Libro Ventilacion de Minas Subterraneas Copia

UNIVERSIDAD NACIONAL “SANTIAGO ANTÚNEZ DE MAYOLO” FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS, GEOLOGIA Y METALURGIA

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

MONOGRAFIA:

CURSO: VENTILACIÓN DE MINAS

Recopilación:

M.SC. ING. JAVIER ENRRIQUE SOTELO MONTES Ing. De Minas - Civil HUARAZ, MAYO – 2014

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INDICE Prólogo Introducción: Importancia de la ventilación Cómo se presentan los problemas de ventilación Objeto de la ventilación – Conclusiones

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CAPÍTULO I EL AIRE EN LAS MINAS Composición del aire, presión barométrica, peso específico del aire

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OXÍGENO Efectos fisiológicos, limite permisible causas de reducción Aparatos de detección y medida

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NITRÓGENO Propiedades, efectos fisiológicos, origen en los trabajos, Aparatos de detección y medida

20 23

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MONÓXIDO DE CARBONO 21 Propiedades, efectos fisiológicos, valor límite permisible VLP origen en los trabajos mineros. Aparatos de detección y medida GAS CARBÓNICO 24 Propiedades, efectos fisiológicos, valor límite permisible VLP, origen en los trabajos mineros, Aparatos De detección y medida METANO O GRISÚ 26 Efectos fisiológicos, limites de inflamabilidad, presencia en el carbón, disposición reglamentaría y Valor límite permisible - VLP- en atmósferas bajo tierra, desprendimiento de metano (grisú) Desgasificación del grisú, lámpara de bencina seguridad (lámpara de Davis), manómetro, multidetector, otros aparatos GASES DIVERSOS ACIDO SULFHÍDRICO Propiedades, efectos fisiológicos, valor límite permisible VLP, origen en los trabajos mineros Aparatos de detección y medida

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ÓXIDOS DE NITRÓGENO Propiedades, efectos fisiológicos, valor limite de permisible VLP, origen en los trabajos mineros, detección y medida

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Aldehídos Generalidades, efectos fisiológicos, origen. Problemas: Aspectos Relativos a los problemas de gases

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CAPITULO II HUMEDAD Y TEMPERATURA 35 Generalidades, humedad absoluta, humedad relativa o grado higrométrico, grado de saturación, mediciones de la humedad, el higrómetro de cabellos humanos, el psicrómetro, causas de elevación de la temperatura del aire de la mina. Medida de la temperatura en las minas. Influencia del clima en el cuerpo humano, humedad, temperatura y clima bajo tierra. Problemas relativos a la presión barométrica a diferentes alturas, humedad absoluta, humedad relativa (φ), determinación en una carta psicométrica, averiguación de la humedad relativa (φ) por medio de un Nomograma, Cálculo de la humedad relativa (φ) por medio de la fórmula de Sprung, medición de las temperaturas húmeda y seca, por medio del psicrómetro. Clima. Grado de Confort, grado de comodidad e incomodidad, necesidad de la desecación en una mina húmeda. Humidificación de una mina seca. PROBLEMAS CAPITULO III CÁLCULOS DE VENTILACIÓN 29 Metas que debe reunir la ventilación, métodos de cálculo, cálculo de caudal de aire según el desprendimiento de metano (grisú), respiración del personal, animales, utilización de equipos accionados por combustible ACPM, uso de explosivos, otras condiciones. Definiciones y unidades empleadas en los cálculos de ventilación, flujos(Q), presiones(pt, pe, pd, H), potencia, otras magnitudes, flujo compresible no viscoso, ecuaciones de movimiento: ecuación de continuidad, ecuación de estado, ecuación de velocidades, ecuación calorimétrica, significación de la perdida de carga, caso de un fluido real con fuerzas de rozamiento. Condiciones de aplicación de las ecuaciones de los fluidos no compresibles. RESISTENCIA Definiciones y Unidades; relaciones entre las diferentes unidades, otras definiciones, resistencias prácticas, nomogramas para diferentes tipos de vías subterráneas, valores prácticos de resistencia: Mina la Chapa, Samacá, El Uvo. Resistividad, Orificio Equivalente, Grados de dificultad en la ventilación, Relaciones entre Q, H y Ω; Escalas métrica y logarítmica (representación); Densidad el aire, Valores prácticos de abertura (Ω) equivalente en las minas de Acerías Paz del Río, Mina la Chapa, Mina Samacá, Mina Caliza, Mina El Uvo. MEDIDAS DE VENTILACIÓN, 64 Instrumentos para la medición de velocidades, medidas de presión, medidas de presiones absolutas, determinación de presiones absolutas bajo tierra, medidas de presiones diferenciales, aparatos complementarios. Medida de secciones. CAPITULO IV VENTILACIÓN NATURAL Definición: Método deductivo para definir las ecuaciones de la ventilación natural: Sistemas de ventilación 51 Ventilación en bucle y en diagonal, entrada de ventilación en el techo o piso del yacimiento, ventilación ascendente y descendente: grado de empolvamiento, costo de los diferentes tipos de ventilación. Ventilación principal, ventilación natural

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Influencia en ventilación por método explotación, ventilación U en avance y en regreso, Y en avance y en regreso ventilación en Z en avance y en regreso, consideraciones de otros tipos de ventilación al techo y al piso del yacimiento.

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Repartición de la corriente de aire, movimiento del aire con peso especifico constante, elementos en serie, elementos en paralelo, perdida de carga en un nudo, perdida de carga entre dos nudos, red con varias entradas y varias salidas, red cualquiera: ecuaciones de nudo (primera ley de Kirchoff) ecuaciones de las mallas (segunda ley de Kirchoff). Distribución de la ventilación de una mina por computador 69 Levantamiento de los datos de la red de ventilación, medición de la red: personal, aparatos, libretas, planos. Proceso de las mediciones. Mediciones de secciones y longitud de vías, mediciones de velocidades, temperaturas y flujos, mediciones de presión por el sistema de paso peregrino. Balanceo y correcciones de las mediciones en una red de ventilación: balanceo de flujos, correcciones de mediciones depresión y resultados. Programa de ventilación Acerías 83 Descripción del programa de ventilación de Acerías Paz del Río. Cálculo iterativo de los flujos de ventilación en la red. Teoría de las redes malladas. Datos de entrada: clases de tarjetas: K11, K12, K13, K14, K15, K16, K17 K03. Explicación de cada una de las tarjetas. Orden de las tarjetas. Entrega de resultados (out-put). Ejemplo de entrada de una mina al computador: Otro programa. CAPITULO V VENTILADORES PRINCIPALES

