Estimación de requerimientos de aire en minas que utilizan métodos de Open Stoping

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1 14th United States/North American Mine Ventilation Symposium, 2012 Calizaya & Nelson 2012, University of Utah, Dept. of Mining Engineering Estimación de requerimientos de aire en minas que utilizan métodos de Open Stoping E. Córdova University of Utah, Salt Lake City, Utah, USA F. Calizaya University of Utah, Salt Lake City, Utah, USA RESUMEN: El objetivo de un sistema de ventilación es el proveer la cantidad de aire fresco requerido a cada área de trabajo, el cual será utilizado para diluir y remover los contaminantes de la mina. En minas que utilizan el método de caserones con y sin relleno Open Stoping, el desafío principal es el de entregar la cantidad de aire limpio requerido minimizando su reutilización (evitando la ventilación en series). Otro desafío es el de reducir las perdidas, las cuales pueden ser de hasta 25%, a través de áreas ya explotadas. El objetivo principal de este trabajo es el de presentar los pasos requeridos para establecer un sistema de ventilación efectivo (eficiente y seguro) para minas subterráneas explotadas por el método de caserones. El trabajo incluye estimación de requerimientos de aire fresco basados en los equipos utilizados, concentración máxima de contaminantes, regulaciones, infraestructuras, y desarrollos. El trabajo incluye también un resumen de las buenas prácticas desarrolladas en la industria, la descripción de un método de selección de ventiladores primarios, y un procedimiento para seleccionar ventiladores auxiliares. Un ejemplo numérico, resuelto con el programa Ventsim, es usado para ilustrar el procedimiento seguido para determinar las partes más importantes de un sistema de ventilación para minas subterráneas que utilizan este método de explotación. Los pasos presentados en este trabajo, si bien están enfocados al método de Open Stoping, pueden también ser usados como una guía general para estimar los requerimientos mínimos de aire, determinar el tamaño del ventilador, y completar un estudio de ventilación para otros métodos de explotación. 1 Introducción Un diseño eficiente de un sistema de ventilación permite proveer a las áreas de trabajo las cantidades requeridas de aire fresco para el correcto desarrollo de las labores. Estas cantidades están basadas en estándares según el tipo de método de explotación utilizado, velocidades críticas del aire y la cantidad de contaminantes generados en los áreas de trabajo. Los contaminantes generalmente encontrados en minería metálica son gases propios de la mina, gases provenientes de la combustión del diesel, polvo de roca, calor, etc. Las concentraciones de estos contaminantes en conjunción con las velocidades críticas del aire y restricciones económicas, son usadas para determinar la cantidad y tamaño de las vías principales de inyección y extracción de aire, y los requerimientos de energía eléctrica para operar los ventiladores. Simuladores de ventilación como el programa Ventsim son utilizados para determinar la sección de las vías principales de inyección y extracción del aire, y la potencia requerida por los ventiladores. 1.1 Estándares y Regulaciones De acuerdo a la localización y país en el que se encuentre la operación minera, existen distintas regulaciones para el diseño del sistema de ventilación. Las agencias que regulan los estándares en los Estados Unidos son: ACGIH: American Conference of Governmental Industrial Hygienists OSHA: Occupational Safety and Health Administration MSHA: Mine Safety and Health Administration. En minas subterráneas, el principio básico es proveer la suficiente cantidad de aire fresco a los frentes de trabajo y remover los contaminantes generados como el polvo respirable, productos de combustión del diesel, gases de la mina, y calor. 1.2 Reglas Principales En el diseño del sistema de ventilación de una mina subterránea, las siguientes reglas superceden a todas las demás (McPherson, 1993): a) Se debe proveer a la mina de suficiente cantidad de aire para mantener la concentración del oxigeno por encima del 19.5% por volumen. Es probable que la concentración de oxigeno disminuya al circular el aire por la mina. Dos procesos son responsables de este fenómeno: la oxidación de minerales y la utilización de equipos a diesel. Estos procesos pueden reducir la concentración del oxigeno por debajo del valor limite. Una buena práctica es mantener la concentración en el rango de 19 a 21 % por volumen. b) El aire proporcionado debe ser adecuado para diluir los contaminantes a niveles por debajo los valores 583

