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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA Y METALURGICA ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS “SISTEMA DE VENTILACIÓN DE LA MINA CARAHUACRA” INFORME DE SUFICIENCIA PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE INGENIERO DE MINAS PRESENTADO POR: SERGIO FERNANDO CCAHUA JORGE Lima - Perú 2012

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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA

FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLÓGICA, MINERA Y METALURGICA

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

“SISTEMA DE VENTILACIÓN DE LA MINA

CARAHUACRA”

INFORME DE SUFICIENCIA

PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE

INGENIERO DE MINAS

PRESENTADO POR:

SERGIO FERNANDO CCAHUA JORGE

Lima - Perú

2012

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ii

DEDICATORIA

A mi familia, el principal motivo de mi felicidad y existir. En especial a mis

padres Juan y Juanita, que a pesar de mis debilidades, siempre están

conmigo para brindarme su fortaleza y alegría. Y a mis queridos

hermanos Roberto, Laura y Saúl que son mi estimulo para seguir

adelante.

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iii

AGRADECIMIENTO

Mi eterno agradecimiento a la Empresa VOLCAN S.A.A. en especial a la

Unidad Minera Carahuacra, por brindarme la oportunidad para el

desarrollo de este trabajo y a mis colegas del área por su constante

apoyo.

Otro sincero y profundo agradecimiento a todas aquellas personas que

contribuyeron en mi crecimiento profesional, desde el más humilde de los

ayudantes al más exigente de los maestros. Y también aquellos

profesionales que compartieron más que una mesa de trabajo, me

brindaron su amistad, en especial mi eterno agradecimiento al Ing.

Roberto Hinostroza de la Cruz.

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iv

RESUMEN

El presente trabajo titulado “SISTEMA DE VENTILACION DE LA MINA

CARAHUACRA”, describe y analiza cada una de las etapas que se

deben llevar a cabo en el planeamiento y diseño de labores para el

mejoramiento del sistema de ventilación. El objetivo planteado es brindar

mediante datos reales los requerimientos necesarios para el buen

desempeño de nuestra mina, para ello hago uso de tablas de cálculo para

un mejor entendimiento del mismo.

El conocimiento de minería subterránea, planeamiento minero son de vital

importancia en nuestra área, ya que el diseño de proyectos como raice

boring, chimeneas u otras labores deben materializarse antes de darse

inicio a la explotación del mineral a costos factibles a la administración. Si

bien el uso de herramientas como software para esta área, facilita el

ahorro de tiempo en nuestros cálculos, sugiero el desarrollo mediante el

EXCEL, para de esta manera poder entender cada uno de los pasos que

nos lleva a nuestros resultados.

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v

INDICE

DEDICATORIA ii

AGRADECIMIENTO iii

RESUMEN iv

INDICE v

INDICE DE GRÁFICOS ix

INDICE DE TABLAS x

CAPITULO I: GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO 01

1.1. UBICACIÓN GEOGRAFICA 02

1.2. GEOLOGIA REGIONAL 03

1.2.1. Antecedentes 03

1.2.2. Secuencia Litológica 03

1.2.2.1. Grupo Excelsior 03

1.2.2.2. Grupo Mitu 04

1.2.2.3. Grupo Pucará 05

1.2.2.4. Grupo Goyllarisquizga 05

1.2.2.5. Grupo Machay 05

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1.3. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL 07

1.3.1. Plegamiento 07

1.3.2. Fracturamiento 07

1.4. GEOLOGÍA ECONÓMICA 08

1.4.1. Vetas 10

1.4.2. Mantos 10

1.4.3. Cuerpos 10

CAPITULO II: RECURSOS Y RESERVAS MINERALES 12

2.1. RECURSOS MINERALES 12

2.1.1. Recurso Mineral Inferido 12

2.1.2. Recurso Mineral Indicado 13

2.1.3. Recurso Mineral Medido 13

2.2. RESERVAS MINERALES 14

2.2.1. Reserva Mineral Probable 14

2.2.2. Reserva Mineral Indicado 15

2.3. SUMARIO DE RESERVAS 16

2.4. SUMARIO DE RECURSOS 17

CAPITULO III: METODO DE EXPLOTACION 18

3.1. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE 18

3.2. METODO POR SUBNIVELES 19

3.3. PRODUCCIÓN 20

CAPITULO IV: CIRCUITO DE VENTILACIÓN 22

4.1. VENTILACIÓN DE MINAS 22

4.1.1. Definición 22

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vii

4.1.2. Factores De Ventilación 22

4.1.2.1. Volumen De Aire 22

4.1.2.2. Velocidad 23

4.1.2.3. La Presión 23

4.1.2.4. El Sentido De Flujo 23

4.1.2.5. Área Y Perímetros 23

4.1.2.6. Distribución Del Aire 23

4.1.2.7. Balance De Distribución 24

4.1.2.8. La Resistencia 24

4.1.2.9. Factor De Fricción 24

4.2. TIPOS DE VENTILACIÓN 24

4.2.1. Ventilación Natural 24

4.2.2. Ventilación Mecánica 25

4.2.3. Ley Básica de la Ventilación 25

4.3. TIPOS DE CIRCUITOS EN LA VENTILACIÓN 26

4.3.1. Circuitos En Serie 26

4.3.2. Circuitos En Paralelo 27

4.4. MONITOREO DE VENTILACIÓN 27

4.4.1. Necesidades De Aire 28

4.4.2. Necesidad Vital De Los Hombres 29

4.4.3. Dilución y Traslado 29

4.4.4. Para Los Equipos Diesel 30

4.4.5. Para dar Confort 30

4.4.6. Cantidad Total De Aire Necesario 30

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viii

4.5. BALANCE GENERAL DE AIRE 31

4.6. DIAGRAMA UNIFILAR 34

4.7. DIAGRAMA ISOMÉTRICO 34

CAPITULO V: PLANEAMIENTO Y DISEÑO 35

5.1. PLANEAMIENTO Y DISEÑO DE VENTILACIÓN 35

5.2. DETERMINACIÓN DE LA CAIDA DE PRESIÓN 38

5.3. SELECCIÓN Y ELECCIÓN DEL VENTILADOR 42

5.3.1. PROCEDIMIENTO DE UTILIZACIÓN 43

CAPITULO VI: COSTOS DE LA VENTILACIÓN 45

6.1. COSTOS FIJOS 45

6.2. COSTOS OPERACIONALES 46

6.3. CÁLCULO DEL DIAMETRO ECONÓMICO 47

6.3.1. Costo de Operación 47

6.3.2. Costo de Capital 48

CONCLUSIONES 50

RECOMENDACIONES 51

BIBLIOGRAFÍA 52

ANEXOS 53

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ix

INDICE DE GRÁFICOS

FIGURA 1: Plano De Ubicación De La Mina Carahuacra 2

FIGURA 2: Mapa Geológico Regional 4

FIGURA 3: Columna Estratigráfica Generalizada 6

FIGURA 4: Plano Geológico Estructural Mina Carahuacra 9

FIGURA 5: Sección Geológica De La Mina Carahuacra 11

FIGURA 6: Relación entre Recursos y Reservas 15

FIGURA 7: Diagrama Esquemática del Cuerpo Huaripampa 38

FIGURA 8: Curvas Para La Selección Del Ventilador 42

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x

INDICE DE TABLAS

TABLA 1: Reservas De Mineral De La Mina Carahuacra 16

TABLA 2: Sumario De Variación De Reservas 16

TABLA 3: Recursos De Mineral Mina Carahuacra 17

TABLA 4: Producción Mensual – Diciembre 2011 21

TABLA 5: Mapeo De Ventilación De Los Niveles 820, 870 Y 920 31

TABLA 6: Mapeo De Ventilación De Los Niveles 970 Y 1020 32

TABLA 7: Balance De Aire De La Mina Carahuacra 33

TABLA 8: Determinación De La Resistencia Del Cpo. Huaripampa 38

TABLA 9: Factor De Fricción Y Longitudes Equivalentes 39

TABLA 10: Presión Barométrica Y Densidad Del Aire 40

TABLA 11: Factores De Corrección Por Altitud Y Temperatura 41

TABLA 12: Cálculo del Diámetro Económico de una Galería 49

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CAPITULO I: GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO

1.1. UBICACIÓN GEOGRÁFICA Y ACCESIBILIDAD

La Mina Carahuacra se encuentra ubicada en el distrito y provincia de

Yauli, departamento de Junín, en el flanco oriental de la Cordillera

Occidental de los Andes Centrales del Perú, a 110 km en línea recta de la

ciudad de Lima. Sus coordenadas geográficas son 76° 05’ de longitud

oeste y 11°43’ latitud sur, la altitud media del distrito es de 4,550 metros

sobre el nivel del mar.