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Ventiladores principales en superficie, diversos tipos de ventiladores. Ventiladores centrífugos, ventiladores helicoidales, características teóricas. Curva H= F (q, curva de potencia W= f (0); curva de rendimiento p= (Q); características practicas: potencia absorbida, rendimiento, instalación de un ventilador sobre el túnel de salida o entrada, requisitos de una instalación. Estudio de una instalación: proyecto de una instalación de ventilador principal Mina El Uvo. Anexo 13 CAPITULO VI DISPOSICION PRÁCTICA DE LA CORRIENTE DE AIRE 99 Secciones independientes, circuitos y corrientes diagonales, puertas de ventilación, cortinas de ventilación CAPITULO VII VENTILACION AUXILIAR 104 Metas que debe atender, flujos necesarios, efecto de la ventilación soplante, efecto de la ventilación aspirante, combinación de la ventilación soplante-aspirante, ventiladores auxiliares, control en le flujo de ventiladores auxiliares, mediante el empleo del tubo pitot, método de las coronas concéntricas de igual superficie, tuberías, pérdida de carga en tuberías, Pérdidas en canales, escogencia de un ventilador auxiliar para un frente ciego y adopción del diámetro de la tubería. CAPITULO VIII COSTOS DE LA VENTILACION PRINCIPAL Y AUXILIAR

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Concepto de costos para la ventilación principal y auxiliar, datos de la ventilación principal, datos de la ventilación auxiliar, costos de la ventilación principal, costos de la ventilación auxiliar, organización, necesidades y costos de equipo, costos diarios de energía: consumo según tipo de ventilador, datos, otras consideraciones de importancia: índice de ventilación. BIBLIOGRAFIA

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PROLOGO El presente Texto fue desarrollado como fruto de la experiencia del autor en el campo de la ventilación en diferentes minas del país: minas de Carbón, Hierro. y Calizas de la Empresa Acerías Paz del Río; en Amagá, departamento Antioquia, en la empresa Industrial Hullera, en Cúcuta, departamento de norte de Santander, en la minas de carbón de minas Maturín Ltda., otras minas del departamento en la empresa Carbonorte, hoy liquidada y como docente en la preparación de un programa de estudios en Ventilación de Minas, dirigido a estudiantes de Ingeniería de Minas de la Universidad Nacional de Medellín, UPTC y UFPS, en la formación de los futuros ingenieros con conocimientos de ventilación, para que se apliquen en su experiencia. Me movió a realizarlo el hecho, de que mi tesis para optar el grado de Ingeniero de Minas, era eso, una Tesis de Grado, entonces decidí complementarlo con ejemplos de mi experiencia en las diferentes minas colombianas y en los túneles de Chingaza del acueducto de Bogotá, con problemas de ejemplo que fueron adquiridos de la práctica, en el campo de las minas y de la docencia. Pensé que con este texto podía ofrecer al estudiante de ingeniería de minas, al ingeniero y al técnico, una herramienta práctica en la problemática de la ventilación de las minas; sobre todo, hoy, cuando tenemos minas que por una u otra razón abundan en problemas de ventilación, a causa del metano y de las necesidades de aire, aparejados a su magnitud y su profundidad. Lo anterior, hace más compleja la solución de problemas técnicos de ventilación en estas minas, por estos factores: desgasificación y profundidad. Espero que este texto sea de utilidad al lector. En este mundo, hoy globalizado que se ve convulsionado por la crisis energética y por el auge de los me tales preciosos por la siempre “fiebre del oro”, fenómenos de los cuales nuestro país no es ajeno, por la reciente crisis del carbón en el mundo por los cambios de políticas de producción de carbón en la China, nuestro país está mirando hoy su presente panorama minero, con nuevas perspectivas e exigencias en las reglamentaciones, en la seguridad, en la fabricación de ventiladores y tuberías para la conducción del aire a las minas, en el empleo de nuevos y sofisticados aparatos para la medición de los gases, unas veces originados por el yacimiento y otras por el método de explotación, que hacen necesario estimar cálculos de los caudales de ventilación. Esto nos induce a que la industria de los minerales y a quienes los consumen interna y externamente investiguen y promuevan compras de ellos en las minas que los produzcan y que se certifiquen los requisitos “ de mineral limpio” en la producción de las minas bien ventiladas, que aseguren el trabajo de medio ambiente y seguridad de ellas, con la expectativa de producciones que garanticen las necesidades del mercado, hacia nuevas minas que se planifiquen a futuro con producciones que hagan rentable este negocio. A decir la verdad, a nuestro país no le sirven esas minas pequeñas, de escasa producción- entre 200 a 3.000 toneladas mensuales- sino minas con buena producción que se ocupen seriamente de los problemas de medio ambiente, seguridad y buena ventilación, como garantía a la salubridad y a la vida de los trabajadores. Si lo anterior es así, somos conscientes que todavía se debe aportar mucho a esta industria, y son los nuevos ingenieros de minas quienes deben tener en cuenta el conocimiento de esta herramienta de ayer, la que aquí presento, para continuar dialogando con el empresario minero de hoy; cómo se hacía ayer y cómo se debe hacer hoy, ya que ambos coinciden en el pensamiento de sus economías y costos, en razón a que los precios del carbón, en razón a que sus utilidades siguen son reducidas. Aparejado lo anterior, a que el Estado sigue siendo laxo en las exigencias de una seguridad minera no acorde con la época. Lo que si no debe perderse de meta, es que el correcto empleo de la ventilación de una mina da al Productor y al Inversionista una seguridad suficiente en el empleo de su personal, de su mina y de su capital, porque reduce o elimina los riesgos de catástrofes y accidentes bajo tierra. Por otra parte, el buen aspecto de una correcta seguridad minera, con una adecuada ventilación en los trabajos produce, además, del buen rendimiento del obrero, una buena Imagen Corporativa del empresario y de su empresa, tanto al interior del país como en el exterior.