2 límites presentados en el Cuadro 1 (Hartman, 1997). Los estándares nacionales adoptados deben ser usados mas como guías que como una demarcación fija entre concentraciones seguras e inseguras. Existen dos razones importantes para esto: (1) La respuesta propia a cada substancia cambia de un individuo a otro y, (2) los valores limites, e índices de exposición biológica están sujetos a revisiones que varían con el tiempo a medida que nuevas evidencias son generadas. Para asegurar el correcto funcionamiento de acuerdo a los requerimientos necesarios, los ingenieros de ventilación, deben familiarizarse con las propiedades de los gases existentes en la mina, la forma en que estos son generados, y los métodos de control. Una practica común es la de establecer un factor de seguridad al estimar los requerimientos de aire. c) Cuando una vía de aire es utilizada para el transporte del personal, la velocidad del aire se transforma en otro factor limitante. Para dimensionar vías de trafico, una buena practica es utilizar las siguientes velocidades de aire: Vía de transporte Velocidad, m/s Galería de inyección 5 a 7 Pozo de inyección < 10 Galería de correas 1.5 a 3 Estaciones de carga 0.75 a 2. A velocidades mayores que 4 m/s, partículas de polvo en reposo son levantadas y entran a la corriente de aire. El problema es mayor si el aire es húmedo y circulado a una alta velocidad. El factor de enfriamiento del aire disminuye rápidamente con la velocidad bajando su temperatura hasta el punto de congelación, representando así un riesgo más de seguridad que de salud ocupacional. d) En minas profundas con una gradiente geotermal pronunciada, el calor y la humedad pueden crear condiciones adversas y afectar el rendimiento de los trabajadores negativamente. La temperatura de bulbo húmedo de un psicrómetro es un buen indicador del stress del calor. Una buena practica es mantener esta temperatura igual o menor a 27 C. Si la temperatura húmeda es mayor que esta, entonces el sistema de ventilación no es suficiente para crear condiciones seguras de trabajo, debe ser mejorado aumentando el caudal del aire fresco o implementando un sistema de refrigeración. 2 Descripción del Método de Explotación El método utilizado es el de caserones abiertos con relleno u Open Stoping with Fill. Este método se utiliza generalmente en mineralizaciones tabulares y con inclinaciones sub-verticales. El relleno, una mezcla de grava, cemento, agua y aditivos, es utilizado para llenar el caserón, servir de pilares temporales, y sostener los bloques adyacentes que serán minados posteriormente. Cuadro 1. Valores Limites (TLV) para gases en minas Sustancia TLV TWA ppm TLV STEL ppm Monóxido de Carbono, CO min Dióxido de Carbono, CO ,000 15min Sulfuro de Hidrógeno, H 2 S min Dióxido de Nitrógeno, NO min Dióxido de Sulfuro, SO min TLV-TWA: Concentración del contaminante para un turno de 8 horas. TLV-STEL: Concentración permisible para un periodo menor a 15 minutos. El método permite explotar el área mineralizada en caserones alineados a lo largo de la veta o cuerpo mineralizado, recuperando los caserones primarios (en etapa de perforación, voladura y acarreo), y preparar simultáneamente los caserones secundarios intermedios (en etapa de desarrollo) que serán explotados una vez que los caserones primarios han sido extraídos y rellenados. Los caserones primarios son explotados inicialmente, para luego ser rellenados y continuar con la extracción de los caserones secundarios en forma descendente. El cuerpo mineralizado definido por el contorno geológico difiere de la cantidad estimada en la fase de planificación y esta de la fase de extracción. La diferencia representa la dilución por el ingreso de la roca estéril, aumentando el tonelaje y reduciendo la ley. La Figura 1 muestra los cambios de tonelaje y ley con las fases de dilución. 