Es fácilmente accesible utilizando la carretera central hasta el kilometro

ciento cincuenta y cinco, de allí un desvío cerca a la localidad

Pachachaca, 18 km de trocha afirmada conduce hacia la Unidad de

producción Carahuacra. Por otro lado, el ferrocarril central, tiene una

estación en Yauli a cinco kilómetros de la unidad, el cual sirve para el

transporte de los concentrados.

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2 Figura 1 Plano de ubicación de la Mina Carahuacra

Fuente: Departamento de Geología – UEA Carahuacra

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3 1.2. GEOLOGIA REGIONAL

1.2.1. Antecedentes

La Mina Carahuacra está localizada en el flanco occidental del “Anticlinal

de Yauli” que es una amplia estructura regional de naturaleza domática.

Esta estructura denominada "Complejo Domal de Yauli" o "Domo de

Yauli" está constituido por varias unidades litológicas cuyas edades van

desde el Paleozoico Inferior hasta el Cretáceo Inferior, arregladas en una

serie de anticlinales y sinclinales de ejes aproximadamente paralelos. El

depósito mineral de Carahuacra se localiza en el llamado "Anticlinal de

Chumpe", cuyo eje se alinea en dirección N45ºW, mostrándose doble

hundida hacia el NW y hacia él SE.

1.2.2. Secuencia Litológica

En la unidad Carahuacra la secuencia litológica se extiende desde el

Paleozoico hasta el Cretáceo superior.

1.2.2.1. Grupo Excélsior (Siluriano – Devoniano)

Las rocas más antiguas que afloran en el área son las del Grupo Excélsior

y conforman el núcleo del Anticlinal de Chumpe. La potencia de este

grupo es desconocida; sin embargo, J.V. Harrison (1943) determinó una

potencia de 1800 m para una secuencia equivalente en los alrededores

de Tarma. Este Grupo está constituido por lutitas, pizarras, esquistos,

volcánicos verdes, tufos, calizas, filitas y se ubica como Silúrico-

Devónico.

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4 Figura 2 Mapa Geológico Regional

Fuente: Departamento de Geología – UEA Carahuacra

En Yauli las pizarras son de color gris a negro conocido como las filitas y

contienen numerosos lentes de cuarzo, los que han sido interpretados

como el resultado del metamorfismo regional.

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5 1.2.2.2. Grupo Mitu (Pérmico)

Las rocas del grupo Mitu, yacen discordantemente sobre las filitas

Excélsior. Este Grupo parece tener dos fases: una sedimentaria de

ambiente continental que presenta conglomerados, areniscos de color

rojo ladrillo y la segunda denominada "Volcánico Catalina" que presenta

brechas y derrames volcánicos.

1.2.2.3. Grupo Pucará (Jurasico)

Sobre los Volcánicos Catalina, en discordancia erosional, se emplaza una

inter estratificación de calizas y tufos, que parecen pertenecer a la

formación Condorsinga del Grupo Pucará; toda esta secuencia tiene un

rumbo promedio de N45ºW y buzamiento de 50º al SW. Las calizas varían

de color gris claro a gris oscuro, son de grano fino; hay zonas donde

están fuertemente brechadas y alteradas hidrotermalmente (silicificación y

recristalización).

1.2.2.4. Grupo Goyllarisquizga (Cretácico Inferior)

Sobre las calizas Condorsinga, yacen en aparente conformidad las

areniscas Goyllarisquizga. Este grupo consiste de areniscas de color

amarillento, localmente con apariencia cuarcítica. El Grupo

Goyllarisquizga, ha sido atribuido al Valanginiano - Aptiano.

1.2.2.5. Grupo Machay (Cretácico Superior)

Sobreyaciendo concordantemente a las rocas del Grupo Goyllarisquizga

se encuentran las calizas del Grupo Machay, sin embargo, por su

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6 litología, calizas, calizas dolomíticas, margas y lutitas gris oscuras, se

podrían considerar tentativamente que se tratan de las formaciones

Chulec y Pariatambo. La potencia del grupo varía entre los 250m y 300m.

Figura 3 Columna Estratigráfica Generalizada

Fuente: Departamento de Geología – UEA Carahuacra

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7 1.3. GEOLOGIA ESTRUCTURAL

1.3.1. Plegamiento

El domo de Yauli donde está ubicado la mina Carahuacra está formado

por una serie de anticlinales y sinclinales de los cuales, los anticlinales de

Chumpe y de Yauli son los más importantes, sus ejes tienen un rumbo

promedio N 40º W. El anticlinal de Chumpe es considerado como el

extremo SW del Domo de Yauli, donde la mayor acción del plegamiento

ha tenido lugar; en estas zonas las pizarras del grupo Excélsior han sido

levantadas en su mayor extensión. El anticlinal de Chumpe, en su

dimensión mayor, de NO a SE, tiene aproximadamente 16 kilómetros

mientras que su dimensión menor tiene 4 kilómetros. El flanco occidental

tiene un buzamiento de 55º al SW, mientras que el flanco oriental buza

30º al NE. El núcleo de este anticlinal está formado por rocas del Grupo

Excélsior; el flanco occidental está compuesto por calizas Pucará y

areniscas Goyllarisquizga; en el flanco oriental se extienden las rocas del

Grupo Mitu por varios kilómetros y sobre éstas las del Grupo Pucara.

1.3.2. Fracturamiento

El fracturamiento en el área de la mina Carahuacra, parece ser el

resultado de las fuerzas compresivas e intrusiones que dieron lugar a la

formación del Domo de Yauli.

Probablemente a fines del Cretácico, el plegamiento "Peruano", fuerzas

de compresión de dirección NE – SW, comenzaron a formar el anticlinal

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8 Chumpe, a medida que las fuerzas de compresión aumentaban de

intensidad durante el plegamiento "Incaico", los estratos inferiores de

caliza resbalaron sobre los volcánicos subyacentes, dando lugar a la

formación de repetidas fallas inversas acompañadas de pliegues de

arrastre (los sobre escurrimientos y fallas inversas encontrados al oeste

de San Cristóbal, en las calizas del grupo Pucará, pueden pertenecer a

este sistema). Fuerzas tensionales al cesar momentáneamente las

compresivas dieron lugar a la formación de fracturas longitudinales

paralelas al eje del anticlinal Chumpe, las cuales fueron posteriormente

rellenadas por los diques de alaskita que ocurren en el núcleo de dicho

anticlinal. Al seguir actuando las fuerzas de compresión dio lugar a la

formación de fracturas de cizalla de rumbo E - O; la veta principal San

Cristóbal y la veta Virginia al pasar a las filitas y la veta Prosperidad.

Durante el Plegamiento "Quechua", el anticlinal Chumpe continuo siendo

afectado por fuerzas de compresión, además de la intrusión de los stocks

de monzonita cuarcífera, produjeron un levantamiento y arqueamiento del

anticlinal, lo cual produjo fracturas de tensión; Virginia, Ferramina, San

Cristóbal, Catalina, Polonia, en la zona de los volcánicos.