Con frecuencia he escuchado que los costos para obtener una buena ventilación no hacen rentable el negocio de la minería, sobre todo la del carbón, porque se encarece su producción. Esto fuera cierto si la ventilación de las minas fuese un adorno innecesario. Pero no es así. Hemos sido testigos de grandes tragedias, con muchos obreros muertos, de muchas viudas y de niños huérfanos que han llenado de relatos los periódicos y las revistas, de nuestro país. Todavía siguen ocurriendo estos eventos desagradables, no sólo aquí, sino en muchas partes del mundo. Se sabe que al que trabaja en las labores subterráneas hay que llevarle un caudal de aire, determinado, necesario y suficiente, que sea capaz de diluir gases tóxicos y explosivos a niveles permisibles, así como, de permitir la respiración de la gente que trabaja en las labores bajo tierra, buscando que se reduzca la temperatura del aire, especialmente en minas profundas y aún en minas de poca profundidad por carbones de elevado factor de oxidación y alta humedad del aire como se tienen en Colombia. Las anteriores consideraciones sirvieron al autor para la realización de este texto. Los conceptos que se complementaron y compilaron en él, por el contrario trataron de no dejar de lado algunos criterios teóricos. Por ello se procuró llevarlos al campo de la práctica para lograr su aplicación, como lo hacen otros textos de ventilación que se consultaron. Este texto consta de ocho capítulos que hablan sobre el tema de la ventilación de las minas, deseo motivar al lector con una introducción que le deje ver a éste la importancia del tema y de la gestión que debe esperarse al proyectar una mina con una buena ventilación. En el capítulo I se trata sobre el aire en las minas y su composición en cuanto a gases se refiere; la aplicabilidad de este asunto debe centrarse, en otros puntos de importancia como el Valor Límite Permisible- VLP, de cada gas nocivo y la forma de registrarlo y hacer su detección. El capítulo II trata la Humedad y Temperatura del aire, así como también la influencia de los factores del clima subterráneo en el cuerpo humano; conocimientos estos que siguen inquietándonos por la profundización de nuestras minas a niveles inferiores, como los casos de muchas minas colombianas en Boyacá, Cundinamarca, Antioquia, Norte de Santander y aun en el Valle del cauca, donde la minería del carbón ha perdido su importancia, por el cierre y agotamiento de varias minas. El capítulo III toca el tema de los Cálculos de Ventilación, matemática que deber ser tenida en cuenta para obtener valores reales y cercanos a los caudales necesarios de aire, así como también valores prácticos de resistencia, obtenidos como, resultado de la utilización de un NOMOGRAMA, herramienta, que se emplea, en los cálculos por computador, en lugar de la presión de cada vía y su caudal. Las medidas de ventilación con instrumentos como: barómetros, anemómetros, psicrómetros, manómetros, tubo en U, tubo pitot, mangueras y otros, que nos permitan realizar los cálculos con los valores medidos. El capitulo IV contiene diversos diagramas que permiten hacer un recorrido de la ventilación y la incidencia de cada uno de ellos en los problemas de explotación. Diagramas o sistemas de ventilación en “U”, “Z” y “Y”, en avance y retroceso, ventajas y desventajas. Ventilación natural y su influencia en nuestras minas de montaña. Repartición de la corriente de aire, aplicando los criterios de las leyes de Kirchoff. Al final, como se menciona en el párrafo anterior, se maneja la situación de los caudales de aire, presiones y valores de resistencia de una mina para su almacenamiento en el computador digital en futuras planeaciones y otros usos. En el capítulo V se tocan aspectos de la ventilación principal y las características técnicas en el del trabajo de un ventilador, en relación al circuito de ventilación (abertura equivalente y resistencia total en el circuito de una mina). Igualmente se dan algunos consejos sobre los requisitos que deben ser observados al hacer una instalación de un ventilador principal. Las disposiciones sobre la distribución de la corriente de aire, como puertas de ventilación, reguladores y cortinas, así como las dimensiones de puertas se tratan en el capítulo VI.

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Los capítulos VII y VIII tratan sobre la ventilación auxiliar, efectos de la ventilación soplante y aspirante; ventiladores para vías de ventilación auxiliar (vías ciegas), escogencia del tipo de ventilador de acuerdo al empleo de Nomogramas; tuberías y pérdidas de aire en un canal, además de algunas consideraciones de costos e inversiones que deben ser tenidas en cuenta al planificar la ventilación principal y auxiliar de una mina. Y por supuesto, en el capítulo octavo, se trató el asunto de los costos que inciden en la ventilación principal y auxiliar. En la mayoría de estos capítulos, el autor trató de presentar ejemplos y problemas, al lado de lo que sucede en los Proyectos de Ventilación cuando se hace necesario desarrollar un nuevo esquema de ventilación cuando surgen nuevas tareas en las necesidades de aire. Finalmente deseo expresar mis más sinceros agradecimientos a la Rectoría de la UPTC, a la Decanatura de Ingeniería en Sogamoso y al Director de la Escuela de Ingeniería de Minas, Ingeniero Luis Alejandro Fonseca, quien hizo posible que este Texto saliera del anonimato, como lo estuvo la Tesis de grado del suscrito, por más de 30 años. También sigo recordando a mi dilecto amigo el Dr. Diego Cardona, hoy fallecido y quien hoy, a pesar de estar ausente, me inspiró a realizar este texto. El doctor Cardona durante su tiempo, en vida, me prestó toda su colaboración y atención en el desarrollo de la famosa tesis de grado que me sirvió de base para realizar este texto, colaborando por intermedio de Acerías. Al doctor William Botero Suárez, quien con su experiencia y conocimientos me dio directrices y metodología que aun aplico para convertir la famosa tesis de grado en Texto. Recuerdo con mucha gratitud al doctor Gustavo Jaramillo, también hoy fallecido, quien desde el principio creyó en que el trabajo que utilizó el suscrito para dictar en el año 1975, un curso de 40 horas de la materia Ventilación de Minas, a estudiantes del quinto al décimo semestre de Ingeniería de minas de la Escuela de Minas, Universidad Nacional de Medellín, podía servir como Tesis de Grado para optar el título de Ingeniero de Minas. Me atrevo a pensar que si Gustavo, aun viviera, me diría hoy, porque demoré tanto para convertir esa tesis en libro. También agradezco al Ingeniero Héctor Naranjo, colega y colaborador de la mina Samacá a quien invité, para que se graduara conmigo, utilizando “la famosa tesis” y a quien no le he pedido permiso para convertirla en Texto. Si él me lo negara, que estoy seguro que nó, le contestaría: “Volvámonos a graduar con una tesis, como inicialmente lo quisimos hacer, con un trabajo sobre Hornos de Colmena, en la mina Samacá, para la coquización de carbones”. A muchas personas que me han acompañado en mi vida; a ellas más que a nadie, también, les agradezco el haberme ayudado y dado su tiempo que yo les negué ayer y hoy, y a quienes estoy reconocido como a Adelaida, hoy fallecida, y a Nelly quien hoy me acompaña, grandes mujeres; a mis hijos grandes y pequeños quienes saben de este afán para convertir este sueño en realidad. También agradezco a mis estudiantes de ingeniería de la UPTC, del 2004 hasta 2006, quienes me sirvieron de “conejillos de indias”, para realizar este experimento, que hoy lo presento a la Universidad Pedagógica y Tecnológica de Colombia UPTC, como un texto de consulta para Estudiantes y Profesores. Gracias a Dios por haberme brindado esta oportunidad de servir a la comunidad y a mis lectores por consultar este texto. Del Autor.

