

Co

sto

($

/añ

o)

Diámetro (m)Costo Capital (CC) $ Costo Operativo (CO) $ Costo Total anual (CT) $

86


Para la alternativa propuesta 03, RB-D, la simulación en Ventsim valora en 2.10 m.

Habiendo una pequeña diferencia con el método algebraico que estimó en 1.80 m.

Grafico 34 Selección diámetro optimo RB-D


La cobertura alcanza un 140% con el ingreso de aire fresco de 197,000

cfm al circuito, teniendo un superávit de 56,686 cfm.

Tabla 31 Cobertura proyectada global Alt. 03





Cobertura (%)

Superávit (cfm)

140

-56,686

87

Resumen del sistema

Gráfico 35. Resumen del sistema Alt. 03 – Proyecto

5.4.3.4 Progreso curva característica de mina

La curva característica de la mina define el comportamiento del aire que

fluye a través de ella y su pendiente variara según como estén

interconectados las diferentes labores subterráneas que constituyen la red

de ventilación. A mayor resistencia la pendiente será mayor.

La curva parabólica de la mina para el sistema actual es mayor, indicando

una alta resistividad; mientras con la operatividad de la alternativa 02 de

Austria Duvaz o de la alternativa 03, aquello se verá reducida gracias al

aumento de un eje de salida de aire del sistema. Reduciéndose aún más

en periodos de tiempo, por la ejecución de laboreos en NVs interior mina.

88

Gráfico 36 Curvas características mina actual Vs proyectado Alt. 02.

Gráfico 37 Curvas características mina actual Vs proyectado Alt. 03.

0

2

4

6

8

10

0 50000 100000 150000 200000 250000 300000P

RES

ÓN

TO

TAL

("C

A)

Caudal (cfm)

Curva Actual 1er Año 2do Año 3er Año

0

2

4

6

8

10

0 50000 100000 150000 200000 250000 300000

PR

ESÓ

N T

OTA

L ("

CA

)

Caudal (cfm)

Curva Actual 1er Año 2do Año 3er Año

89

ISOMETRICO MINA AUSTRIA DUVAZ

90


Con la puesta en marcha de 2 ventiladores propuestos de 70Kcfm a plena

potencia se ve un incremento del ingreso de aire fresco; como consecuencia

la cobertura al circuito se estaría elevando en 104%, en la alternativa01

planteada.

En el desarrollo de la RP 370 sección 3*3m, tramo 84m con pendiente -13%.

Se deberá comunicar con el XC Santa Clara, hasta la proyección del RB 01.

El principal objetivo es instalar un ventilador de 70 Kcfm, que evacue todo el

aire viciado de la zona Sur del Sistema, por la BM Santa Clara del Nv 400,

en la alternativa 02.

Se recomienda construir una chimenea RB-D , con una longitud de 354m,

que comunique del XC Santa Clara del Nv 400 al Nv 1700. En efecto el

proyecto define la instalación de un ventilador principal extractor de 70 Kcfm,

en dicha cortada a una distancia de 56m de la BM Santa Clara., alternativa

03

91

CAPITULO VI

EVALUACION TECNICA Y ECONOMICA DEL NUEVO

SISTEMA DE VENTILACION

6.1 CAPACIDAD PRODUCTIVA ACTUAL Y PROYECTADA

La medición de los factores eléctricos de un motor, es importante para determinar

su capacidad real y poder caracterizarlo, permitiendo conocer su consumo, curva y

punto de operación real. Por tanto, con la información del costo unitario de energía

de 0.07 US$/kW-h, se determinó el costo por el consumo de energía global de los

ventiladores en base a sus potencias nominales. Dando como resultado lo

proyectado, por ventilación principal US$. 137,894/año, secundario US$.

79,615/año y por ventilación auxiliar US$. 167,914/año. En la tabla 28, se puede

mostrar el inventario de los ventiladores auxiliares (abril 2017)

Tabla 32 Consumo energía ventiladores auxiliares

Dencidad

(Kg/m3)