1.4. GEOLOGÍA ECONÓMICA

La complejidad geológica del distrito ha dado lugar a la formación de una

variedad de depósitos minerales que se extienden ampliamente en él.

Después de la última etapa del plegamiento "Quechua" y la formación de

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9 Figura 4 Plano Geológico Estructural Mina Carahuacra

Fuente: Departamento de Geología – UEA Carahuacra

las fracturas de tensión, vino el período de mineralización; soluciones

residuales mineralizantes originadas probablemente de los stocks de

monzonita cuarcífera, invadieron el área dando lugar a la formación de

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10 vetas, mantos y cuerpos; sin embargo es necesario aclarar que en los

últimos años se trata de explicar el origen de los mantos como

mineralización exhalativo-sedimentario (Jurásico), que se emplazaría en

forma conjunta a la deposición de las calizas, mediante el aporte de

mineral a partir de grifones; y el de los cuerpos como un sistema mixto

entre ambos (mineralización Jurásica-Terciaria).

1.4.1. Vetas

Las vetas o filones fueron formadas principalmente por relleno de

fracturas, siendo mejor mineralizadas aquellas que se formaron a lo largo

de fracturas de tensión; las fallas de cizalla por contener mucho panizo

no fueron bien mineralizadas o pobremente mineralizadas. Estas se

encuentran localizadas en todo el distrito minero, con su mayor desarrollo

en los volcánicos del grupo Mitu.

1.4.2. Mantos

Los Mantos se encuentran localizados en el flanco oeste del anticlinal, en

las calizas Pucará; a partir del contacto con los volcánicos Mitu y se

ubican concordantemente con la estratificación.

1.4.3. Cuerpos

Al igual que los mantos se encuentran localizados en el flanco oeste del

anticlinal, en las calizas Pucará, y se forman por la unión de varios

mantos o en la intersección de una veta con algún manto.

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11 Figura 5 Sección Geológica de la Mina Carahuacra

Fuente: Departamento de Geología – UEA Carahuacra

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12

CAPITULO II: RECURSOS Y RESERVAS

2.1. RECURSOS MINERALES

Un ‘Recurso Mineral’ es una concentración u ocurrencia de interés

económico intrínseco dentro o fuera de la corteza terrestre en forma y

cantidad tal como para demostrar que hay perspectivas razonables para

una eventual extracción económica. La ubicación, cantidad, contenido

metálico, características geológicas y continuidad de un recurso mineral

se conocen, estiman o interpretan desde una evidencia y conocimiento

geológicos específicos. Los Recursos Minerales se subdividen, según

confianza geológica ascendente, en categorías de Inferidos, Indicados y

Medidos.

2.1.1. Recurso Mineral Inferido

Un ‘Recurso Mineral Inferido’ es aquella parte de un yacimiento mineral

para la cual se puede estimar el tonelaje y contenido metálico con un bajo

nivel de confianza. Se le infiere por la evidencia geológica y se le asume,

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13 pero no se verifica la continuidad geológica y/o el contenido metálico. Se

basa en información reunida por medio de técnicas apropiadas de

afloramientos, zanjas, cateos, calicatas, taladros de perforación que

pueden ser limitados o de incierta calidad y confiabilidad.

2.1.2. Recurso Mineral Indicado

Un ‘Recurso Mineral Indicado’ es aquella parte de un yacimiento mineral

para la cual se puede estimar el tonelaje, peso especifico del mineral, la

forma, las características físicas y el contenido metálico con un razonable

nivel de confianza. Se basa en información reunida por medio de técnicas

apropiadas de lugares tales como afloramientos, zanjas, calicatas,

trincheras, pozos y taladros de perforación. Los lugares de muestreo y

estudio se encuentran muy distanciados el uno del otro o distanciados de

manera inapropiada como para confirmar la continuidad geológica y/o del

contenido metálico, pero se encuentran lo suficientemente próximos el

uno del otro como para asumir dicha continuidad.

2.1.3. Recurso Mineral Medido

Un ‘Recurso Mineral Medido’ es aquella parte de un yacimiento mineral

para la cual se puede estimar el tonelaje, el peso específico del mineral, la

forma, las características físicas, y el contenido metálico con un alto nivel

de confianza. Se basa en una información detallada y confiable de la

exploración, del muestreo y evidencias reunidas por medio de técnicas

apropiadas en lugares tales como afloramientos, zanjas, calicatas,

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14 trincheras, pozos y taladros de perforación. Los lugares de muestreo y

estudio se encuentran lo suficientemente próximos el uno del otro como

para confirmar una continuidad geológica y/o del contenido metálico.

2.2. RESERVAS MINERALES

Una ‘Reserva de Mena’ es la parte económicamente explotable de un

Recurso Mineral Medido o Indicado. Incluye los factores de dilución y

tolerancias por pérdidas que pueden ocurrir cuando se explota el mineral.

Considera que se han llevado a cabo evaluaciones apropiadas que

podrían incluir estudios de factibilidad e incluyen tomar en cuenta factores

mineros, metalúrgicos, económicos, de mercado, legales, ambientales,

sociales y gubernamentales. En el momento de la presentación del

informe estos cálculos demuestran que la explotación podría justificarse

razonablemente. Las Reservas de Mena se subdividen según un orden de

mayor confianza en Reservas Probables de Mena y Reservas Probadas

de Mena.

2.2.1. Reserva Mineral Probable

Una ‘Reserva Probable de Mena’ es la parte explotable de un Recurso

Mineral Indicado, y en algunas circunstancias de un Recurso Mineral

Medido. Incluye materiales que se diluyen y tolerancias de pérdidas que

pueden ocurrir cuando se extrae el material, y que se han llevado a cabo

cálculos apropiados que pueden incluir estudios de factibilidad y toman en

cuenta factores mineros, metalúrgicos, económicos, de mercado, legales,

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15 ambientales, sociales y gubernamentales. En el momento de la

presentación del informe estos cálculos demuestran que la extracción

podría justificarse razonablemente.

Figura 6 Relación entre Recursos y Reservas

Fuente: Código de Estándares de Reporte – Bolsa de Valores de Lima

2.2.2. Reserva Mineral Probada

Una ‘Reserva Probada de Mena’ es la parte económicamente explotable

de un Recurso Mineral Medido. Incluye materiales que se diluyen y

pérdidas que pueden ocurrir cuando se extrae el material y que se han

llevado a cabo cálculos apropiados que pueden incluir estudios de

factibilidad y toman en cuenta factores mineros, metalúrgicos,

económicos, de mercado, legales, ambientales, sociales y

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16 gubernamentales. En el momento de la presentación del informe estos

cálculos demuestran que la extracción podría justificarse razonablemente.

2.3. SUMARIO DE RESERVAS

Las reservas estimadas para Carahuacra han sufrido un sustancial

incremento debido a la persistencia de la mineralización en profundidad

de las vetas Mary y ML las mismas que han sido reconocidas con una

intensa campaña de perforación diamantina con resultados favorables en

espesor y leyes de Zn y Ag.

Tabla 1: Reservas de Mineral Mina Carahuacra

RESERVAS TMS-RES % Cu % Pb % Zn Oz-Ag/t US-$PROBADO 864,400.00 0.06 0.56 7.97 3.85 114.55PROBABLE 1,460,100.00 0.06 0.51 6.75 3.23 97.68Total General 2,324,500.00 0.06 0.53 7.20 3.46 103.95

La producción obtenida durante el año 2010 en la Mina Carahuacra fue de

346,084 TMS de las cuales el 60% corresponde a Mina Carahuacra-

Subterráneo y el 40% a Mina Carahuacra-Superficie (Tajo Carahuacra

norte).