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INTRODUCCION Importancia de la ventilación Para poner en evidencia la importancia de la ventilación en la explotación de minas, existe la costumbre de comparar el peso del aire circulante en los trabajos mineros con el de los minerales extraídos; el peso del aire es generalmente muy superior. El pese del aire, en el conjunto de las carboneras francesas, era en 1960, igual 7,5 veces el tonelaje extraído. En Colombia, en minas como la Chapa, en el año 74, fue de 3 veces s la producción explotada En cifras totales el consumo de energía para la ventilación es ciertamente importante. Para el conjunto de; es carboneras francesas el consumo medio de electricidad en los ventiladores principales fue en 1960 de 3.9 Kwh. por tonelada neta; este consumo varia sensiblemente de urna mina a la otra y en algunos grupos mineros ella sobrepasa de 6kwh/t. En la mina La Chapa de. Acerías Paz del Río se tiene un consumo de 5 Kwh. por tonelada bruta de carbón. Los gastos de energía no representan más que una fracción del costo de la ventilación; es necesario igualmente tener en cuenta la amortización y el mantenimiento de los ventiladores, trabajos de distribución de la corriente de aire, mano de obra de la supervisión y control. En e total de los gastos imputados directamente a la ventilación en Francia es del orden de 0.60 NF/t; costo promedio de todo el conjunto de las carboneras francesas, o sea alrededor de 1% del costo total. En la mina La Chapa de Acerías Paz del Río, teniendo en cuenta amortización: del equipo y energía, se tienen unos costos de ventilación para 1500 toneladas de producción de $ 0.69/ton. Un costo global que tenga en cuenta factores que se anotan comienzo de este párrafo, alcanzaría una cifra de $ 3.50/ton. El costo de la ventilación no es entonces despreciable merece que se le tenga en cuenta para controlarlo, pero él no da más que una idea muy fragmentaria de la importancia de esta operación en la explotación y de su incidencia en los costos totales. Es frecuente en efecto que para asegurar un flujo suficiente de aire en todos los frentes de trabajo sea necesario dar e las vías de acceso (transversales, bajadas, tambores y galerías dimensiones muy superiores en las que exigiría el transporte de personal y de material y la evacuación de los productos. A menudo quien explota se ve obligado a ejecutar obras mineras especiales, tales como: Tambores, Transversales y aún en los Pozos de ventilación. En la mayoría de los casos la armazón de la mina está determinada por las exigencias de la ventilación. Si entonces se imputase a la ventilación todos los trabajos mineros que su realización hace necesarios, se llegaría a relaciones de aire muy superiores a los ya anotados anteriormente. Existen también cases de minas ya abiertas, en donde de vez en cuando se llegue a un manto con contenido de metano, donde la concentración de los trabajos, por el aumento de la velocidad de avance de los frentes deben ser limitados por la imposibilidad que se encuentra en hacer circular un flujo de aire suficiente que haga bajar el contenido de grisú a cantidades aceptables. La producción debe ser algunas veces disminuida, incluso suspendido temporalmente, porque la ventilación es insuficiente. En este caso la ventilación viene a ser el cuello de botella de la explotación de la mina. Si entonces se imputan a la ventilación, todas las pérdidas de producción, donde la falta de ventilación puede ser la causa, su incidencia en la economía de la explotación llega a ser considerable. Su influencia en la higiene y la seguridad es evidente, Ella es particularmente indispensable en las minas con grisú, donde la dilución del CH 4 por la corriente aire constituye el medio de lucha más eficaz centra las explosiones, y en las minas prefundas, donde una buena ventilación es necesaria para mantener una temperatura que sea soportable. En fin es necesario anotar que las dificultades encontradas en el establecimiento de una ventilación conveniente irán en aumento, de una parte, por el aumento de la profundidad media en los trabajos, y de otra parte la, por la concentración y aumento de velocidades de avance, que hoy son posibles por los progresos obre ratos en las técnicas de arranque y sostenimiento. Para sacar el máximo de provecho a estos progresos, es importante no estar limitado por una ventilación insuficiente.

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PROBLEMA Para la resolución del siguiente tipo de problemas, sugerimos utilizar las siguientes fórmulas que son bastante aproximadas si no se dispone de un barómetro, para calcular las siguientes variables: Presión barométrica [pbarométrica] (Unidad: mm. de Hg.) Peso específico del aire [ω] (Unidad: Kg./m3)

FORMULAS

pbarometrica = 760 *´(1 −

ω=

0.0065 * h 5.255 ) 273 + t s

0.455 * pbarometrica 273 + ts

1. Cuál será el índice de ventilación de una mina cuya producción de carbón es de 3.000 toneladas por día, sabiendo que el caudal de aire que sale por el ventilador principal es de 6.000. Si el sitio donde está ubicada la mina está localizado a una altura de 2800 metros sobre el nivel del mar. Las temperaturas seca y húmeda promedias de la mina, son: ts=24 ºC; th= 20ªC.

pbarometrica = 760 *´(1 −

ω=

0.0065 * h 5.255 ) = 545.120 mm Hg. 273 + t s

0.455 * 545.120 = 0.835Kg / m3 273 + 24 3

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Peso del aire que sale por el ventilador en 24 horas = Q (m /min.)*ω(Kg./m )x60min*24horas/1h*1 día =1.440Q

* ω (Kilogramos de aire/día)

= 1,440*Q*0.835/1000 (ton. aire/día) = 1.440*6.000*0.835= 7.214tons aire/día Indice de ventilacion (I ) =

Peso de aire que sale de la min a 7.214 = = 2.4 produccion de min eral en 24 horas 3.000

Es decir, que por cada tonelada de carbón producida se están entrando a la mina 2.4 toneladas de aire. En este problema se ve que si queremos mejorar este índice, es necesario entrar más aire a la mina o extraer menos carbón por día.

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COMO SE PRESENTAN LOS PROBLEMAS DE VENTILACION? Un problema simple que se presenta de una manera permanente, es el de la supervisión y control de la ventilación. Se trata de medir en diferentes puntos de la mina las características de la corriente de aire: velocidad, flujo, presión de los puntos de empalme, concentración de sustancias perjudiciales (gases nocivos). Para esto es necesario disponer de aparatos y de métodos convenientes de medida. Otro problema más complejo consiste en buscar cuáles deben ser las modificaciones que serán necesarias introducir a las instalaciones, configuración de los trabajos mineros y de los ventiladores, ya sea para remediar una insuficiencia de la ventilación, ya sea para adaptar la ventilación a una nueva situación de la explotación. Este problema no es en principio diferente al de 'Proyectar la ventilación, que consiste en determinar las disposiciones que permiten asegurar una ventilación conveniente en un frente de explotación futuro, sobre el cual se fijan a priori las características de ventilación. En un caso como en el otro, es necesario saber en - primer lugar, cuáles son los flujos de aire necesarios en rada frente de trabajo para tener en cuenta las diferentes causas de polución y de calentamiento de la atmósfera También es necesario entrar a prever inmediatamente sobre cuál sería la repartición de los flujos entre los diferentes tajos de explotación en función de diferentes parámetros, como la configuración de los trabajos mineros y características de los ventiladores, a fin de escoger aquellos que cumplan con las tareas necesarias de caudal de aire. El establecimiento de esta previsión exige el conocimiento de: a) Las características de los diferentes elementos de la red de ventilación; ellas pueden ser estudiado en un nomograma, o tomadas de elementos análogos de una mina existente; b) Las características de los ventiladores disponibles en la marcha, En fin es necesario disponer de un método y medios de cálculo. OBJETO DE LA VENTILACIÓN – CONCLUSION La ventilación tiene por meta mantener en la atmósfera de la mina una composición una temperatura y un grado de humedad compatible con la seguridad, la salud y el rendimiento del personal, Lo anterior es indispensablemente necesario para: a) b) c)

Asegurar la respiración del personal minero Diluir los gases nocivos de la mina, en particular el grisú, Reducir la temperatura, especialmente en las minas profundas.