1 VENT-01 1600 Gal.024 20,000 30 0.77 19 10.3 440 1750 0.07 1.01 24 724 8,685

2 VENT-02 1750 Gal. 760 E 20,000 40 0.77 26 10.4 440 1750 0.07 1.34 32 965 11,580

3 VENT-03 1750 Bp.560 W 10,000 40 0.77 26 10.3 440 3550 0.07 1.34 32 965 11,580

4 VENT-04 1700 Rp. 248 20,000 30 0.77 19 12.4 440 1750 0.07 1.01 24 724 8,685

5 VENT-05 1700 Rp. 248 20,000 30 0.77 19 12.4 440 1750 0.07 1.01 24 724 8,685

6 VENT-06 1700 Gal.930 20,000 30 0.77 19 14.5 440 3550 0.07 1.01 24 724 8,685

7 VENT-09 1200 Gal. 932 W 20,000 30 0.77 19 14.5 440 3550 0.07 1.01 24 724 8,685

8 VENT-11 1700 Gal. 750 CH. 761 8,000 20 0.77 13 12.3 440 3550 0.07 0.67 16 483 5,790

9 VENT-13 1200 Gal. 932 E 10,000 30 0.77 19 8.5 440 1750 0.07 1.01 24 724 8,685

10 VENT-15 1600 Gal. 400 10,000 30 0.77 19 19.8 440 3550 0.07 1.01 24 724 8,685

11 VENT-16 1750 Xc.750 N 20,000 40 0.77 26 18.2 440 3550 0.07 1.34 32 965 11,580

12 VENT-17 1750 XC.750 S 10,000 30 0.77 19 14.5 440 3560 0.07 1.01 24 724 8,685

13 VENT - 19 1700 Gal.410 8,000 20 0.77 13 8.5 440 3560 0.07 0.67 16 483 5,790

14 VENT-A2 1700 Gal. 585 20,000 30 0.77 19 12.2 440 3550 0.07 1.01 24 724 8,685

15 VENT-A3 20,000 30 0.77 19 14.2 440 3550

16 VENT-A4 1600 Gal.024 20,000 75 0.77 48 12.2 440 3550 0.07 2.51 60 1,809 21,713

17 VENT-A5 400 Xc.430 30,000 75 0.77 48 12.2 440 3550 0.07 2.51 60 1,809 21,713

286,000 610 391 13,993 167,914

Pot.

Trabajo

Nom.

(HP)

TOTAL

Costo Unit.

($/KW-h)

Costo

Horario

($/h)

Costo/dia

($/día)

Costo/mes

($/mes)

Costo/año

($/año)RPM

Ubicación

Actual

Caudal

Nom.

(cfm)

Pot.

Nom.

(HP)

Pesión

Total (CA)

VOLT.(

V)Item Código Nivel

92

. En la tabla 29, se puede mostrar el inventario de los ventiladores secundarios, el

costo por año que generan (abril 2017)

Tabla 33 Consumo energía ventiladores secundarios

Se evaluo distribuir 2 ventiladores de la misma capacidad de 70 Kcfm, para el proyecto a

futuro, donde se brinda el costo del ventilador y el costo que genera por año.

Tabla 34 Costo ventilador 70Kcfm

Tabla 35 Consumo energía ventiladores principales

Dencidad

(Kg/m3)

1 VENT-08 1700 Xc.963 10,000 20 0.77 13 10.2 440 1750 0.07 0.67 16 483 5,790

2 VENT-10 1450 Gal.688 30,000 75 0.77 48 18.2 440 3560 0.07 2.51 60 1,809 21,713

3 VENT-12 1200 Gal.028 W 30,000 75 0.77 48 18.2 440 3560

4 VENT-14 1600 Xc.591 10,000 30 0.77 19 12.5 440 3550 0.07 1.01 24 724 8,685

5 VENT-18 1600 Gal.750 30,000 75 0.77 48 18 440 1750 0.07 2.51 60 1,809 21,713

6 VENT-A1 1700 Gal. 585 W 30,000 75 0.77 48 14.2 440 3550 0.07 2.51 60 1,809 21,713

140,000 350 224.58333 6,635 79,615

Pot.

Trabajo

Nom.

TOTAL

RPMCosto Unit.

($/KW-h)

Costo

Horario

($/h)

Costo/dia

($/día)

Caudal

Nom.

(cfm)

Item Código NivelUbicación

Actual

Costo/año

($/año)

Costo/mes

($/mes)

Pot.

Nom.

(HP)

Pesión

Total (CA)

Volt.

(V)

P.U. Sub Total

US$ US$

VENTILADOR AXIAL MINERO (*)

- Caudal: 70,000 cfm - -

-Presión Total: 10" CA.

- Motor: 150 HP a cota de mar

INCLUYE:

- Sensor de Vibración

- Sensor de temperatura

- Sensor Antis ta l l

- Campana aerodinámico de entrada

- Di fusor aerodinámico en la sa l ida

- Válvula de cierre

- Si lenciador en la admis ión de a i re

- Si lenciador en la descarga de a i re

TABLERO DE ARRANQUE: Variador de frecuencia unid. 1 45,000 45,000

INSTALACIÓN Mano de obra y obras civi les Gbl 1 20,000 20,000

115,000

50,000

Total US$

Tipo Descripción Unid. Cantid.

VENTILADOR PRINCIPAL Y

ACCESORIOSGbl 1 50,000

1 VAV-45-18-1750-II-A 1000 Nivel 1000-Gal. 514 E 70,000 150 10 440 1750 0.07 7.98 192 5,746 68,947

2 VAV-45-18-1750-II-A 400 Nivel 400-RP 370 70,000 150 10 440 1750 0.07 7.98 192 5,746 68,947

140,000 300 11,491 137,894

Costo/año

($/año)

TOTAL

Caudal

Nom.

(cfm)

Pot.

Nom.

(HP)

Pesión

Total (CA)

VOLT.(

V)RPMItem Código Nivel Ubicación Actual

Costo Unit.

($/KW-h)

Costo

Horario

($/h)

Costo/dia

($/día)

Costo/mes

($/mes)

93

6.2 DETERMINACION DEL COSTO DE CAPITAL CAPEX

Para determinar el costo de capital del sistema primario de ventilación

CAPEX de la alternativa 02 (US$/TMS) se estimó una inversión inicial de

US$ 926,463 con una taza de 12% y una vida de la mina de tres años

teniendo tres cuotas anualizadas de US$ 385,732. Por la Tabla 30, resulta

indicadores del costo de ventilación para los tres años del periodo de vida de

mina en promedio 1.99 US$/cfm, y un costo unitario CAPEX de 0.71

US$/TMS.

Tabla 36 Inversión anualizada Alt. 02

Tabla 37 Costo capital sistema de ventilación Alt. 02

Para la alternativa 03, se muestra también las Tablas 31 y 32, donde la

inversión alcanza US$ 891,240 /año, con indicadores por costo de ventilación

de 1.89 US$ /cfm en promedio, y el costo CAPEX en 0.69 US$/TMS.