2.1 Requerimientos y Características del método de caserones abiertos Tamaño: El ancho mínimo de la mineralización varia de 3 m a 6 m, y en casos especiales puede bajar a 1.5 m. Forma: La forma del depósito es generalmente tabular y de forma regular entre los niveles. Inclinación: La inclinación del cuerpo mineralizado debe ser mayor que el ángulo de reposo del material, preferentemente vertical a subvertical para aprovechar la gravedad en la extracción del mineral. Cuerpos sub-horizontales generalmente presentan problemas de inestabilidad y caídas de roca de la pared colgante. Además, estas caídas contribuyen a la dilución del mineral extraído. Geotecnia: El método requiere de un cuerpo mineralizado de competencia moderada a alta, con contactos competentes entre el cuerpo mineralizado y la roca encajonante. Largo del caserón: La longitud de los caserones varía de un depósito a otro. Los colapsos de roca y 584

3 air blasts son los mayores peligros con caserones largos. El air blast es caracterizado por un movimiento rápido del aire en las labores adyacentes al lugar donde se produce un colapso de material. El colapso de roca genera un efecto pistón dentro del caserón, dejando escapar el aire confinado a grandes velocidades por las labores conectadas al lugar del colapso. Tamaño de los pilares: Los pilares soportan las calles de extracción conectadas a los caserones, y dividen los caserones. El tamaño de los pilares depende de los esfuerzos inducidos en el área, estructuras presentes, propiedades del macizo rocoso y consideraciones operacionales. Selectividad: La selectividad del método es muy limitada, especialmente cuando el depósito presenta cambios bruscos de mineralización. Estos cambios bruscos en mineralización aumentan la dilución y facilitan la extracción del material estéril como mineral del área definido para la explotación. horizontal en la base del bloque (parte inferior del taladro). La explotación del deposito y por tanto la detonación de las franjas avanza en sentido ascendente. La Figura 2 muestra como el cuerpo mineralizado es explotado utilizando caserones abiertos con cara libre vertical (Open stoping). Esta figura muestra también la distribución de actividades en los diferentes subniveles. La Figura 3 muestra una variante de este método con cara libre horizontal. Este método también es conocido como Vertical Crater Retreat, o VCR. Esta figura muestra la forma en que los caserones son desarrollados, explotados y rellenados de acuerdo a la planificación bien establecida. Figura 2: Fase inicial con caserones de cara libre vertical en fase de producción Figura 1: Vista del Cuerpo Mineralizado Explotado por Caserones con Relleno 2.2 Tipos de Caserones Dependiendo de la manera como son detonados los bloques de mineral, se distinguen dos tipos de caserones: (1) de cara libre vertical, y (2) de cara libre horizontal. En el primer caso, la cara libre de expansión es creada agrandando un pique o chimenea extendida entre dos subniveles. Una vez creada esta superficie, la producción del mineral es conseguida detonando franjas verticales extendidas a lo ancho del caserón. En el segundo caso, el pique de expansión no es necesario, la galería de socavación es usada como la superficie de expansión. La producción del mineral es controlada detonando una franja Figura 3: Fase inicial con caserones de cara libre horizontal en fase de producción 3 Modelo Desarrollado El modelo utilizado corresponde a un deposito mineralizado con inclinación sub-vertical, las labores se encuentran a una profundidad de 800 m de la superficie, con mineralizaciones de alta ley con un promedio de 2.5% Cu. La producción estimada es de 2,000 toneladas/ día. 585