Tabla 2: Sumario de Variación de Reservas

TMS1,920,300

539,700-346,084750,284

2,864,200

CategoriasReserva de Mineral al 31-12-09Reservas Estimadas por Exploracion y Desarrollo 2010Mineral Roto de Reservas 2010Reservas Reestimadas y ReclasificadasReservas de Mineral al 31-12-10

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17 2.4 . SUMARIO DE RECURSOS

Luego de aplicar al total de Recursos Minerales con los factores

económicos que sirven de base para la estimación de Reservas (factores

de minado, procesamiento, metalurgia, economía, mercadeo, legales,

ambientales, sociales y gubernamentales), y algunos bloques pasaron a

reservas por el alto precio de los minerales y las variaciones favorables de

éstos factores económicos. Paralelo a ello se buscará otorgarles mayor

certeza recopilando información geológica.

Tabla 3: Recursos de Mineral Mina Carahuacra 2011

RECURSOS TMS-RES % Cu % Pb % Zn Oz-Ag/t US-$MEDIDO 685,000 0.01 0.43 2.19 1.39 35.74INDICADO 1,856,300 0.02 0.42 2.32 1.37 36.99Total General 2,541,300 0.02 0.42 2.28 1.38 36.65

RECURSOS TMS-RES % Cu % Pb % Zn Oz-Ag/t US-$INFERIDO 2,997,200 0.10 0.37 9.21 4.14 126.88Total General 2,997,200 0.10 0.37 9.21 4.14 126.88

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18

CAPITULO III: MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN

3.1. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE

Los cuerpos de Carahuacra se explotan por el método de Corte y Relleno

Ascendente con Paneles, método que en la práctica viene a ser un Corte

y Relleno con Cámaras y Pilares utilizando relleno hidráulico para formar

o crear pilares artificiales. El área total del cuerpo se define mediante la

preparación de subniveles de 3.5 x 3.5 m, dejando un puente de 3 m con

respecto al nivel de extracción, luego se le divide en paneles diseñados

transversalmente al eje mayor para tener mejores condiciones de

sostenimiento. Las dimensiones finales de cada panel son de 5 x 5 m y la

secuencia de avance se realiza de manera alternada para posibilitar un

adecuado ciclo con las fases de limpieza y relleno. La perforación se

realiza con máquinas jack legs y la limpieza con scoops eléctricos de

1.5yd³. Las chimeneas de extracción están ubicadas estratégicamente y

se conservan con anillos metálicos. Al concluir la explotación de todos los

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19 paneles se procede al cambio de piso y reinicio de la secuencia de

minado, piso por piso sucesivamente.

3.2. METODO POR SUBNIVELES O TALADROS LARGOS

La aplicación de dicho método en la unidad Carahuacra es relativamente

nueva. El desarrollo de labores para la profundización de la mina

Carahuacra, han dado pie al encuentro de vetas, que ya se conocían en

los niveles supra yacentes, de potencias mayores; las cuales de acuerdo

a las evaluaciones geomecánicas, favorecen para la explotación por

taladros largos.

La preparación para dicho método consiste en el desarrollo de dos

rampas de producción, con sección de 4 x 4m, desarrolladas a partir de

un by pass de la misma sección, con pendientes de 12% positiva y

distanciadas entre los 200 a 300 metros, a partir de las cuales se

desarrollan subniveles que conectan ambas rampas, el pilar o banco entre

subniveles posee un distancia entre los 7 a 8 metros.

La explotación se inicia con la preparación de una chimenea, en la parte

central de la galería base hacia su subnivel contiguo supra yacente, el

cual servirá como cara libre para los taladros verticales que se perforan

del subnivel superior hacia dicha galería base.

La extracción del mineral se efectuará a través de echaderos y de estos

hacia los volquetes de 25 toneladas. El acarreo de material se realizará

con scoops de 6.0 yd3 de capacidad, las cuales se encargaran tanto de la

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20 limpieza de mineral como también del relleno con material detrítico para

los espacios generados por la aplicación de dicho método.

3.3. PRODUCCIÓN

Durante el 2010, la producción de la mina Carahuacra fue de 199,388

toneladas de mineral con leyes promedio de 0.37% Pb, 7.3% Zn y 1.31 oz

Ag/t. El avance en exploración alcanzó 798 metros, mientras que en

desarrollo alcanzó 1,004 metros y en preparación 1,323 metros. En

perforación diamantina se avanzó un total de 8,041 metros.

La producción se consolidó a un nivel de 630 toneladas por día. La

explotación se realizó principalmente en las vetas Yanina, Mary y ML, y

en el cuerpo Huaripampa. Se mejoró el sistema de ventilación mediante el

desarrollo de una chimenea raise boring de superficie, en dos etapas.

Por otro lado, se inició el desarrollo de una rampa del nivel 920 hacia el

nivel 1020, la cual permitirá a futuro mecanizar parcialmente la producción

mediante el uso de sistemas de sostenimiento mecanizado, avances con

jumbos y scoops de mayor capacidad, así como la explotación con

taladros largos.

Hoy en día, nuestra producción es de 21,000 toneladas mensuales, dicho

incremento se debe a la transición que se viene realizando en la

mecanización de nuestras labores, como preparativos para la explotación

por taladros largos; tal como muestra nuestro programa de planeamiento:

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21

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22

CAPITULO IV: CIRCUITO DE VENTILACIÓN

4.1. VENTILACIÓN DE MINAS

4.1.1. Definición

Es el arte y ciencia que trata de distribuir y encauzar la circulación de

volúmenes de aire dentro de las operaciones mineras del modo más

económico, ya sea por medios naturales o mecánicos, a fin de satisfacer

las necesidades de oxigeno del personal, de las maquinas y diluir y

transportar los contaminantes sólidos y gaseosos que se generan.

4.1.2. Factores de la Ventilación

4.1.2.1. El Volumen de Aire, Q

La cantidad de aire que viaja por una labor está dada por la ecuación

conocida como la Ley de la Continuidad (Q = A x V), donde A viene a ser

el área de la sección transversal de la labor o ducto y V la velocidad del

aire que atraviesa dicha sección.

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23 4.1.2.2. La velocidad, V

Es el avance del aire en la unidad del tiempo de un punto a otro punto. Es

el factor más importante que debe considerarse y determinarse en el

terreno.

4.1.2.3. La Presión

Es la fuerza que necesitamos imprimir para mover un peso de aire y

vencer la presión estática (SP) y la presión de la velocidad (VP).

4.1.2.4. El Sentido del Flujo y su Encausamiento

Es la dirección de avance del aire y el cual hay que encausar según

convenga a las operaciones. El buscar el encauzamiento es una de las

actividades más dificultosas y en mina debe de estar de acorde a la

distribución de aire que requiere las operaciones.

4.1.2.5. El Área de las Galerías y sus Perímetros

El área de las estaciones de ventilación debe estar bien constituida o

acondicionada.

4.1.2.6. La Distribución del Volumen de Aire

Es la actividad que frecuentemente ocurre en mina y es la distribución del

flujo principal que viaja por una galería hacia otras, de modo que el

volumen que ingresa por un punto es igual a los volúmenes que salen del

mismo punto, el cual se conoce como Ley del Equilibrio o Distribución.

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24 4.1.2.7. El Balance en la Distribución

La distribución regulada de los volúmenes de aire en mina, se inicia desde

el lugar más aislado hacia la galería de ingreso de aire fresco a fin de que

la distribución sea calculada y balanceada en su cantidad sucesivamente.

4.1.2.8 La Resistencia de un tramo de galería, Hf

Es la perdida de energía o presión de flujo, al pasar de un punto a otro

punto distante de una galería y que está en función de las características

de la labor.

4.1.2.9. El Factor de Fricción, K

Es la aspereza propia de cada tipo de roca o conducto el cual lo

obtenemos de las tablas resultantes de mucha mediciones en campo de

la presión estática por el método de manguera arrastrada.