Tabla 38 Inversión anualizada Alt. 03

Descripción 2016 2017 2018

Periodo 1 año 2 año 3 año

1 Mina Austria Duvaz US$ 926,463 385,732 385,732 385,732 1,157,195

926,463 385,732 385,732 385,732 1,157,195

TotalInversión

Total US$

Ítem U/M

Actual A 1 año A 2 año A 3 año

jun-17 jun-18 jun-19 jun-20

1 Producción de mineral TM/año 540,000 540,000 540,000 540,000

2 Caudal de aire total de admisión cfm 99,814 191,500 195,400 194,300

3 Caudal de aire total de escape cfm 100,089 192,000 196,000 194,900

4 Caudal Requerido cfm 119,082 183,709 183,709 183,709

5 Cobertura % 84% 104% 106% 106%

6 Costo Capital por año US$ 385,732 385,732 385,732

7 Costo Unitario Caudal US$/cfm 2.01 1.97 1.99

8 Costo Unitario CAPEX US$/TMS 0.71 0.71 0.71

Ítem Descripción U/M

Descripción 2016 2017 2018

Periodo 1 año 2 año 3 año

1 Mina Austria Duvaz US$ 891,240 371,067 371,067 371,067 1,113,201

891,240 371,067 371,067 371,067 1,113,201

TotalÍtem U/M Inversión

Total US$

94

Tabla 39 Costo capital sistema de ventilación Alt. 03

6.3 DETERMINACION DEL COSTO DE OPERACIÓN OPEX

Se estimó en base al consumo de energía eléctrica de los ventiladores del

circuito primario (principal, secundario y auxiliar), mano de obra,

herramientas, materiales, servicios y otros.

Es de vital importancia la reducción de las labores, minimizar las longitudes,

los codos, la rugosidad (minado uniforme de las paredes) y objetos

permanentes que obstruyen el paso del aire en las labores mineras (ingresos

y salidas fundamentalmente), significará un ahorro del consumo de energía

eléctrica.

Se muestra el costo operativo por cada cfm producido en el sistema de

ventilación actual y proyectado, se observa la reducción en el costo de

operación, debido principalmente por la incorporación de dos ventiladores en

el circuito principal y la de disminuir el uso de ventiladores auxiliares y

secundarios; para la alternativa 02 de Austria Duvaz en promedio es 1.24

US$/cfm, reduciéndose considerablemente el costo de operación anual US$

240,840 /año en promedio. Mientras para la alternativa 03, el promedio del

costo de ventilación unitario es 1.20 US$/cfm y costo de operación anual de

US$ 236,042 / año.

Actual A 1 año A 2 año A 3 año

jun-17 jun-18 jun-19 jun-201 Producción de mineral TM/año 540,000 540,000 540,000 540,0002 Caudal de aire total de admisión cfm 99,814 194,900 198,300 197,0003 Caudal de aire total de escape cfm 100,089 195,300 198,700 197,5004 Caudal Requerido cfm 119,082 183,709 183,709 183,7095 Cobertura % 84% 106% 108% 107%6 Costo Capital por año US$ 371,067 371,067 371,0677 Costo Unitario Caudal US$/cfm 1.90 1.87 1.888 Costo Unitario CAPEX US$/TMS 0.69 0.69 0.69

Ítem Descripción U/M

95

Tabla 40 Costo operación del sistema ventilación Alt. 02

Tabla 41 Costo operación del sistema ventilación Alt. 03

ACTUAL A 1 año A 2 año A 3 año


1 Producción de mineral (Referencial) TM/año 540,000 540,000 540,000 540,000

2 Total de ventiladores Principales - 2 2 2

3 Total de ventiladores Secundarios 6 6 6 6



6 Potencia eléctrica de Entrada kW 409 346 338 340

7 Consumo de Energía US$ 247,529 212,078 207,526 208,673

8 Mano de obra - 10 personas (5%) US$ 12,376 10,604 10,376 10,434

9 Mantenimiento/Repuestos (10%) US$ 24,752.90 21,208 20,753 20,867

10 Costo Operación por año US$ 284,658 243,890 238,655 239,974

11 Costo Unitario Caudal US$/cfm 2.85 1.27 1.22 1.24

12 Costo Unitario OPEX US$/TMS 0.53 0.45 0.44 0.44

Item Descripción U/M











9 Mantenimiento/Repuestos (10%) US$ 19,305 20,773 20,324 20,479





96

6.4 DETERMINACION DEL COSTO DE SOSTENIMIENTO DEL SISTEMA

IMPLEMENTADO EN EL HORIZONTE PROYECTADO

Siguiendo la secuencia de evaluación de las alternativas, mediante la

simulación en Ventsim y la evaluación de CAPEX y OPEX, se ha desarrollado

un resumen general.

Dando a entender, que el desempeño de los ventiladores está sujeto a

diferentes condiciones y ubicaciones (RBs). Naturalmente las características

del conducto por donde un ventilador extrae aire viciado, tienen formas e

irregularidades que, de alguna manera, por muy lisas sean sus paredes,

ocasiona resistencia al paso del aire. En tal sentido, una elección optima no

solo cuenta el costo menor de operación o costo capital sino también de las

condiciones del terreno, de la eficiencia de trabajo y de la perdurabilidad

durante el tiempo de vida de la mina.