4 El acceso al depósito y niveles de producción y desarrollo es a través de una rampa principal con una sección de 5x6 m y un pique de escape de 3 m de diámetro, conectada a la rampa en varios niveles. La salida del aire viciado es por medio de un pozo de ventilación de 5 m de diámetro y 800 m de longitud. El desarrollo de la mina es en descenso, por consiguiente existen excavaciones antiguas en niveles superiores que pueden inducir fugas de aire. Para tener un buen sistema de ventilación estas deben ser aisladas por muros herméticos y sellados exteriormente. La rampa es aislada de los niveles ya explotados, sin embargo en el nivel de talleres las conexiones están controladas por medio de reguladores. Los talleres incluyen una estación de mantenimiento, un almacén, y un depósito de diesel. De este nivel, la rampa continua a niveles inferiores incluyendo el nivel de producción con seis caserones activos, el nivel de preparación con cuatro caserones, y finalmente el nivel de desarrollo con dos excavaciones principales: una galería o acceso a los futuros caserones, y una rampa en descenso, con el fin de acceder a niveles inferiores en el futuro. El nivel de producción existen tres caserones en producción (primarios) y tres caserones en preparación (secundarios). En los caserones primarios, el mineral es explotado utilizado taladros verticales y palas cargadores de alta potencia. Todo el mineral producido es transportado a superficie por la rampa por medio de cinco camiones. Una vez agotado, el caserón es rellenado con una mezcla de cemento y grava. Los caserones secundarios son preparados por métodos convencionales de perforación, voladura con explosivos y transporte por camiones a diesel. Estos caserones serán explotados una vez que los caserones primarios son rellenados y consolidados. El nivel de preparación existen cuatro excavaciones horizontales que son desarrollados como frentes ciegos. Estas representan los accesos a los futuros caserones primarios y secundarios. En el nivel de desarrollo existen varios frentes ciegos de estos los mas importantes son las galerías de acceso a los futuros caserones, y la continuación de la rampa desarrollado con el fin de acceder a niveles inferiores y proceder con mas trabajos de exploración. La Figura 4 muestra un esquema de las diferentes excavaciones desarrolladas para acceder al cuerpo mineralizado y ventilar los diferentes frentes de trabajo. Esta figura también muestra la ubicación de los caserones en diferentes etapas de producción y desarrollo. 4 Sistema de Ventilación El sistema de ventilación de la mina es presentado en dos secciones: (1) ventilación primaria, y (2) ventilación auxiliar. El sistema de ventilación primaria fundamentalmente consiste de dos entradas de aire, conexiones intermedias, y un pozo de expulsión. Además de estas excavaciones, el sistema incluye muros, puertas y reguladores que son usados para dirigir el aire a los diferentes frentes activos. El caudal de aire requerido es calculado sobre la base de contaminantes generados y los limites permisibles adoptados en la mina. El sistema depende de un ventilador primario instalado sobre el collar del pozo de expulsión. La capacidad del ventilador es determinada tomando en cuenta las dimensiones de las diferentes labores, los caudales requeridos y otras restricciones locales. Una vez establecida la ventilación primaria, ventiladores auxiliares son utilizados para dirigir el aire a los diferentes frentes de trabajo y remover los contaminantes generados. En esta mina cada frente de trabajo, taller o depósito de diesel es ventilado por un sistema de ventilación auxiliar. Figura 4: Esquema representativo de los niveles del modelo 4.1 Red de Ventilación La Figura 5 muestra un esquema (red) de ventilación de esta mina. La red incluye una rampa de acceso, un pique de escape, un pozo de expulsión y un ventilador instalado como extractor de aire. En esta red cada pasaje de aire es representado por un ramal de resistencia fija. Un frente activo, además de una resistencia, es representado por otro parámetro, el