4.2. TIPOS DE VENTILACIÓN

4.2.1. Ventilación Natural

La ventilación natural es ocasionada por la diferencia de densidades o

peso entre el aire que ingresa y el aire que sale de la mina, lo cual se

debe a la diferencia de temperaturas, es decir que una fuerza de presión

mayor presión empuja a una de presión menor.

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25 4.2.2. Ventilación Mecánica

Es ocasionada por la presión que ejerce un ventilador sobre una masa de

aire que envía o succiona dicho fluido y el cual es accionado por un motor

eléctrico que le permite una constante presión sobre el aire que

transporta y en una cantidad fija.

4.2.3. Ley Básica de la Ventilación de Minas

La relación entre la caída de presión o resistencia que ofrece una galería

y el flujo que viaja por esta, viene dada por la expresión “Hf & Q2”,

conocida como la Ley Básica de Ventilación de Minas y que nos sirve

para trazar la curva de resistencia de una mina a diferentes volúmenes.

La resistencia de mina o pérdida de presión o caída de presión y la

resistividad de la mina o de la galería tiene una relación directa, Hf = R.Q2,

donde R es la resistividad del conducto o galería, es decir:

Hf = R.Q2, donde R = �KxPxL5.2xA3

� que es la resistividad propia del conducto

debido a su factor de fricción ‘K’, que depende del tipo de material y

características de la forma del conducto como son el perímetro (P), el

área (A) y la longitud (L).

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26 4.3. TIPOS DE CIRCUITOS EN LA VENTILACIÓN DE MINAS

En ventilación de minas hay dos tipos de combinación de galerías por

donde fluye el flujo de los sistemas de ventilación; y son flujos en serie a

través de galerías en línea y flujos en paralelo a través de galerías en

bifurcaciones. Ambas se acoplan para formar una red, la cual tiene que

ser calculada en volúmenes y resistencias para conocer el ventilador o

ventiladores que mejor se adecuan.

4.3.1. Circuitos en Serie

Este circuito presenta las siguientes relaciones:

1. El volumen es el mismo a través de todo el circuito, es decir:

Q t = Q1 = Q2 = Q3 =…

2. La resistencia total es igual a la suma de las perdidas o

resistencias de cada una de las galerías por donde viaja el flujo.

H f = Hf1 + Hf2 + Hf3 +…

3. La relación entre el H T y el Qt está dada:

Hf = RQ2 =R1Q21 + R2Q22 + R3Q23 +…= Q2 (R1 + R2 + R3 +…)

4. Pero como todos los volúmenes son iguales podemos decir:

RT = R1 + R2 + R3 + R4 +…

5. En circuitos en serie los requerimientos de energía eléctrica son

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

el peso del aire son acumulativos.

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27 4.3.2. Circuitos en Paralelo

Es cuando el volumen total es distribuido o dividido en varias galerías,

este circuito tiene las siguientes relaciones:

1. Cuando el flujo pasa por galerías en paralelo, el volumen total es la

suma de los volúmenes que pasa por cada ramal.

Q t = Q1 + Q2 + Q3 +…

2. La perdida de resistencia es la misma a través de cualquier ramal

Hf = Hf1 = Hf2 = Hf3 =…

3. 1√𝑅𝑅

= 1√𝑅𝑅1

+ 1√𝑅𝑅2

+ 1√𝑅𝑅3

+…

4. 𝑄𝑄1 = 𝑄𝑄𝑄𝑄� 𝑅𝑅𝑅𝑅1

, 𝑄𝑄2 = 𝑄𝑄𝑄𝑄� 𝑅𝑅𝑅𝑅2

, 𝑄𝑄3 = 𝑄𝑄𝑄𝑄� 𝑅𝑅𝑅𝑅3

5. El costo de la fuerza eléctrica en HP se reduce fuertemente cuando

se establece circuitos en paralelo para un determinado volumen de

aire.

4.4. MONITOREO DE VENTILACIÓN

Para evaluar la calidad y cantidad de aire de una mina se lleva a cabo un

mapeo de ventilación, llamado también levantamiento de ventilación. El

monitoreo o mapeo de ventilación de una mina se inicia con el

reconocimiento de la mina, para ello se requiere los planos de las labores

en el cual se observa y se anota el sentido de flujo y la sección por donde

pasa este, el tipo de roca, sostenimiento, los equipos que se emplean

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28 para el transporte, el número de personal que labora, el método de

explotación, la ubicación de ventiladores, la existencia y/o ubicación de

las estaciones de ventilación, la temperatura de las diferentes zonas, la

velocidad del flujo de aire, etc.

El mapeo de ventilación comprende la toma del muestreo de gases, la

toma de velocidades y temperaturas en las estaciones de ventilación de

todo nivel, cálculos y traslados de estos datos de campo a los planos

horizontales en limpio para tener confeccionados los planos de ventilación

que estudiados y analizados nos permite interpretar como está la

ventilación, elaborar las mejoras, proyectos de ventilación y el informe

respectivo.

4.4.1. Necesidades de aire

La cantidad de aire necesario de una mina se calcula en función a los

parámetros establecidos del siguiente modo:

1. Satisfacer la necesidad vital mínima establecida por ley

2. Diluir y trasladar los gases, polvos y calor producidos por las

operaciones mineras

3. Satisfacer las necesidades mínimas para los equipos diesel dentro

de mina

4. Brindar confort a los trabajadores que trabajan en lugares

calurosos.

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29 4.4.2. Necesidad Vital De Los Hombres

De acuerdo al D.S. 055 del reglamento minero, el aire necesario para la

necesidad vital de los trabajadores de subsuelo se expresa de la siguiente

manera:

1. Desde los 1500 m.s.n.m. es 3 m3/min por hombre

2. De 1500 a 3000 m.s.n.m. es 4 m3/min por hombre

3. De 3000 a 4000 m.s.n.m. es 5 m3/min por hombre

4. De 4000 a mas es 6 m3/min por hombre.

4.4.3. Dilución Y Traslado De Contaminantes

Según el reglamento minero establece que las velocidades en una mina

nunca deben ser menores a 20 m/min y nunca mayores de 250 m/min, en

el caso se empleen el ANFO, la velocidad no debe ser menor a 25 m/min.

En la práctica por razones de extensión de galerías hay que establecer

velocidades mayores a estas sin que ocasionen un excesivo costo

operacional mensual. Por lo que se recomienda velocidades no menores

a 80 ft /min en para minería clásica y no menor a 110 ft /min cuando se

explotan por minería mecanizada. En cuanto a velocidades máximas

estas no deben ser mayor a 700 ft/min en galerías principales de transito

de personal, mientras que en galerías que trasladan gases y polvos

pueden ser hasta 1300 ft/min, 2200 ft/min o 2600ft/min.

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30 4.4.4. Para Los Equipos Diesel

El aire mínimo necesario para los equipos diesel es de 3 m3/min por cada

HP del motor de cada equipo. Este volumen es para lograr una buena

combustión del petróleo y el buen funcionamiento del motor.

4.4.5. Para Dar Confort En Lugares Calurosos

Si hay calor en el lugar la velocidad mínima tentativa es de 350 ft/min y la

máxima de 550 ft/min. Este volumen de aire para el confort es igual:

Q = A x Ve x T

Donde:

A: sección promedio de la labor

Ve: velocidad efectiva (tabla de temperatura efectiva a 30°C);

T: número de labores calientes a mejorar.

4.4.6. Cantidad Total De Aire Necesario

La cantidad de aire total necesario para toda la mina o circuito que

deseamos ventilar es la suma de las diferentes necesidades:

Q T = Q h + Q t + Q Diesel + Q Confort

Si en el lugar no hay equipos diesel o calor estas cantidades son cero y

solo se considera las cantidades para los hombres y para el transporte y

dilución de los contaminantes.