Haciendo el análisis general de las alternativas propuestas mediante CAPEX

y OPEX (Gráficos 37 y 38); la mejor alternativa de Austria Duvaz, es la

alternativa 04, la cual genera menor Costo Capex de US$. 1.62/TMS y Costo

Opex de US$ 1.314 /TMS para tres años de vida de la mina. Sin embargo,

para una eficiencia optima de ventilación, la ubicación del RB 05 que solo

integra NV 1700 y NV 1200, a partir de este último NV 1200, el

direccionamiento de aire viciado se hace dificultoso por tener solo a

chimeneas y tajos antiguos como medio de extracción a superficie, haciendo

de esta alternativa ineficaz para una ventilación óptima.

De modo, se ha optado por la alternativa 02, que a pesar de llevar un

desarrollo adicional a la RP 370, el proyecto RB 01 pasa por una zona

geomecanicamente estable, (RMR 45-75), y su desarrollo generará un Capex

de US$. 2.14 /TMS y Opex de US$. 1.338 /TMS. Además, a diferencia de la

alternativa 01, la construcción de la RP 370 de 84 m es más económico que

el desarrollar un eje RB a superficie de 11 m. El costo de operación en estas

condiciones es menor, por el hecho de integrar directamente de NV 1700 a

NV 400 (RP 370 y BM Santa Clara).

97

Gráfico38 Resumen comparativo Alternativas - Capex

Gráfico 39 Resumen comparativo Alternativas - Opex.

Para las propuestas, la alternativa 03 representa el más económico. Este

diseño considera un RB-D que comunique en forma directa desde el NV 400

(Cortada Santa Clara) hasta el NV 1700. Es un eje único vertical

perpendicular, por ende, con una distancia menor (354 m). Siendo esta

alternativa la mejor opción para una buena ventilación de la Zona Sur, y en

ese sentido, se pretende hacer una evaluación geo mecánica al detalle.

2.15 2.14

3.38

1.62 2.06 2.06 2.06

- 0.50 1.00 1.50 2.00 2.50 3.00 3.50 4.00

Co

sto

Cap

ex

(US$

/TM

S)

CAPEX ALTERNATIVAS

1.338 1.338 1.350

1.314 1.333

1.363

1.293

1.240 1.260 1.280 1.300 1.320 1.340 1.360 1.380

Co

sto

Cap

ex

(US$

/TM

S)

OPEX ALTERNATIVAS

98

6.5 DETERMINACION DE BENEFICIOS ADICIONALES

Después de a ver echo el análisis de CAPEX y OPEX se elige la alternativa dos,

donde se muestra el horizonte para los 3 próximos años.

Tabla 37 Horizonte proyectado a 3 años

6.6 ELABORACION DE FLUJO DE INVERSION

6.6.1 Proyecto a corto plazo

Tabla 42 Flujo Inversión Proyecto a Corto Plazo


Jun-17 Jun-18 Jun-19 Jun-20









9 Mantenimiento/Repuestos (10%) US$ 24,752.90 21,208 20,753 20,867




13 Costo Unitario CAPEX US$/TMS - 0.71 0.71 0.71

14 Costo Total Ventilación US$/TMS 0.53 1.17 1.16 1.16

Etapas de Evaluación - OPEX


1 PROYECTO 01: RB 370 CANTIDAD BUZ. LONGITUD (m) COSTO FIJO COSTO PILOTO COSTO RIMADO PU ($/m) P TOTAL

2.1 Colocar Tapones y Puertas 22 - - - - - 100 2,200 2 11.0

2.2 Reubicación (1) FAN 30,000 cfm 200 HP 5,000

7,200

ITEMS DESCRIPCIÓNAvan./D

íaDías

Sub Total US$ ALTERNATIVA 1

99

6.6.2 Proyecto a mediano plazo

Tabla 43 Flujo Inversión Proyecto Madame Elvira

Tabla 44 Flujo Inversión Proyecto Alternativa 02

6.7 INDICADORES ECONOMICOS

Con la inversión inicial del Proyecto a ejecutarse de $ 1,461,181, y con los montos

anuales que se derivaron del CAPEX y OPEX para los próximos 3 años, analizamos

con un COK del mercado del 13% el proyecto.

Tabla 45 Indicadores económicos

PROYECTO RB MADANE ELVIRA DIMENSIÓN BUZ. LONGITUD (m) COSTO FIJO COSTO PILOTO COSTO RIMADO PU ($/m) P TOTAL

XC PQ Madane Elvi ra 2.4x2.4 0° 88.0 0 0 0 183 16,104 4 24.4

Raise Borer Madam Elvi ra Φ 1.80 m 82° 122.2 13,000 600 800 1,400 145,440 5.0 24.4

145,440

DESCRIPCIÓNITEMSAvan./D

íaDías

Sub Total US$ Proyecto Madam Elvira

2 PROYECTO 02: RP 370 Y RB 01 DIMENSIÓN BUZ. LONGITUD (m) COSTO FIJO COSTO PILOTO COSTO RIMADO PU ($/m) P TOTAL

2.1 Rampa 370 3x3 13° 84.0 170 0 0 170 14,280 4 23.3

2.2 Raise Borer 01 Φ 2.4 m 80° 352.3 13,000 600 800 1,400 506,220 5 70.5

2.3 XC Pique 370 2.4x2.4 0° 126.9 0 0 0 183 23,223 4 35.3

2.4 Colocar Tapones 2 - - - - - 50 100 2 1.0

2.5 Adquisic/Instal (2) FAN 70,000 cfm HP 230,000

773,823Sub Total US$ ALTERNATIVA 2

Inversion Inicial: $ 1,461,181

0 1 2 3

1,461,181 245,884 242,404 240,811

608,361 608,361 608,361

1,461,181 854,245 850,765 849,172

Analizando para COK 13%

VAN 549,580.61

TIR 34.15%

B/C 1.38

Años

100

6.8 ANALISIS DE SENSIBILIDAD Y ESCENARIOS

Tomamos 2 escenarios principalmente con el VAN y cambiando las tasas para

observar como varia el VAN a diferentes tasas.