caudal requerido. La resistencia de un ramal fue determinada utilizando la ecuación de Atkinson en base a las dimensiones físicas de cada labor (McPherson, 1993). La red de ventilación fue construida utilizando el programa Ventsim (2011). El cuadro 2 muestra un resumen de las dimensiones físicas de las labores y las resistencias calculadas por cada 1000 m de longitud. En el sistema, los muros de concreto tienen un espesor 30 cm de espesor y son utilizados para aislar las labores agotadas. Las contra-puertas, también instalados en muros de concreto, son usadas para facilitar el transito seguro de vehículos pesados y reducir fugas. Las resistencias de estas construcciones son similares a otras usadas en la industria (Wallace, 1997). 586

5 Cuadro 2. Resistencias para Diferentes Tipos de Ramales por cada 1000 m de longitud Descripción del Ramal Sección m Factor K kg/m 3 Resistencia Ns 2 /m 8 Rampa 6 x (W x H) Galería 5 x (W x H) Pique (D) Pozo (D) Chimenea (D) Muro de 10. concreto Contra-puertas 3 x 4 5 W = ancho; H = alto; D = diámetro 4.2 Requerimientos de Aire En minas mecanizadas donde se utilizan equipos diesel, el caudal de aire requerido es determinado multiplicando los kw utilizados por los motores y un caudal mínimo por kw de potencia (factor de caudal). En la industria, este factor varia entre 0.05 y 0.10 m 3 /s por kw del motor a diesel (Duckworth, 2004) y depende mucho de la calidad del aire, el tipo de diesel, y el programa de mantenimiento del vehículo. Un factor de m 3 /s/kw es usado en este estudio. El cuadro 3 muestra un resumen de los equipos a diesel utilizados en este proyecto. Cuadro 3. Resumen del Numero y Tamaño de Equipos a Diesel Utilizado en la Mina Equipo minero Tipo de maquina y especificaciones Potencia kw Cargador (LHD) R 2900 Elph (producción) 268 " TORO 500 D (producción) 242 R 1700 Elph (producción) 231 R 1600 Elph (desarrollo) 210 Camión 40 ton 264 CAT 69 D 362 CAT 73 B 485 CAT AD TORO 60 D 567 TORO 50 D 354 Charge-up Normet 1814 B 112 Camión General CAT 950 F IT (uso general) 164 Camión de diesel 125 Compresor Sullair 328 Jumbo Minimatic 250 D 85 Grader 134 En la práctica, los requerimientos de aire son calculados en base al tamaño (kw del motor) de los equipos a diesel, la utilización de estos y un factor de caudal. Muchas veces, estos caudales son ajustados por las condiciones locales de cada mina, incluyendo las fugas de aire. Para diseños preliminares, se recomienda utilizar un factor de caudal entre 0.06 a 0.08 m 3 /s/kw del motor. El cuadro 4 muestra un resumen de los equipos a diesel requeridos para las diferentes actividades, porcentaje de utilización de las maquinas y el caudal total del aire requerido. Este cuadro muestra también los caudales requeridos para el personal de la mina y tres talleres subterráneos. De acuerdo a este cuadro, para alcanzar una producción de 2000 tpd, la mina requerirá de un caudal de 317 m 3 /s de aire. Esta cantidad es estrictamente caudal requerido para ventilar los diferentes frentes de trabajo. No incluye las perdidas de aire a través de muros y puertas utilizadas para aislar las labores antiguas. En minas metálicas, como un promedio, estas perdidas representan aproximadamente el 20 % del caudal total requerido. Incluyendo estas perdidas, el caudal total del sistema (extraído por el ventilador primario) será de 380 m 3 /s. Cuadro 4. Calculo inicial de los requerimientos de aire Equipo No. de equipos kw/u Utilización % Caudal m 3 /s Camión de ton Palas (desarrollo) Palas (producción) Jumbo DHD Jumbo (drill) Camión Auxiliar Equipos de Reparación Equipos Livianos Talleres Deposito Explosivos Deposito Diesel Estación de Recarga Aire para personal (0.1 m 3 /s / persona) Sub-total Perdidas Total Selección del Ventilador Primario El ventilador principal del sistema fue seleccionado utilizando el programa Ventsim Visual. Este es un programa basado en un modelo grafico o red de ventilación 587