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CAPITULO I: EL AIRE EN LAS MINAS Generalidades El aire atmosférico normal consta de 21% de oxigeno y 78% de nitrógeno, en volumen, Contiene además. Gas carbónico, gases raros, vapor de agua en porcentajes variables. La composición del aire atmosférico normal (seco) es: N2 02 CO2 Argón Otros gases

78% 20,86 0.20% 0.93% 0,01%

Vol. " " " "

Vapor de agua 0.05% hasta 4%, en promedio 1%, este porcentaje no influye en la relación oxigeno nitrógeno. Fuera de estos componentes normales el aire de las minas contiene otras impurezas que son provenientes de: -

Humos y gases de voladuras Gases de las mismas formaciones Polvo proveniente de las labores mineras

Los principales contaminantes del aire son: monóxido de carbono (CO), gas carbónico (CO 2), metano (CH4), gases nitrosos (NO + NO2), anhídrido sulfuroso (SO2), los polvos de rocas y en los casos de los minerales radioactivos, el Radon y el Torno que son los isótopos radioactivos, de vida corta, provenientes de la desintegración de los isótopos de radio pertenecientes a las familias de actinio y del torio. Estos componentes del aire pueden representar un peligro, tanto por su propia nocividad como por la disminución de oxigeno que ocasionen. Teniendo en cuenta los gases frecuentes en las minas de carbón, hierro y calizas, como son: el CO, CO 2, CH4,( NO + NO2), los estudiáramos desde el punto de vista de su peso especifico respecto del aire, algunas propiedades físicas y químicas, efectos fisiológicos de acuerdo al grado de concentración, limite permisible en la corriente de ventilación de la mina, su origen en los trabajos subterráneos y los aparatos que nos permiten descubrirlos y medirlos. Por ser el O 2 y el N2, componentes principales del aire atmosférico comenzaremos la parte de estudio, adicionalmente con ellos. Antes de estudiar en forma detallada los gases mas frecuentes en la minas, proponemos al lector estudiar la siguiente “carta de gases” más frecuentes en las minas, para que se vaya adaptando a la situación de estos en las minas y los vaya conociendo desde algunas características importantes. A la final del estudio de los gases, complementaria a esta tabla estamos presentado otra tabla con el resumen de las características de los gases, que puede servir al lector para que con ellas se tenga una noción resumida de esta problemática

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TABLA 1: CARTA DE GASES CARACTERÍSTICA

METANO

MONOXIDOI DE CARBONO

ACIDO SULFHIDRICO

GAS CARBONICO

NITROGENO

OXIGENO

FORMULA QUIMICA

CH4

CO

H2S

CO2

N2

O2

0.555

0.967

1.191

1.5291

0.967

1.105

*

*

*

0.03

78.10

20.93

SI

SI

SI

NO

NO

NO

¿ES SOPORTE DE LA COMBUSTION?

NO

NO

NO

NO

NO

SI

¿ES VENENOSO?

NO

SI

SI

NO

NO

NO

¿COMO SE DETECTA?

LAMPARA DE SEGURIDAD MULTIDETECTOR

MULTIDETECTOR ANALISIS QUIMICO

MULTIDETECTOR ANALISIS QUIMICO TUBO DE CONTROL

ANALISIS QUIMICO LAMPARA DE SEGURIDAD

ANALISIS QUIMICO LAMPARA DE SEGURIDAD

ANALISIS QUIMICO MULTIDETECTOR LAMPARA DE SEGURIDAD

RANGO EXPLOSIVO EN EL AIRE

5 A 15%

12.5 A 73%

4.3 A 46%

NINGUNO

NINGUNO

NINGUNO

TEMPERATURA DE IGNICION EN ºC

593 a749

593

371

NINGUNA

NINGUNA

NINGUNA

ORIGEN

Ocluido en el carbón y mantos de arcilla; Descomposición de materia vegetal en el agua

Combustión incompleta; Fuegos de mina; explosiones de metano y en voladuras con dinamitas

En aguas de mantos de carbón; en formaciones de sal líneas de tubería tuberías en lugares pobremente ventilados

Combustión completa; pequeñas cantidades son encontradas en forma natural en el aire

Es encontrado en forma natural en el aire; la oxidación de carbón libera nitrógeno

Se encuentra naturalmente en el aire

¿CUAL ES EL EFECTO SOBRE LA VIDA?

Causa la muerte por sofocación si es respirado en altas concentraciones; el efecto pasa al refrescarse en aire limpio de de metano

0.10% en el aire causa un colapso completo; excluye el oxigeno de la sangre

0.07% causa la muerte en una hora; muy venenoso; destruye el nervio del olfato

Causa la muerte por sofocación; reemplaza el oxigeno de la sangre; respiración difícil

Causa la muerte por sofocación; reemplaza el oxigeno de la sangre

Necesario para la vida

GRAVEDAD ESPECIFICA INCIDENCIA EN EL AIRE % ¿ESCOMBUSTIBLE?

1.1 OXIGENO Gás incoloro, inodoro e insípido Formula: O2 Peso específico: 1.11 (respecto al aire) 1.1.1 Efectos fisiológicos En las siguientes concentraciones en el aire produce en el organismo humano los siguientes efectos: De 21-18% Ritmo de respiración normal De 18-12% Aumento del ritmo respiratorio. Aceleración del pulso

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De 14-9% Aceleración notable de la respiración y del pulso, respiración intermitente, cianosis, vomito, astenia. De 10-6% Excitación con cianosis intensa, síncopes llegado hasta el estado de coma, respiración superficial y rápida terminando en el espasmo respiratorio. Concertaciones tan bajas se resisten únicamente durante muy cortos periodos de tiempo. De 5-3% Muerte en poco tiempo. 1.1. 2 LÍMITE PERMISIBLE: Por debajo de una concentración del 18% debe cerrarse el frente de trabajo a la operación del personal. 1.1.3 CAUSAS DE REDUCCIÓN Se resume en las siguientes: - Absorción por el carbón. Ej. oxidación de la pirita y del mismo carbón. - Respiración de los hombres y animales - Mezcla del aire con diversos productos gaseosos preexistentes. Emisión continua, desgasificaciones instantáneas, voladuras, explosiones del grisú o polvos del carbón, incendios. - La extensión de los frentes de trabajo y la velocidad del aire, a través de ellos, influye sobre la absorción de 02 por el carbón. - El tenor se disminuye más en as secciones donde el aire está quieto o es lento. Cuando la velocidad es débil, por ejemplo, en los trabajos abandonados o en recuperación no es rara una disminución del 1% en 02. - La cantidad de personal y la intensidad del trabajo influyen sobre el consumo de aire, por respiración. Según el trabajo realizado, un hombre consume de 0.25 a 2.5 lt/min. de 02, aspirando de 7 a 60 lts/min. de aire y expulsando de 0.2 a 2.4 lts/min. de CO 2. 1.1.4

APARATOS DE DETECCIÓN Y MEDIDA.