Tabla 46 Análisis Cok vs VAN

Segundo escenario, la relación B/C, como varía en función de la tasa COK, para ver

que el proyecto obtenga mayores beneficios.

Tabla 47 Cok vs B/C

VAN

549,581

13.00% 549,581

18.00% 390,594

23.00% 251,999

28.00% 130,380

32.00% 43,457

34.15% 90

37.00% 54,119

42.00% 141,105

cok

B/C

1.38

13.00% 1.38

18.00% 1.27

23.00% 1.17

28.00% 1.09

32.00% 1.03

34.15% 1.00

37.00% 0.96

42.00% 0.90

cok

101


De la evaluación de las 07 alternativas de los ejes principales de salidas de

aire, se determinó la elección de 2 alternativas económica y operativamente

rentables: Alt. 2 (RB 01) y Alt. 3 (RB-D).

El CAPEX de la mina será de un capital anual de US$ 385,732.

El OPEX de la mina en el primer año será de US$ 243,890, segundo año de

US$ 238,655 y para el tercer año de US$ 239,914.

Del análisis del TIR, el proyecto es rentable con un B/C 1.38, a viendo

realizado un análisis de sensibilidad para diferentes COK.

102

CONCLUSIONES

Para las conclusiones del presente informe se consideró la ALTERNATIVA 02

planteada por Austria Duvaz.

Las limitantes del sistema de ventilación en mina Austria Duvaz son las

escasas labores por donde saldría el aire viciado, actualmente se tiene tres

circuitos por donde el aire viciado llega a superficie,

3. POR LA ZONA SUR: el primero es un circuito de chimeneas y tajos

antiguos; la segunda por el TÚNEL KINGSMIL.

4. POR LA ZONA NORTE: Tajos y chimeneas antiguos de la zona

FREIBERG.

Del levamiento de campo, se reportó en mina un ingreso de aire fresco de

99,814 cfm o 2,826 m3/min, salida de aire viciado de 100,089 cfm o 2,834

m3/min.

De la evaluación de las 07 alternativas de los ejes principales de salidas de

aire, se determinó la elección de 2 alternativas económica y operativamente

rentables: Alt. 2 (RB 01) y Alt. 3 (RB-D).

Del análisis Ventsim y matemático, el diámetro económico de los RBs

proyectados es de 2.10 m.

103

Con el desarrollo proyectado de ejes de extracción, el ingreso de aire fresco

al sistema será de 191,500 cfm al 1er año, 195,400 cfm al 2do año y 194,300

cfm al 3er año.

La cobertura del sistema actual de la mina es de 104%, y proyectado 136%

al 1er año, 139% al 2do año y 138% en el 3er año.

Para suplir la demanda de aire en la Zona Sur y Norte de la mina, a corto

plazo planteamos colocar doce (12) tapones y diez (10) puertas en puntos

estratégicos de la mina, orientando tanto el flujo de aire fresco como el aire

viciado por labores apropiados. Particularmente para la Zona Norte se

propone colocar un ventilador de 30 kcfm.

El costo de energía actual global es de US$ 247,529, consumiendo 409 kW.

El costo de energía proyectada a 1 año será US$ 212,078 consumiendo 346

kW.

El costo de energía proyectada a 2 años será de US$ 207,526 consumiendo

338 kW.

El costo de energía proyectada a 3 años será de US$ 208,673 consumiendo

340 kW.

Para la viabilidad del proyecto Alternativa 02 se tendrá que invertir US$

926,463.

El CAPEX de la mina será de un capital anual de US$ 385,732.

El OPEX de la mina en el primer año será de US$ 243,890, segundo año de

US$ 238,655 y para el tercer año de US$ 239,914.

104

RECOMENDACIONES

La ALTERNATIVA ÓPTIMA Y VIABLE para la inversión del sistema de

ventilación se recomienda la construcción de una chimenea RB-D, cuyo

diámetro es de 2.10 m, pudiendo ser hasta 2.40 m como máximo, condición

que deberá ser evaluada por un especialista en geomecánica a fin de

considerar el tipo se sostenimiento que deberá aplicarse para mantener su

estabilidad de la columna de ventilación.

Mantener los planos topográficos de ventilación actualizados, asimismo

identificar la ubicación de los ventiladores y las estaciones de monitoreo para

el aforo de aire.

Es necesario que el personal encargado de la Planificación y el Desarrollo de

las Operaciones de ventilación, simule en forma permanente las alternativas

de diseño con el software Ventsim Visual™ Avanzado.

Llevar el REGISTRO DE VENTILADORES en forma permanente, con la

finalidad de ubicar los equipos en mina, manteniendo el Modelo en 3D

actualizado en Ventsim Visual™ Avanzado.