6 y utilizado para determinar la distribución balaceada de caudales y presiones de aire en la mina. El modelo grafico (Figura 5) es una colección de nudos y ramales usados para emular los diferentes conductos de aire en la mina incluyendo las entradas principales, labores intermedias y salidas de aire. En este modelo, cada ramal o pasaje de aire es representado por dos nudos (entrada y salida) y una resistencia fija, calculada usando la ecuación de Atkinson y las dimensiones físicas de cada pasaje incluyendo su diámetro, longitud y tipo de revestimiento (rugosidad de la superficie interna). Además de una resistencia, un frente activo requiere de otro parámetro de identificación, el caudal requerido. Este es el volumen de aire limpio que deber ser circulado por el frente para remover o diluir los contaminantes generados. La distribución balaceada de aire en la mina es alcanzada reiterando las leyes de Kirchhoff para diferentes requerimientos de aire y diferentes presiones del ventilador. Un modelo económico es alcanzado seleccionando un ventilador cuyo punto de operación, además de satisfacer los requerimientos del caudal de aire, minimiza el consumo total de energía eléctrica. Durante la simulación, el objetivo fue alcanzado ejecutando el programa para diferentes presiones del ventilador y evaluando las resistencias de los reguladores en los ramales de caudal fijo. Dependiendo de la presión del ventilador, esta resistencia puede ser positiva o negativa. Una resistencia positiva indica que la presión del ventilador es muy alta y que el caudal requerido en un frente puede ser alcanzado solamente instalando un regulador. Una resistencia negativa indica que el ventilador primario no genera la presión necesaria para ventilar los frentes de trabajo con los caudales requeridos. Dicho caudal puede ser alcanzado solo con la ayuda de ventiladores secundarios. El proceso de simulación fue repetido para varias presiones del ventilador y los resultados analizados sistemáticamente hasta obtener una presión optima que minimice las resistencias de los reguladores. Para satisfacer los requerimientos del Cuadro 4, el ventilador deber extraer 372 m 3 /s de aire a una presión de total de 3.5 kw. Estos datos luego fueron utilizados para seleccionar el ventilador. En este caso, se eligió un ventilador Spendrup de la Serie con sus alabes en posición 3. Cuando la red de ventilación fue actualizada con los datos del ventilador, el simulador genero los siguientes resultados: Presión Total: 3610 Pa Caudal: 367 m 3 /s Potencia del aire: 1325 kw En base a los datos anteriores, y utilizando una eficiencia del 76 %, la demanda por energía eléctrica para el ventilador alcanza a 1744 kw. La Figura 6 muestra el punto de operación del ventilador Spendrup de 3.66 m de diámetro que opera a una velocidad de 900 RPM. Figura 5. Esquema de Ventilación de la Mina Figura 6. Punto de Operación del Ventilador 4.4 Ventilación Auxiliar En minas mecanizadas, ventiladores auxiliares son utilizados para proveer de aire limpio a frentes ciegos, y tajos en desarrollo o en producción. En muchas minas la utilización de estos equipos representa más del 50% de la energía eléctrica consumida. En general, un sistema de ventilación auxiliar consiste de tres elementos: uno o mas ventiladores, ductos de ventilación, y acoples. Los ventiladores pueden ser de tipo axial o centrifugo. Los ventiladores axiales son preferidos para trabajos de desarrollo tales como galerías y rampas, y los centrífugos para profundización de pozos. Los ductos pueden ser rígidos o flexibles. Los ductos flexibles o mangas son utilizados en un sistema de ventilación soplante (presión positiva) y acoplados en serie a la salida del ventilador, y los ductos rígidos (metálicos o de fibra) en un sistema aspirante (presión negativa). Su instalación requiere de un equipo especial. Los acoples, incluyendo los reductores, sirven para unir los ductos entre si y el conjunto de estos al ventilador. Para alcanzar rendimientos aceptables, es imprescindible tener una instalación adecuada. Acoples mal instalados son fuentes de perdidas de aire (fugas). 588