Con la lámpara de seguridad se puede efectuar cualitativamente la deficiencia de 02 de la atmósfera bajo tierra. Cuando la atmósfera se empobrece de oxígeno en presencia del grisú o de algunos gases combustibles la llama inicialmente se eleva, se dice que busca el oxígeno, se vuelve rojiza y luego se empequeñece para apagarse cuando la concentración en volumen de oxigeno tiene un valor de 16.25%. Ver explicaciones en Fig. 1 y 2, Anexo 5. Con el medidor de oxígeno, u oxigenómetro también puede detectarse cuantitativamente la disminución de oxigeno en cualquier atmósfera de trabajo. El funcionamiento de este aparato está basado en el siguiente principio: se produce una reacción química en la celda del aparato, por medio de un catalizador, y de acuerdo al contenido de oxigeno en el aire, esta reacción será más o menos fuerte y producirá una variación de la resistencia eléctrica de la resistencia eléctrica , permitiendo el paso de más o menos corriente, de manera que la corriente que circula a través del miliamperímetro es proporcional al contenido de oxígeno en la atmósfera. Esta función es realizada hoy con el Multidetector, aparato que puede realizar en poco tiempo las funciones de detectar el contenido de Oxígeno (O 2) de una atmósfera, concentración de Monóxido de Carbono (CO), Metano (CH4) y Acido Sulfhídrico (H2S). Particularmente el Oxigenómetro consta de las siguientes partes: 1. Un miliamperímetro graduado en % en volumen de 02, 2. Una celda de reacción cuya resistencia depende del con tenido de oxigeno en la atmósfera que se esté midiendo 3. Un interruptor de botón para cerrar el circuito de medición, 4. Una batería de mercurio de 5.6 voltios, la cual suministra la corriente necesaria para real izar la medida

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FIG. 1 CIRCUITO ELECTRICO DE UN OXIGENOMETRO

1. 2 NITROGENO: Gas incoloro, inodoro e insípido, químicamente inerte Fórmula: N 2 Peso específico: 0,97 (respecto del aire), 1.2.1 EFECTOS FISIOLOGICOS: No tiene ninguna acción química durante la respiración. Su peligrosidad radica en que su aumento disminuye el O2 a porcentajes peligrosos para la vida del hombre. 1.2.2.1 ORIGEN DE LOS TRABAJOS Su aumento en la corriente de ventilación de las mismas se debe a la putrefacción de materias orgánicas y en el trabajo con explosivos. También se presenta en el desprendimiento por las rocas y cartones. En las minas de potasa y algunas de carbón de Alemania, el grisú contiene hasta un 40% de Nitrógeno. En 1894, en hulleras de Lens (Francia), se comprobó en una arenisca cavernosa, un flujo de N 2 casi 3 punto con un caudal de 200m /día durante 6 meses. 1.3

MONOXIDO DE CARBONO

Gas sin color, sin sabor, ni olor. Debidamente soluble en el agua. Toxico y combustible; combustible cuando su contenido es de 13 – 75% y por el calor a la llama se inicia la oxidación del CO Formula: CO Peso específico: 0.97 (respecto del aire). 1.3.1 EFECTOS FISIOLOGICOS Es un gas bastante venenoso que tiene mucha mas afinidad por la hemoglobina de la sangre que el oxígeno, (200-300 veces más) formando la carboxihemoglobina, reduciendo en esta forma el aporte de oxigeno a los tejidos según su concentración y según la siguiente ecuación: Hb O2+CO ↔ HbCO+O2 El efecto inmediato del CO es comparable al de un anestésico suave. Con relación al CO se han realizado 2 tipos de estudio: a) El primero relacionado al efecto fisiológico ocasionados por la presencia del CO. b) El segundo, a los efectos sobre los individuos que permanecen en forma prolongada en atmósfera de CO. TALES ESTUDIOS PUEDEN OBSERVARSE CON BASTANTE AMPLITUD EN EL ANEXO 5, FIG. 3: EFECTO DEL MONÓXIDO DE CARBONO EN EL HOMBRE EN FUNCIÓN DE LA CONCENTRARON EN LA SANGRE FIG. 4: EFECTO DEL MONÓXIDO DE CARBONO EN EL HOMBRE EN FUNCIÓN DE LOS TIEMPOS DE EXPOSICIÓN.

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La rapidez en la presentación sucesiva de los síntomas típicos y el advenimiento de un desenlace fatal fuera de la sensibilidad en cada individuo y se si estado de salud, dependen también en menor grado, de la temperatura, humedad y movimiento del aire. El peligro del CO radica principalmente en que el individuo aun consciente puede notar en su organismo un cierto estado general de intoxicación, pero la debilidad que presenta le impide retirarse de la zona de peligro, por si mismo. Los primeros auxilios deben limitarse al suministro de oxigeno. 1.3.2 EL TENOR DE CO EN LA CORRIENTE DE VENTILACIÓN DE LOS TRABAJOS MINEROS DEPENDE DE LOS REGLAMENTOS DE CADA PAÍS. El reglamento Decreto 1335 para las Labores Subterráneas establece que el CO tiene como limite máximo permisible 0.005% en volumen de CO o sea 50 p.p.m (p.p.m= partes por millón). 1.3.3

ORIGEN DE LOS TRABAJOS MINEROS

Las fuentes de monóxido pueden ser ocasionadas por los siguientes agentes: a) Explosivos: los explosivos al ser detonados desprenden humos constituidos principalmente por CO y peróxidos de nitrógeno (N2O). b) Motores Diesel (locomotoras, transcargadores): como todos los motores de combustión desprenden cantidades más o menos importantes de CO. Los factores que intervienen en mayor o menor grado son: el motor propiamente dicho, la inyección del combustible, los elementos componentes de los combustibles lubricantes, las condiciones de trabajo. c) Incendios, Explosivos de Grisú y Polvo de carbón. Todas estas situaciones pueden originar grandes y variables cantidades CO. d) Oxidación lenta del carbón. Que depende de: la composición de las cenizas del carbón; la alúmina y la sílice tienden a retardar la oxidación; el Na2CO3, CaO y los minerales de hierro tienden a acelerarla, La oxidación de la pirita en presencia de humedad libera calor y aumenta el volumen de los gases en las fisuras de las partículas de carbón, incrementando así, la superficie de oxidación. Lo mismo ocurre con el azufre. e) La concentración de oxígeno en el aire ambiente y por consiguiente la ventilación; la velocidad de oxidación es proporcional a la presión parcial de oxígeno. El incremento de la temperatura favorece considerablemente la velocidad de oxidación 1.3.4