Reforzar el mantenimiento de los ventiladores, acorde al programa

establecido. Estandarizar los procedimientos: Cimentación, anclaje,

accesorios de la admisión y salida.

105

Señalizar las chimeneas y las labores antiguas que comprendan el circuito

principal de ventilación a fin evitar errores durante el mapeo de ventilación.

Clausurar las labores que no comprenden el circuito de ventilación.

Todo ventilador que ingrese a la Unidad, debe contar con su placa de fábrica,

donde se indique: El caudal de operación, la presión total a cota del mar y a

nivel de operación.

Es importante que el personal de Planeamiento y el Responsable de la

ventilación, reciban una capacitación integral en el manejo y aplicación del

software Ventsim Visual™ Avanzado.

106

BIBLIOGRAFIA

D.S. N° 024-2016-EM, Decreto Supremo que aprueba el Reglamento de

Seguridad y Salud Ocupacional en Minería del estado Peruano.

Guía metodológica de seguridad para ventilación de minas. Servicio Nacional

de Geología y Minería. Departamento de seguridad minera. Chile 2008.

ASHRAE 111, Practices for measurement, testing adjusting and balancing of

building heating, ventilation, Air-conditioning and refrigeration Systems.

Jiménez P. A., 2011. Ventilación de Minas Subterráneas y Túneles.

Mine air conditioning and ventilation. Chapter 27. Ashrae.

Subsurface Ventilation Engineering. Malcolm J. McPherson.

Howden, Manual de Ventiladores y Curvas características. Brasil, enero 2016

ANEXOS

ANEXOS

ANEXO I Nomenclatura y terminologia.

ANEXO II Calculo del requerimiento de aire Global Proyectado (2017-2019).

ANEXO III Caracterización de ventiladores Secundarios - Actual.

ANEXO IV Caracterización de ventiladores principales - Proyectado.

ANEXO V Certificado de Calibración de los equipos.

ANEXO I

NOMENCLATURA Y

TERMINOLOGIA

1.1. NOMENCLATURA

cfm: Pies cúbicos por minuto (Cubic Feet per minute). Indica el flujo de

aire que pasa por un punto estacionario en un minuto.

m3/s: Metros cúbicos por minuto. Indica el flujo de aire, que pasa por un

punto estacionario en un segundo.

1 m3/s = 60 m3/min = 2118.88 cfm.

HP: Caballaje de fuerza (Horse Power). Potencia desarrollada por el

motor.

KW: Kilowatt, unidad de potencia que desarrolla el ventilador.

HP = 0.746 KW.

RPM: Revoluciones por minuto. Medida de la cantidad de vueltas que

genera el motor en el lapso de un minuto.

Hz: Hertz. Medida de la frecuencia que se repite una onda en un

segundo.

C.A.: Unidad de presión, igual a la presión ejercida por una columna de

agua de una pulgada de altura a temperatura estándar.

ɳ: eficiencia del ventilador, es una función de su diseño aerodinámico y

el punto de operación de su curva.

msnm: metros sobre el nivel de mar, unidad que indica la altitud de un

lugar.

1.2. TERMINOLOGÍA

Presión estática: Es la presión potencial ejercida en todas las

direcciones por un fluido en reposo. Para un fluido en movimiento se mide

en la dirección perpendicular a la del flujo, tendencia a dilatar o colapsar

al ducto.

Presión dinámica: Es la presión cinética en la dirección del flujo

necesaria para hacer que un fluido en reposo fluya a una determinada

velocidad.

Presión Total: Suma algebraica de las presiones estáticas y dinámicas.

Los resultados se expresarán en unidades inglesas pulgadas de columna

de agua (''C.A.).

Factor de corrección por densidad: es el cociente entre la densidad

real del aire en faena y la densidad del aire estándar.

Aerodinámico: Objeto cuya forma ofrece poca resistencia al aire.

Punto de operación: El punto de corte de la curva del ventilador con la

resistencia del circuito (P, Q), es el punto de funcionamiento del

ventilador.

ANEXO II

CALCULO DEL

REQUERIMIENTO DE AIRE GLOBAL

PROYECTADO (2017-2019)

BALANCE DE VENTILACIÓN GLOBAL - ACTUAL

2.1 El Aforo de caudal de aire:

Caudal de Ingreso: 2,826 m3/min ó 99,814 cfm.

Caudal de Salida: 2,834 m3/min ó 100,089 cfm.

Ingreso de aire:

AREA Distrib.


EVP-01 150 BM-01 E 1 - 150 superficie 1.76 1.41 85 149 5,259 5%

EVP-02 150 BM-03 E 6 -100, superficie 2.44 1.38 83 202 7,141 7%

EVP-03 200 BM-01 E 3 - 200, superficie 3.75 0.45 27 101 3,551 4%

EVP-04 200 CH-02 E 1 - 200, superficie 1.77 0.58 35 61 2,172 2%

EVP-05 400 Entrada a PQ 920 5.54 0.16 9 52 1,854 2%



EVP-08 400 VE 595 S 4.74 0.23 14 64 2,267 2%


Reynaldo7.89 1.94 116 919 32,447 33%

EVP-10 400 Cortada 263 WGAL 525,SP.01


EVP-11 400 Cortada 263 WTJ 556, Zulema


EVP-12 400 Cortada 263 W GAL 520 4.57 0.19 12 53 1,863 2%

EVP-13 400

Chimenea (poza de

agua) / Resistencia 20

% madera

3.94 0.19 11 44 1,567 2%

2,826 99,814 100%TOTAL INGRESO

Estac.UBICACIÓN VELOCIDAD CAUDAL

Salida de aire:

2.2 Caudal Requerido para Personal

AREA Distrib.