7 La Figura 7 muestra los elementos principales de un sistema de ventilación auxiliar. Esta figura muestra también el principio básico que debe ser observado durante el diseño y la instalación del sistema. Ducto flexible liso (manga): kg/m 3 Ducto flexible reforzado: Ducto Metálico (nuevo): La presión dinámica y la potencia del ventilador son calculadas de las siguientes ecuaciones: P v 2 V 2 P. Q T W (4) (5) Figura 7. Esquema de ventilación Auxiliar Diseño del Sistema El diseño del sistema empieza con la estimación del caudal requerido para el frente de trabajo (Qo) y termina con el cálculo de la presión del ventilador (P T ). El caudal requerido depende del volumen de contaminantes generados en el frente y los limites permisibles adoptados en la mina. Para un diseño adecuado, el caudal de aire en la galería primaria (Q T ) debe ser por lo menos de 1.5 a 2 veces el caudal requerido (Thorp, 1982). Con este principio se evita el problema de recirculación del aire contaminado. La presión del ventilador es calculada utilizando la ecuación de Bernoulli: PT = P + (1 + x) P v (1) Donde P es la presión estática, P v la presión dinámica, y x es un coeficiente usado para representar las perdidas de presión por obstrucciones y cambios de dirección del aire (coeficiente de choque). La presión estática es calculada de la ecuación de Atkinson como sigue: Donde: P v = Presión dinámica, Pa ρ = Densidad del aire (= 1.2 kg/m 3 ) V = Velocidad del aire en el ducto, m/s W = Potencia, kw η = Eficiencia El caudal de aire circulado por un ducto de ventilación disminuye con la distancia dependiendo del estado de los acoples y la presión del ventilador. Cuanto mayor es la presión, mayor es la perdida de caudal por los acoples, y menor la cantidad del aire que llega al frente de trabajo. La Figura 8 muestra un esquema donde se usan tres sistemas de ventilación auxiliar. Aquí es importante aclarar que cuando un depósito es explotado por el método de caserones abiertos (open stoping) es posible reducir el caudal total de aire utilizando el principio de ventilación en serie, es decir diluyendo el aire contaminado con aire fresco de una galería principal y utilizando la mezcla para ventilar un frente activo, sin embargo, este método requiere de varios monitores de gases y un buen sistema de control. P R Q k. Per. L R 3 A 2 (2) (3) Donde: P = caída de Presión, Pa R = resistencia del ducto, N.s 2 /m 8 Q = caudal del ventilador, m 3 /s k = coeficiente de fricción, kg/m 3 Per = perímetro del ducto, m L = longitud del ducto, m A = área transversal del ducto, m 2. El coeficiente de fricción depende de la rugosidad o la superficie interna del ducto. Para un diseño preliminar es común utilizar uno de los siguientes valores: Figura 8. Esquemas de ventilación auxiliar utilizados con el método de caserones Ejemplo Numérico Una galería es desarrollada utilizando métodos convencionales de perforación, voladura y transporte. La galería tiene las siguientes dimensiones: 4 m de alto, 5 m de ancho y 200 m de longitud. La galería es ventilada 589

8 usando ductos flexibles de 0.91 m de diámetro. El caudal requerido es de 24 m 3 /s (incluyendo fugas) y el coeficiente de choque, x igual a 1.5. Para estos datos, el problema es determinar la capacidad y la potencia del ventilador para una eficiencia del 76 %. Solución. La caída de presión y la energía requerida por el ventilador pueden ser calculadas utilizando las ecuaciones anteriores de la siguiente manera: 1. Resistencia del ducto: Para A = 0.65 m 2 ; Per = 2.86 m; L = 200 m; k = kg/m 3 R = 4.58 Ns 2 /m 8 (ecuación 3) 2. Presión Estática: Para la resistencia anterior y un caudal de 24 m 3 /s P = 2634 Pa (ecuación 2) 3. Presión Dinámica: Para V = Q/A = 36.9 m/s; ρ = 1.2 kg/m 3 P v = 818 Pa (ecuación 4) 4. Presión Total: Para P = 2634 Pa; x = 1.5 y P v = 818 Pa P T = 4684 Pa (ecuación 1) 5. Potencia del ventilador: W = 148 kw (ecuación 5). En resumen, para completar el desarrollo de la galería será necesario contar con un sistema de ventilación auxiliar equipado con un ventilador de 24 m 3 /s de caudal y 3370 Pa de presión, y 200 m de ducto flexible de 0.91 m de diámetro. Asumiendo una eficiencia de 76 %, el ventilador debe estar equipado con un motor de 148 kw de potencia. 