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31 4.5. Balance General De Aire

Viene a ser la determinación de la cantidad de aire que ingresa y sale de

la mina la cual se obtiene mediante el mapeo de ventilación, dicho

resultado no debe ser mas del ocho por ciento por aumento de

temperatura y por el aire comprimido ingresantes, para decir que el

levantamiento es aceptable. Por otro lado la cantidad de aire que ingresa

versus las necesidades de cantidad de aire para los hombres, maquinas,

transporte y confort no deben tener un déficit por lo contrario debe ser

positivo por lo menos en un doce por ciento.

Para nuestro caso, los datos obtenidos del levantamiento realizado en la

mina Carahuacra se presentan en el siguiente cuadro.

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32

ESTACIÓN LABOR V'PROM. Ancho(m) Alto(m) Sección(m2) Sección(ft2) Caudal(CFM) T(°C)

E 820-01 XC 1685 E 1,128.66 3.50 2.70 8.51 91.51 103,288.33 8.40

E 820-02 XC 1426 S 72.35 3.40 3.40 10.40 111.95 8,099.35 11.60

E 820-03 XC 1426 SA 321.54 3.50 3.00 9.45 101.68 32,694.63 10.40

E 820-04 XC 1865 W 643.08 3.40 2.70 8.26 88.90 57,168.89 7.80

E 820-05 T.V. KP 3500 557.77 2.70 2.40 5.83 62.75 35,001.36 17.00

E 820-06 T.V. KP 3550 249.36 2.60 2.60 6.08 65.46 16,323.80 18.30

E 820-07 XC 1426 N 170.61 2.90 2.80 7.31 78.63 13,415.92 19.30

E 820-08 XC 1874 S 196.86 3.10 2.80 7.81 84.06 16,547.48 10.50

E 820-09 XC 1826 S 406.84 3.00 3.10 8.37 90.06 36,640.86 14.00

E 820-10 XC 1874 N 36.98 3.10 3.20 8.93 96.07 3,552.81 14.00

E 820-11 GL 1934 S 72.18 2.60 2.20 5.15 55.39 3,998.34 14.80

E 820-12 XC 1426 N 249.36 2.70 2.60 6.32 67.98 16,951.64 18.60

E 870-01 GL 1446 W 150.93 2.40 2.40 5.18 55.78 8,418.63 20.20

E 870-02 GL 1446 W 65.62 2.60 2.20 5.15 55.39 3,634.85 20.20

E 920-01 GL 1530 E 91.87 3.00 2.80 7.56 81.35 7,473.06 21.70

E 920-02 GL 1530 E 100.71 2.80 2.40 6.05 65.08 6554.09 24.60

E 920-03 GL 933 E 131.24 2.60 2.50 5.85 62.95 8261.03 23.50

E 920-04 CA 845 951.49 4.20 3.70 13.99 150.49 143189.12 21.30

E 920-05 XC 1918 E 137.80 3.50 3.70 11.66 125.41 17281.45 21.20

E 920-06 RP 886 209.98 4.70 4.90 20.73 223.02 46831.16 19.10

E 920-07 RP 387 314.98 5.20 4.60 21.53 231.64 72961.44 19.50

E 920-08 RP 387 636.51 4.70 4.00 16.92 182.06 115883.23 20.00

E 970-01 XC 1920 E 623.39 3.30 3.00 8.91 95.87 59765.40 26.80

E 970-02 XC 1920 W 689.01 3.20 2.85 8.21 88.32 60852.04 28.00

E 970-03 XC 1920 W 406.84 3.20 2.50 7.20 77.47 31519.02 31.60

E 970-04 XC 807 275.60 2.80 3.00 7.56 81.35 22419.17 26.30

E 970-05 XC 807 275.60 2.50 2.90 6.53 70.21 19349.88 26.30

E 970-06 XC 807 301.85 2.75 3.25 8.04 86.55 26125.52 26.50

E 970-07 XC 807 321.54 2.70 3.00 7.29 78.44 25221.57 26.50

E 970-08 XC 807 157.49 2.90 3.10 8.09 87.06 13710.77 26.60

E 970-09 XC 807 0.00 2.90 3.10 8.09 87.06 0.00 27.00

E 970-10 GL 580 E 314.98 2.90 2.80 7.31 78.63 24767.85 25.30

E 970-11 GL 580 E 95.80 2.70 3.00 7.29 78.44 7514.59 27.30

E 1020-01 XC 840 W 124.68 3.00 2.40 6.48 69.72 8,693.15 24.50E 1020-02 XC 840 E 131.24 3.70 3.00 9.99 107.49 14,107.30 22.80E 1020-03 XC 850 78.74 2.50 2.70 6.08 65.37 5,147.26 25.50E 1020-04 XC 850 459.34 2.80 2.80 7.06 75.92 34,874.27 27.80E 1020-05 XC 840 W 144.36 3.20 3.20 9.22 99.16 14,315.73 22.60E 1020-06 XC 840 W 124.65 3.10 3.50 9.77 105.07 13,097.60 23.20E 1020-07 XC 840 W 98.43 2.80 2.50 6.30 67.79 6,672.37 25.50E 1020-08 XC 840 W 236.23 3.10 2.60 7.25 78.05 18,438.63 23.70E 1020-09 XC 746 N 71.94 3.00 3.10 8.37 90.06 6,479.21 28.10E 1020-10 XC 840 W 78.74 3.50 2.60 8.19 88.12 6,939.27 27.20E 1020-11 XC 731 W 49.49 3.00 2.70 7.29 78.44 3,882.19 27.70E 1020-12 XC 771 118.46 3.00 2.90 7.83 84.25 9,980.34 31.80

Tabla 4: LEVANTAMIENTO DE VENTILACIÓN DE LOS NIVELES 820, 870, 920, 970 Y 1020

Fuente: Departamento de Ventilación - Mina Carahuacra

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33

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34 4.6. DIAGRAMA UNIFILAR

El esquema es un dibujo simple que indica los volúmenes de aire, en

cambio el diagrama unifilar es mucho más significativo e indica en forma

significativa como están ingresando los sentidos y volúmenes de aire

hacia la mina y con están saliendo de superficie, indicando los sentidos de

aire dentro de la mina y la ubicación de los ventiladores principales.

Siempre es necesario elaborar tres diagramas, uno que indique solo el

sentido del aire, otro que indique solo volúmenes y un tercero que solo

indique resistencias, de este modo es mas compresible el diagrama

unifilar (ver anexo).

4.7. DIAGRAMA ISOMÉTRICO

Es el que indica como están fluyendo los flujos de aire de todo los

conductos internos y nos hace ver como hemos avanzado en las tres

dimensiones subterráneas.es un plano para orientar como estamos

expandiéndonos este año y como hemos estado el año pasado (ver

anexo).

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35

CAPITULO V: PLANEAMIENTO DEL SISTEMA DE VENTILACIÓN

5.1. PLANEAMIENTO Y DISEÑO DE VENTILACION

El planeamiento de ventilación de una mina deberá ser necesariamente

compatible y estar en armonía con el método de explotación empleado.

El diseño comprende:

a. La ubicación y distribución de los ramales que constituyen el

circuito de ventilación

b. El cálculo del volumen total de aire requerido en la mina

c. El cálculo de presión requerida para hacer circular dicho caudal a

través del circuito

d. El cálculo de la presión de ventilación natural existente

e. La selección del ventilador requerido para lograr el flujo calculado

f. El costo de ventilación

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36 Aunque no existen reglas establecidas de cómo hacer este trabajo,

debido a las particularidades propias de cada operación, en general se

recomienda que siga los siguientes pasos si es una mina en operación o

si es una mina en apertura:

1. Reconocimiento, observaciones y análisis de la mina en su

totalidad determinando como es el sentido y encausamiento del

aire dentro de la mina, así como determinar las condiciones

ambientales existentes dentro de ella o revisión de los planos de

preparación y desarrollo y su método de explotación para plantear

un plan de ingreso, distribución y salida del aire.