EVP-01 200 CH 01 - Victoria E 2 - 200, superficie 1.33 0.85 51 67 2,378 2%

EVP-02 150 CH-D E 6- 150, superficie 1.88 0.49 29 55 1,954 2%

EVP-03 200 CH-E Superficie 1.54 0.88 53 81 2,867 3%

EVP-04 1000 GAL 895 E, CX-974_NW CH 970 3.60 0.93 56 201 7,094 7%

EVP-05 1000 GAL 895 E, CX-974_NW CH 350 3.60 0.71 42 153 5,390 5%

EVP-06 1000 GAL 895 E, CX-974_NW CH 410 3.60 0.71 43 154 5,433 5%

EVP-07 1000 GAL 974 E, CX-974_NW CH 245 3.60 0.18 11 38 1,348 1%

EVP-08 1000 GAL 831 E, CX_830 CH X 3.60 0.34 20 73 2,577 3%

EVP-09 1000 GAL 974 E CH 300 3.60 0.32 19 70 2,466 2%

EVP-10 1000 GAL 831 E CH 410 3.60 0.92 55 198 6,984 7%

EVP-11 1000 GAL 424 E Zona Frybers, CH 535 5.04 0.53 32 159 5,631 6%

EVP-12 1000 CX-575 _S CH-505 3.60 0.32 19 69 2,441 2%

EVP-13 1000 GAL 514 W CH A 2.22 0.91 55 122 4,305 4%

EVP-14 400 SN 345 W, Madam Elvira CH 300, y otros CHs 7.49 0.35 21 156 5,505 6%

EVP-15 400 SN Madam ElviraPique Central, Madam

Elvira7.85 1.08 65 511 18,040 18%

EVP-16 1000 CX-575 _S, GAL 514 W CH 608 3.60 0.60 36 129 4,560 5%

EVP-17 1600 GAL 632 W, La paz

Obstaculos tuberia 10"

(Hacer limpieza), Tunel

Kinsmill

6.49 1.16 70 451 15,937 16%

EVP-18 1000 TJ comunicación 4.69 0.52 31 147 5,179 5%

2,834 100,089 100%

CAUDALVELOCIDADEstac.

UBICACIÓN

TOTAL SALIDA

Cuprita 84 504 17,799 37.0%

Emcit 73 438 15,468 32.2%

Misol 8 48 1,695 3.5%

Resefer 9 54 1,907 4.0%

Mina Cia. Servicios 21 126 4,450 9.3%

Mantto. Mina 23 138 4,873 10.1%

Seguridad 3 18 636 1.3%

Geología 6 36 1,271 2.6%

Total 227 1,362 48,099 100.0%

EmpresaActual

(Pers./gd.)

Caudal

(m3/min)

Caudal

(cfm)Distrib.

2.3 Caudal Requerido para Equipos Diésel

a) Requerimiento de caudal de aire actual para equipos Diésel.

b) Requerimiento caudal aire de equipos Diésel-Madam Elvira y NVs

1700 – 1750.

Ítem Código Equipo ModeloHP

nom.Cant.

Caudal

(m3/min)

Caudal

(cfm)Total

(cfm)Distrib.

1 A1 SCOOP No A1 LH 202 75 1 225 7,946

2 A2 SCOOP No A2 LH 202 75 1 225 7,946

3 A4 SCOOP No A4 LH 202 90 1 270 9,535

4 A5 SCOOP No A5 LH 202 75 1 225 7,946

5 A9 SCOOP No A9 LH 202 75 1 225 7,946

6 SCOOP AT-3 LH 203 110 1 330 11,654

7 ED4 SCOOP Nº 4 TORO 150D 95 1 285 10,065

8 ED5 SCOOP Nº 5 LH 202 75 1 225 7,946

670 8 2,010 70,983 70,983 100.0%Total

18,011 25%

52,973 75%

Para Madam Elvira

Ítem Código EquipoHP

nom.Cant.

Caudal

(m3/min)

Caudal

(cfm)Distrib.

1 X4 JUMBO 1 br. 60 1 180 6,357 11%

2 X5 SCOOP (4.1 yd 3) 200 1 600 21,189 36%

3 X6 Camiones LHD 150 2 900 31,784 54%

410 4 1,680 59,329 100.0%

Ítem Código EquipoHP

nom.Cant.

Caudal

(m3/min)

Caudal

(cfm)Distrib.

1 X1 JUMBO 1 br. 50 1 150 5,297 100%

NVs: 1700-1750

Total

2.4 Caudal Requerido para Dilución de explosivos

2.5 Requerimiento global de aire

2.6 Balance de ventilación actual

Q = A x V x N ; (m3/min)

A = Área promedio de labores; m2.

V = Velocidad Mínima Requerida m/min.

N = Número de niveles y/o labores operativos.

Según Decreto Supremo N° 024-2016-EM

Q = (100 x K x a) / (d x T) ; (m3/min)

Q = Caudal de aire requerido por consumo de explosivo detonado; m3/min.

T = Tiempo de dilución de los gases (minutos).

K = Cantidad de explosivo detonado, equivalente a dinamita 60%; kg.

a = Volumen de gases generados por cada kg. de explosivo. Valor sugerido: 0.04 (m³/kg de explosivo).

d = Porcentaje de dilución de los gases, deben ser diluidos a no menos de 0.008 % y se aproxima a 0.01 %.