5 Discusiones y Conclusiones Vetas sub-verticales en roca competente con alto contenido metálico hoy son explotadas por el método de caserones abiertos con o sin relleno usando equipos a diesel. Con este método, el cuerpo mineralizado es dividido en bloques primarios y secundarios por medio de labores horizontales y verticales. Los caserones de los diferentes niveles son ventilados por un sistema de ventilación ascendente donde el aire fresco es primero inyectado a los niveles inferiores para luego ser dirigido a los frentes activos en sentido ascendente y de estos a la superficie por intermedio de pozos o piques equipados con extractores de aire. Una vez establecida la ventilación primaria, el aire requerido es derivado hacia los caserones utilizando ventiladores auxiliares. El cálculo del caudal de aire requerido para la mina es la parte más empírica en el diseño del sistema de ventilación. Usualmente, este caudal es calculado sobre la base de los contaminantes generados y los estándares adaptados. En minas mecanizadas con intensa utilización de equipos a diesel, este caudal es calculado multiplicando la potencia total del motor por un factor de caudal que varia entre 0.05 y 0.10 m 3 /s / kw de potencia, dependiendo del tipo de diesel usado y el programa de mantenimiento de las maquinas. En este estudio, este caudal fue calculado usando un factor de m 3 /s/kw, y corregido por el porcentaje de utilización de los equipos a utilizar. En el ejemplo numérico, para alcanzar una producción de 2000 tpd, la potencia acumulada de los equipos a diesel es de 5439 kw, y el caudal requerido, sin incluir fugas, es de 317 m 3 /s. El sistema de ventilación de una mina consiste de pasajes de aire (entradas y salidas), ventiladores, y controles de ventilación. Una vez conocido el caudal de aire requerido, el diseño del sistema generalmente empieza con la construcción de una red de ventilación, continua con la determinación de resistencias para los diferentes ramales, y termina con la selección del ventilador. La capacidad del ventilador y otros parámetros del sistema son generalmente determinados utilizando un software de ventilacion capaz de simular distintos escenarios que puedan ocurrir durante la vida de la mina. En este estudio, el tamaño del ventilador fue determinado con a ayuda del programa Ventsim. Para las condiciones indicadas en el ejemplo numérico, y los caudales requeridos, el sistema de ventilación de la mina requerirá de un ventilador de 367 m 3 /s de caudal que opera con una presión de 3610 Pa. Para una eficiencia del 76%, este ventilador requerirá de un motor de 1744 kw. La calidad del aire en los diferentes frentes de trabajo depende en gran medida de la operación continua de los ventiladores auxiliares. Con el método de caserones abiertos, cada caserón y cada frente ciego es ventilado por un sistema de ventilación auxiliar equipado con un ventilador de 148 kw. Para operar 6 caserones en producción, 4 caserones en preparación, y dos frentes largos, la mina requerirá de 12 ventiladores con una demanda acumulada de energía eléctrica de 1776 kw. Esta demanda es prácticamente igual a la demanda por energía eléctrica del ventilador principal. 6 Referencias Duckworth J.J. et.al., Preliminary ventilation design for the Grasberg block cave mine. Proceedings of the 10th U.S. Vent Symp. Ganguli, ed., A.A. Balkema Publishers, New York, pp Hartman H.L. et.al., Mine Ventilation and air Conditioning, Chapter 11. 3rd Edition. John Wiley & Sons, Inc., New York, NY: McPherson M.J., Subsurface Ventilation and Environmental Engineering. Chapman & Hall, London SE1 8HN, UK: Thorp N., Auxiliary Ventilation Practice, Environmental Engineering in South African Mines. The Mine Ventilation Society of South Africa, Cape Town, South Africa: Ventsim, Wallace G.K., and Codoceo O., Ventilation Planning at the El Indio Mine. Proceedings of the 6 th International Mine Ventilation Congress. R. Ramani, ed., SME, Littleton, CO, pp