APARATOS DE DBTECCION Y MEDIDA

La peligrosidad de este gas exige una detección rápida y precisa de los bajos porcentajes. De esto se distinguen diversas clases de aparatos que se dividen así: 1.3.4.1 APARATOS PORTATILES DE INDICACION INMEDIATA Son aparatos esenciales para la protección del personal contra CO, pero mientras unos efectúan la medición por el cambio de coloración del elemento reducido, otros lo hacen por el calor desprendido en la oxidación, se describen así: A) Aparatos Colorimétricos: a) Bomba Drager 19/31 y tubos de Control b) Aparato Cerchar - Mont-Luzón Siebe Gorman: similar al Drager, pero es un aparato más incomodo. d) Indicador Calorimétrico de Paladio, cuyo límite inferior de medición es de 0,1%. B) Medidores calorimétricos: a) Medidor a base de hopcalita (mezcla de MnO2 y CuO, catalizadores de muchas reacciones. CO + 1/2O2 + CATALIZADOR = CO2 + 68 calorías Permite detectar porcentajes de CO del orden de 0.002%, la precisión alcanza hasta 0.005 b) Detector Maknil de funcionamiento similar al de la U.R,S.S, con limites de utilización de 0,002% a 0.02% con precisión de 0,02%

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1.3.4.2 APARATOS MUY SENSIBLES Y DE GRAN PRECISION Analizadores infrarrojos hasta de 2 partes por millón. 1.3.4.3 APARATOS Y METODOS DE MEDICION EN EL LABORATORIO a) Combustión por calentamiento del CO en tubo de - cuarzo. El CO2 formado es absorbido en agua de barita. Mediciones desde 50 a 10.000 p.p.m. b) Oxidación por el pentóxido de yodo. La medición se efectúa: c) Ya sea sobre el 12 por el tío sulfato. d) Ya sea sobre el CO2 por el cambio de conductibilidad del CO2 formado, pasando por una solución de titrisol (NaOH). Este tipo de aparato es llamado ULTRAGAS y es fabricado por la casa W hösthof de Alemania, también se conoce con el nombre de aparato Wösthoff, consultar ANEXO 3.- DESCRIPCION DEL EMPLEO DEL APARATO WHÖSTHOFF, PARA EL ANALISIS DE CH4, CO2, CO.

e) Oxidación por diferentes oxidantes titulando el CO2 re cogido por métodos volumétricos. f) Método de la sangre. Método especializado característico del CO complicado y recomendable sólo para expertos. 1.4. GAS CARBONICO Gas sin color, inodoro con un sabor ligeramente ácido, se disuelve bien en el agua, no es tóxico, sino más bien asfixiante. • Fórmula: CO2. * Peso específico: 1,53 respecto del aire. 1.4.1 EFECTOS FISIOLOGICOS Existe en trazos (0,03%) en el aire natural, cuando su concentración alcanza el 0.5% ocasiona el aumento del ritmo y la profundidad de la respiración. Con 2% de CO2 la respiración aumenta en 50%, con 5% la respiración se hace más penosa, con 10% no se puede resistir sino unos pocos minutos. Para personal en actividad, los fenómenos enunciados se presentan más rápidamente. El personal minero con experiencia reconoce la presencia del CO2 por la dificultad de la respiración, el calentamiento de las piernas v de la piel que enrojece, el dolor de cabeza y el decaimiento general. Con el aumento de la concentración se provoca la tos, la aceleración de la respiración y accesos de temblor. 1.4.2 LIMITE PERMISIBLE Las normas francesas consideran como límite superior para CO 2 1,25% en sitios donde se trabaja continuamente, Las normas alemanas fijan un máximo de 0,5%. En los reglamentos de Acerías se ha fijado un valor máximo permisible de 5.000 p.p.m. para 8 horas de trabajo. 1.4.3 ORIGEN EN LOS TRABAJOS MINEROS Las causas de origen del CO2 se pueden dividir en normales o rutinarias y accidentales. a) Normales: respiración de los hombres y animales, funcionamiento de motores de combustión interna, las voladuras y la oxidación de la madera o carbón. Esta última es más importan te y en algunas partes se le atribuyen los 16/17 del CO2 total que sale de la mina. b) Accidentales: el fuego y los incendios en las minas. Emisiones de CO 2 ya sea en forma gradual o repentina y violenta. En ambos casos los volúmenes de gas producidos son incomparablemente mayores que los provenientes de todas las demás causas juntas.

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1.4.4 APARATOS DE DETECCION Y MEDIDA La lámpara de seguridad es el aviso más eficaz en una atmósfera sospechosa de CO 2 o de otros gases contaminantes porque nos advierte la ausencia de O 2. El CO2 tiene la tendencia, por su densidad, a acumularse en el piso, en las vías de bajo tierra. Existen aparatos portátiles que permiten medir el CO 2 inmediatamente e in situ por la reacción del gas con un álcali. También se utiliza la coloración por un reactivo que combinado con el CO2 produce un color violeta; la longitud de la coloración indica el tanto por ciento de CO 2. La casa Drager, de Alemania, fabrica tubos de control para CO2, los que se usan con la bomba referencia Drager Modelo 19/31 o 21/31 la cual se anotó al tratar sobre el CO. En el laboratorio se analiza este gas mediante el empleo del aparato W östhoff, por el principio del cambio de conductibilidad de una solución patronada de titrisol (NaOH), a una conductibilidad de 265 microhmios. Este aparato analizador de gas sirve igualmente para analizar otros gases como el CO y CH 4. Con el objeto de contribuir al conocimiento de aparato versátil, comúnmente usado en minas, especialmente de carbón, introduciremos en el Anexo 3 la descripción y empleo del aparato Wösthoff. 1.5.0 EL GRISÚ (metano) El grisú es prácticamente sinónimo de metano (CH 4) del que contiene en promedio 95% con pequeños porcentajes de anhídrido carbónico (CO2), hidrógeno y, a veces, etino (C2H2), ácido sulfhídrico (H2S) y monóxido de carbono (CO). La parte combustible del grisú está casi representada por metano puro. Es un gas combustible que se desprende de ciertos yacimientos de origen orgánico como el carbón, la potasa y algunas pizarras bituminosas. 1.5.1 EFECTOS FISIOLOGICOS El CH4 no es tóxico y por lo tanto no tiene acción nociva específica sobre el organismo. Su presencia en porcentajes elevados ocasiona la disminución del oxígeno a concentraciones insuficientes para la respiración, y ha ocasionado muertes por asfixia en sitios, tales como: trabajos antiguos o ángulos muertos (partes superiores de tajos, avance de pozos en ascenso, etc.) muy mal ventilados. 1.5.2 LIMITE DE INFLAMABILIDAD EN MEZCLAS CON EL AIRE En condiciones normales el metano (CH4) es inerte. La propiedad más característica es su combustibilidad y la capacidad de formar con el aire mezclas explosivas Por combustión origina con el aire: CH4 + 2O2 = CO2 + 2H2O (1) CH4 + 2O2 + 8 N2 + ∆= 2H2O+CO2 + 2H2O + 8N2 O (2) La fórmula anterior nos enseña que se necesitan: 2 volúmenes de oxígeno o 10 volúmenes de AIRE para que el grisú arda íntegramente. La combustión perfecta corresponde a 9% de CH4 y 91% de aire. El índice de explosividad del metano está comprendido dentro de ciertos límites que dependen, por cierto, de un gran número de factores, tales como; temperatura, presión y mezcla de otros gases, como CO 2, vapor de agua, forma y dimensiones del recinto o túnel que contenga la mezcla, Para las condiciones más frecuentes en bajo tierra, los límites de explosividad oscilan entre 5 y 14%, ver ecuaciones (1) y (2). 1.5.2.1 PRESENCIA DEL GRISÚ EN EL CARBÓN: EL GRISÚ, PUEDE ENCONTRARSE BAJO TRES FORMAS: En poros y grietas: cuya importancia no es relativamente grande Por adsorción: que es la acumulación del gas en la superficie del carbón (unión física) y