Ecuación de Novitsky (*)

Método

Area

Prom.

(m2)

Vel. Aire

(m/min)

N° NVs

Oper.

Explos.

Kg/Gd.

Tiempo

Vent.

(min)

Caudal

(m3/s)

Caudal

(m3/min)

Caudal

(cfm)

DS 024-2016-EM 6.48 25 12 32 1,944 68,652

Novitzky Alejandro 453 120 31 1,889 66,716





Caudal de Aire m3/min cfm

Total de aire requerido 3,372 119,082



Cobertura (%)

Déficit (cfm)

84

19,268

Balance Total de Aire119,082

99,814 100,089

020,00040,00060,00080,000

100,000120,000140,000160,000

Total de airerequerido

Ingreso deaire

Salida de aire

Cau

dal

Air

e (

cfm

)

ANEXO III

CARACTERIZACIÓN DE VENTILADORES SECUNDARIOS-ACTUAL

3.1 Ventilador Secundario N° 08 de 8,000 cfm Nivel 1700 – CX 963 W

CIRCUITO:

FECHA: Mayo 2017 NIVEL:

RESPONSABLE: Ezechias Morales UBICACION:

Modelo: VAV-29 1/4-14-3450-II-A Tipo Trifásico

Tipo de Ventilador: Axial Voltaje: V 440

Marca: Amperaje: A

Caudal: 10,000 Potencia: 23.62 HP

Presion Total: 10.2" CA RPM: 3450

# de aspas: Eficiencia %

Angulo de las aspas: Factor de potencia

Epatas II Tipo de Arranque Soft Started

Diametro de cubo: 355.6 mm # De polos

Diametro de carcaza: 742.95 mm

Estado

ESPECIFICACIONES

PLACA

VENTILADOR MOTOR

EXTRACTOR

OBSERVACIONES

Datos a cota de Trabajo:

- Ventilar el Tj.690 Veta Helga -

Nivel 1700 - CX 963 NW

CÓDIGO: 08

1700

3.2 Ventilador Secundario N° 10 de 30,000 cfm, Ubicado en cabeza de CH-026

CIRCUITO:



Modelo: VAV-291/4-21-3450-II-B Tipo Trifásico


Marca: Amperaje: A








Estado

ESPECIFICACIONES

PLACA

VENTILADOR MOTOR

INYECTOR

OBSERVACIONES


- Extraer aire viciado, Veta la Paz Sur del Nv.1600. -

CON SILENCIADOR

Nivel 1450 - a la cabeza de CH 026 / GL 405 / Gal.688

CÓDIGO: 10

1450

3.3 Ventilador Secundario N° 18 de 30,000 cfm, Ubicado en Gal. 400 E

CIRCUITO:



Modelo: VAV-291/4-21-3450-II-B Tipo Trifásico


Marca: Airtec Amperaje: A








Estado

Nivel 1600 - Gl. 390 E

CÓDIGO: 18

1600

ESPECIFICACIONES

PLACA

VENTILADOR MOTOR

INYECTOR

OBSERVACIONES


- Extraer aire viciado, Veta la Paz Sur del Nv.1600. -

CON SILENCIADOR

3.4 Ventilador Secundario N° A1 de 30,000 cfm, Ubicado en Gal. 585 W / CH-642

CIRCUITO:



Modelo: VAV-32-14-3450-II-A Tipo Trifásico


Marca: Amperaje: A








Estado

ESPECIFICACIONES

PLACA

VENTILADOR MOTOR

EXTRACTOR

OBSERVACIONES


- Extractor de aire viciado, Veta La Paz del 1750.

-

Nivel 1700 - Gal. 585 W / CH 642 / GL 585 W

CÓDIGO: A-1

1700

ANEXO IV

CARACTERIZACIÓN DE VENTILADORES PRINCIPALES - PROYECTADOS

4.1 Ventilador principal de 70,000 cfm, Ubicado en Nivel 400 – RP 370

CIRCUITO:




Tipo de Ventilador: Axial Voltaje: V


Caudal: 70,000 cfm Potencia: 150 HP

Presion Total: 10 "CA RPM: 1750



Epatas II Tipo de Arranque Estrella Triangulo


Diametro de carcaza: 1,143 mm

Estado

Nivel 400 - RP 370

CÓDIGO:

400

ESPECIFICACIONES

PLACA

VENTILADOR MOTOR

INYECTOR

OBSERVACIONES

Datos a cota de Mar:

- 0 msnm -

Densidad 1.20 Kg/m3

- Temperatura 20° C.

4.2 Ventilador principal de 70,000 cfm, ubicado en el Nivel 1000

CIRCUITO:




Tipo de Ventilador: Axial Voltaje: V


Caudal: 70,000 cfm Potencia: 150 HP

Presion Total: 10 "CA RPM: 1750



Epatas II Tipo de Arranque Estrella Triangulo


Diametro de carcaza: 1,143 mm

Estado

Nivel 400 - RP 370

CÓDIGO:

400

ESPECIFICACIONES

PLACA

VENTILADOR MOTOR

INYECTOR

OBSERVACIONES

Datos a cota de Mar:

- 0 msnm -

Densidad 1.20 Kg/m3

- Temperatura 20° C.

ANEXO V

PLANO ISOMÉTRICO ACTUAL Y PROPUESTO CON Hp.

UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE...

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