2. Determinar si la mina requiere un mapeo total nuevo, parcial o

simplemente el diseño para una parte de ella son con sus

volúmenes totales de aire y su distribución.

3. Determinar las entradas y salidas de aire, sus dimensiones para el

volumen de aire necesario, los circuitos existentes con su sentido

de avance de aire, la distribución de este, la ubicación de los tajos

en explotación y la determinación de los volúmenes y resistencias

de los diferentes circuitos desde su entrada hasta su salida,

determinando de modo preciso cuales serán las galerías exclusivas

para ingreso y cuales para salida de aire, con sus respectivos

esquemas del sentido de flujo y correspondientes diagramas

unifilares elaborados.

4. Planear, imaginar, crear y seleccionar tentativamente el tipo de

sistema de ventilación principal a aplicarse en la mina, sea este en

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37

“U”, “W”, “L” que involucran los raice borings necesarios, galerías o

piques para la ubicación del ventilador principal y los ventiladores

secundarios en insuflamiento o succión.

5. Calcular en el terreno la ventilación natural con el fin de conocer la

presión y volumen de este flujo.

6. Calcular las galerías, chimeneas o raice boring necesarios para

lograr un circuito independiente, ágil y efectivo en aéreas o

diámetros.

7. Considerar los parámetros que exige la ley minera, en cuanto a

cantidad de aire y velocidades de aire para poder oxigenar a los

trabajadores, equipos y trasladar y diluir los contaminantes habidos

a concentraciones permisibles.

8. Calcular el volumen total de aire necesario para ventilar toda la

mina o parte de la mina, de acuerdo al número de trabajadores,

equipos que se usan o usaran y los niveles existentes o que

habrán.

9. Calcular la caída de presión total de la mina desde la entrada de

aire a la salida de este y a la altitud de la mina o determinar la

caída de presión de los diferentes circuitos si la mina es grande.

10. Precisar definitivamente la ubicación del ventilador principal y la

provisión de la corriente en el lugar donde será instalado.

11. Seleccionar, elegir y especificar el ventilador o ventiladores

necesarios a comprarse. Precisando la presión estática que tendrá

el ventilador para vencer la resistencia de toda la mina.

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38

12. Calcular la velocidad del aire y la presión de velocidad del aire a la

salida del ventilador.

13. Calcular el costo de ventilador-motor y accesorios en su

instalación, como tendido de líneas, caja de distribución,

transformadores y carreteras.

14. Para convertirlo en un proyecto, calcular el costo del planeamiento

y diseño considerando costo fijo y de operación.

5.2. DETERMINACIÓN DE LA CAIDA DE PRESIÓN

Para nuestro caso vamos a calcular la caída de presión del cuerpo

Huaripampa, para ello se toma en consideración los flujos de entrada de

aire fresco, los cuadros para la determinación del factor de fricción, altitud

y otros parámetros para el cálculo deseado.

Figura 7. Diagrama Esquemático del Cuerpo Huaripampa

Fuente: Departamento de Ventilación - Carahuacra

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39

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40

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41

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Fuente: Ventiladores axiales para Minería - AIRTEC S.A.

FACTORES DE CORRECCIÓN POR ALTITUD Y TEMPERATURA

m.s.n.m. Std 0°C 10°C 20°C 30°C 40°C 50°C 60°C 70°C 80°C 90°C 100°C ft

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42

5.3. SELECIÓN Y ELECCIÓN DEL VENTILADOR

El método más usado para seleccionar y elegir un ventilador es el

método del uso de los Máster Chart de los ventiladores de una misma

marca especificada, que consiste en tener determinado con

anterioridad el volumen y la presión estática y la total del circuito de

aire al que asistirá el ventilador y a nivel del mar.

Figura 8. Curvas Características

Fuente: Ventilador Axial para Minería – AIRTEC

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43

5.3.1. Procedimiento de Utilización

Cada ventilador tiene una curva característica para cada ángulo de los

alabes.

1. Con el valor del caudal medido (por ejemplo 5000 CFM), se traza

una perpendicular hasta la intersección con la curva característica

de presión total, con el ángulo correspondiente de los alabes (80).

De esta intersección, se traza una horizontal, hacia el eje de la

izquierda, allí se puede leer la presión total entregada por el

ventilador (por ejemplo 5.3”H2O).

2. Con el valor del caudal medido (5000 CFM), se traza una

perpendicular hasta la intersección con la curva de presión

dinámica del equipo, de este punto se traza una horizontal, hacia el

eje de la izquierda, allí se lee la presión dinámica (0.5” H2O).

3. La presión estática se obtiene restando la presión dinámica, de la

presión total (5.3 – 0.5 = 4.8” H2O).

4. Con el valor del caudal medido (5000 CFM), se traza una

perpendicular hasta la intersección con la curva de potencia, con el

ángulo correspondiente de los alabes. De esta intersección, se

traza una horizontal, hacia el eje de la derecha, allí se puede leer la

potencia consumida por el ventilador (9.5 HP)

5. Estos datos son para temperatura estándar y a nivel del mar, para

obtener los datos a una altitud y temperatura dada hay que obtener

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el factor de corrección de la tabla de factores de corrección por

altitud y temperatura.

6. El caudal es independiente de la altura, puesto que esta depende

de las características geométricas.

7. Las presiones y potencia se calculan multiplicando los valores ya

encontrados por el factor de corrección.

A continuación presentamos el siguiente ejemplo aplicativo para el uso de

las tablas. Sea la ubicación de la mina a una altitud de 4800 m.s.n.m. a

temperatura estándar, del cuadro obtenemos el factor de corrección

equivalente a 0.617, luego de su curva característica del ventilador para

un caudal de 5000 CFM, tenemos:

Presión total: 5.3 x 0.617 = 3.27”H2O

Presión Dinámica: 0.5 x 0.617 = 0.37” H2O

Presión Estática: 4.8 x 0.617 = 2.56” H2O

Potencia: 9.5 x 0.617 = 5.86 HP

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45

CAPITULO VI: COSTO DE LA VENTILACIÓN

6.1. COSTOS FIJOS

Dentro de los costos fijos tenemos las compras de ventiladores (Cv), su

instalación, el sistema eléctrico de arranque y el cableado; el costo de

excavación, (Cex), de un pique o raice boring, o de una galería principal

para la salida del aire viciado o el ingreso de aire fresco de un

determinado diámetro o sección con el fin de lograr la fluidez del aire.

Luego el costo fijo (CC) será: Cex x L x A + Cv = CC, que es un capital o

inversión que debemos recuperar en un numero de años a un

determinado interés anual.

Dentro del costo fijo se presenta el problema de determinar el tamaño

económico de una galería, raice boring o pique para el paso del aire, para

el cual se debe cumplir con las siguientes condiciones:

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a. Saber elegir la calidad de roca y lugares donde se realizara la obra

a fin de que no sea tan oneroso el costo de ventilación y

sostenimiento.

b. No sobrepasar los límites impuestos por las velocidades máximas a

ser usadas en las galerías principales de aire limpio para el tránsito

de personal o de aire usado para salida de humos, polvos y gases.

c. Precisar la altura de las labores en función de los equipos que

laboran con el fin de calcular el diámetro de manga de ventilación.

d. Elegir un ventilador que permita succión o envió del flujo a una

eficiencia no muy costosa.

e. Saber elegir el factor de fricción de la mina a fin de que este no sea

tan alto en su estática.

6.2. COSTO DE OPERACIÓN

Dentro del costo de operación tenemos el costo por consumo de energía

eléctrica por los diferentes ventiladores y que es el número de HP en

trabajo. Este costo está regido primero por la resistencia de la mina y la

eficiencia del ventilador. Además, el costo del mantenimiento de

ventiladores y motores, el costo de conservación y mantenimiento de las

galerías principales, el costo del personal que se encarga del

mantenimiento y de planeamiento de la ventilación de mina.

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47 6.3. CÁLCULO DEL DIAMETRO ECONOMICO DE UNA GALERÍA

6.3.1. Costo de Operación

Sabemos que la resistencia de una galería está dada por la ecuación:

𝐻𝐻𝑓𝑓 =𝐾𝐾.𝑃𝑃. (𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿).𝑄𝑄2

5.2 𝐴𝐴3

Donde P y A son el perímetro y área de la galería, los cuales lo podemos

reemplazar por una sección circular, 𝑃𝑃 = 2𝜋𝜋𝜋𝜋 y 𝐴𝐴 = 𝜋𝜋 𝐷𝐷2

4 en Hf, entonces:

𝐻𝐻𝑓𝑓 =1.25𝐾𝐾(𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿)𝑄𝑄2

𝐷𝐷5

Por otro lado el HP de trabajo o BHP del momento de operación del

ventilador esta dado por la ecuación siguiente:

𝐵𝐵𝐻𝐻𝑃𝑃 =𝐻𝐻𝑓𝑓.𝑄𝑄

6350 𝑄𝑄 𝑛𝑛

Luego, reemplazamos el valor de Hf y reducimos la expresión:

𝐵𝐵𝐻𝐻𝑃𝑃 = 1.97𝑄𝑄10−4𝑄𝑄𝐾𝐾(𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿)𝑄𝑄3

𝑛𝑛𝑄𝑄𝐷𝐷5

Y como el costo operacional (CO) es igual a BHP anual x Co unitario por año,

tenemos:

𝐶𝐶𝐶𝐶 = 1.97𝑄𝑄10−4𝑄𝑄𝐾𝐾(𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿)𝑄𝑄3

𝑛𝑛𝐷𝐷5 𝑄𝑄𝐶𝐶𝐶𝐶𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢 𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑢𝑎𝑎

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48 6.3.2. Costo de Capital (CC)

El costo de volumen de roca excavada es su volumen removido por el

costo unitario de excavación y multiplicado por el costo de capital (CC),

que es el interés sobre el capital.

𝐶𝐶𝐶𝐶 = 0.785𝑄𝑄𝐷𝐷2𝑄𝑄𝐿𝐿𝑄𝑄𝐶𝐶𝑒𝑒𝑒𝑒𝑄𝑄𝐶𝐶𝑐𝑐

Luego el costo total será: 𝐶𝐶𝐶𝐶 = 𝐶𝐶𝐶𝐶 + 𝐶𝐶𝐶𝐶

𝐶𝐶𝐶𝐶 = 1.97𝑄𝑄10−4𝑄𝑄𝐾𝐾(𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿)𝑄𝑄3

𝑛𝑛𝐷𝐷5 𝑄𝑄𝐶𝐶𝑢𝑢 + 0.785𝑄𝑄𝐷𝐷2𝑄𝑄𝐿𝐿𝑄𝑄𝐶𝐶𝑒𝑒𝑒𝑒𝑄𝑄𝐶𝐶𝐶𝐶

Derivando el costo total con respecto a D, e igualando a cero la ecuación

se tiene como costo mínimo:

𝐷𝐷 = �6.27𝑄𝑄10−4𝑄𝑄𝐾𝐾(𝐿𝐿 + 𝐿𝐿𝐿𝐿)𝑄𝑄3

𝑛𝑛𝑄𝑄

𝐶𝐶𝑢𝑢𝐶𝐶𝑒𝑒𝑒𝑒 .𝐶𝐶𝐶𝐶

7

Esta determinación del tamaño más económico de un pique o raice boring

también se puede lograr por el método grafico. Para obtenerlos se asume

tres o cuatro diámetros de galería y luego con estos diámetros se calcula

las estáticas y otros datos usando el monograma para cada tamaño de

diámetro. Finalmente trazamos la curva del costo total con su respectivo

diámetro, el punto más bajo hacia la línea de diámetro corresponde al

diámetro económico.

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49

K:0.

0000

0001

Cex:

1.85

$/ft

3n:

60.0

0%L:

1000

ftCc

:12

.72%

Le:

0ft

Co:

65.3

$/H

P-an

ual

Dia

mte

ro, f

tC

auda

l, C

FMC

C, $

Secc

ión,

ft2

Velo

cida

d, ft

/min

Rh,

ftH

f, in

H2O

BH

P, H

PC

O, $

CT,

$6

100,

000

6,65

3.52

28.2

735

36.7

81.

5016

.04

420.

9227

,485

.83

34,1

39.3

58

100,

000

11,8

28.4

750

.27

1989

.44

2.00

3.81

99.8

96,

522.

5218

,350

.99

1010

0,00

018

,481

.99

78.5

412

73.2

42.

501.

2532

.73

2,13

7.30

20,6

19.2

912

100,

000

26,6

14.0

611

3.10

884.

193.

000.

5013

.15

858.

9327

,473

.00

Det

erm

inac

ión

del D

iam

etro

más

Eco

nóm

ico

de u

na G

aler

ia p

ara

un F

lujo

de

Vent

ilaci

ón

0.00

5,00

0.00

10,0

00.0

0

15,0

00.0

0

20,0

00.0

0

25,0

00.0

0

30,0

00.0

0

35,0

00.0

0

40,0

00.0

0

02

46

810

1214

$/año

Dia

met

ro, f

t

Mét

odo

Grá

fico

para

el C

álcu

lo d

el D

iam

etro

Cost

o To

tal

Cost

o Ca

pita

l

Cost

o O

pera

cion

8.35

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50

CONCLUSIONES

• De acuerdo a nuestro levantamiento realizado vemos que nuestra

necesidad de aire se haya cubierta por el ingreso de aire fresco, lo

cual permitirá un desempeño normal de los trabajos.

• Además podemos apreciar que el consumo de aire que sale de

nuestras labores es mayor al ingreso, esto significa que gran parte

del aire limpio no se aprovecha en las labores. Por lo que hacen

falta compuertas para direccionar el aire fresco y no sea retirado

antes de ser aprovechado. Por otro lado, si bien una evaluación

general del balance del aire nos muestra cierta holgura, esta debe

compararse con una evaluación individual de las labores.

• La elección del diámetro económico, no solo depende del costo

que involucre realizar dicho proyecto, también del caudal que se

tiene proyectado inyectar o retirar en dicha labor.

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RECOMENDACIONES

• El conocimiento de la mina así como el uso de los distintos

artefactos de medición solo son básico lo principal es conocer la

base de teórica y como aplicarlo en el campo.

• Si bien el monitoreo es la base importante para el levantamiento de

la ventilación es sumamente importante conocer y tomar en

consideración las fuentes de suministro o extracción de aire, ya

que estas influyen enormemente a pesar de la distancia que se

hayan de una labor.

• El desarrollo de proyectos tales como chimeneas y/o raisebore

deben prepararse con anticipación, de manera de no interrumpir el

proceso de explotación. Tales proyectos deben desarrollarse en

coordinación con las aéreas de planeamiento, operación,

Geomecánica y geología.

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• En la evaluación de suministro de aire fresco para una labor ciega,

tal como los subniveles, galerías y/o rampas deben de considerare,

además de los cuatro aspectos básicos para la necesidad de aire,

la evacuación de los gases viciados generados por la operación a

través de chimeneas o raisebore de manera de no generar el

empleo de ventiladores en serie.

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BIBLIOGRAFÍA

Ventilación de Minas Subterráneas y Túneles

Ing. Pablo Jiménez Ascanio

Tercera edición, Abril del 2010, Lima – Perú

Manual de Ventilación de Minas

Instituto de Ingenieros de Minas del Perú

Lima 1989

Mine Ventilation and Air Conditioning

Howard L. Hartman

Second edition, 1982, University of Alabama

Ventilador Axial para Minería

AIRTEC S.A.

www.airtec.com.pe

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ANEXOS

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