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Absorción: que es la dilución del gas dentro de la estructura del carbón en forma de penetración molecular, formando una solución sólida. Estas formas ocurrencia del metano en el carbón tienen una dependencia directa con la presión atmosférica. Cuando aumenta la presión barométrica, el carbón puede admitir más gas, y cuando ésta disminuye pueden desprenderse cantidades grandes de gas. 1.5.3 DISPOSICIONES REGLAMENTARIAS CONCERNIENTES A LOS TENORES DE GRISÚ EN LA ATMÓSFERA DE LA MINA: Las - principales disposiciones de las reglamentarias sobre los tenores de grisú en los frentes y galerías son las siguientes: Art. 39: La actividad de los frentes situados sobre una misma corriente de aire y el volumen de aire que circula por ellos deben ser regulados de manera que la concentración (en volumen) no sobrepase:  1% En tajos de explotación.  1.5% en los retornos de aire de frentes de avance en carbón, carbón y roca.  1% en los retornos de aire principales. Art. 40. Parágrafo 1. Los lugares donde el tenor de grisú sobrepase del 2% deben ser evacuados por el personal, ya sea por iniciativa propia, o por la iniciativa del control de gas o por la supervisión; si este personal dispone de Lámparas de bencina, Metanómetro o Multidetector; al respecto deben darse instrucciones claras y precisas para este fin con las indicaciones en el caso de la altura de la llama en la lámpara. Parágrafo 2. Sin perjuicio de la aplicación del art. 44 (parágrafos 2 y 3) se deben tomar medidas inmediatas por la supervisión de la mina para la limpieza de la atmósfera de todo frente donde aparezca un tenor peligroso de grisú. En todo caso se considera como peligroso un tenor de grisú superior al 2%. Los anteriores valores son similares, en nuestro caso, a los reglamentos de la mayor parte de países mineros de Europa. 1.5.4 TIPOS DE DESPRENDIMIENTO DEL GRISU, O DESGASIFICACION: Los desprendimientos metano se efectúan según las tres formas siguientes: a) Por SOPLOS: caso realmente excepcional. Este tipo de desprendimiento es causado por fallas o grietas naturales en las rocas. b) Por DESGASIFICACION INSTANTANEA: con proyección de grandes volúmenes de roca y carbón pulverizados. Tal tipo de desprendimiento de metano es bastante reducido, hasta el presente, a yacimientos muy bien caracterizados. c) Por EMISION CONTINUA Y DIFUSA: denominada también normal, pues es el caso general; el cual varía en límites grandes que dependen de: permeabilidad propia del manto carbonífero; la roca encajante (techo y piso), en la presión de la fase gaseosa; accidentes geológicos naturales; perturbación de los estratos superyacentes, provocada por la explotación, la cual produce un verdadero drenaje a través de la red de grietas que permiten la emigración del grisú a grandes distancias En las minas europeas las cantidades de grisú desprendidas por tonelada de carbón se sitúan en promedio, alrededor de 20 m3; pero, algunas minas que no son grisutuosas llegan a desprender hasta 150 y hasta 200 m3 de metano por tonelada de carbón extraído. 1.5.5 DISTRIBUCION DE LOS PUNTOS DE DESPRENDIMIENTO El grisú se desprende no sólo de fragmentos arrancados, sino también del carbón, in situ, por todas las superficies libres y fisuras que presenta; se mezcla a la atmósfera en los mismos frentes de trabajo, pero

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puede igualmente emigrar a través de los terrenos fracturados para reaparecer en las vías, a grandes distancias de su punto de emisión. En las labores de Desarrollo y Preparación no influidas por otros trabajos, el desprendimiento de metano proviene de las paredes del frente; siendo generalmente escaso a excepción de los yacimientos con soplos. En los tajos de explotación el desprendimiento a lo largo del frente puede limitarse a 1/3 del total, el resto migra a través de las grietas del techo para salir, luego, dentro de los 100 metros de la vía de retorno en la cabecera del tajo. Diversas razones nos conducen a pensar que las rocas de la capa (techo y piso) pueden, según su naturaleza, contener grandes cantidades de metano, que se suman al metano del manto, cuando se afectan los terrenos por las labores mineras. 1.5.6 INFLUENCIA DE LA VENTILACION Entre los factores de ventilación que influyen en la emisión de grisú, unos son naturales, como la presión barométrica; si ésta disminuye, la desgasificación aumenta. Durante la jornada de trabajo, le desgasficación es bastante irregular y aumenta, especialmente en los turnos de picada del carbón (arranque). Otros factores son artificiales e inherentes a la acción del ventilador principal o auxiliar, con la repartición de las presiones entre los diversos puntos de la mina y sus valores están en relación con la presión atmosférica. Para explicar los fenómenos que se relacionan con estas condiciones se puede citar varios mecanismos: 1. Desgasificación del metano (CH4) ocluido en el carbón, que es tanto más rápida si la presión exterior es demasiado débil. 2. Evolución del volumen de gas contenido en reservas. 3. Corrientes gaseosas parásitas que se establecen entre la superficie y las excavaciones de la mina, o entre los diversos puntos de la mina, a través de grietas que atraviesan terrenos vírgenes o trabajos cargados de grisú. 1.5.7.1 DETECCION DEL GRISU La detección del grisú en los trabajes de bajo tierra ha comenzado a preocupar a los explotadores de carbón, a medida que las minas van siendo cada día más profundas. Las características inflamable y explosiva del grisú, es básica para la detección y determinación de su porcentaje en bajo tierra. El primer paso en la detección del grisú fue el descubrimiento de la lámpara de seguridad de DAVY en el año de 1.815, en 1.881 aparece el primer estudio serio sobre manómetros, debido a MALLARD y LE CHATELLIER 1.5.7.2 LÁMPARA DE SEGURIDAD: Actualmente existen varios modelos de la lámpara original bastante mejorados, increíblemente se usa la bencina como combustible. Las indicaciones dadas por lámpara de seguridad son cualitativas e imprecisas y solamente son validas en presencia de tenores que oscilen entre 1 y 5% de metano en el aire. La lámpara, es entonces un grisuscopio, más que un grisúmetro. La enorme ventaja de la lámpara, hasta los actuales momentos, ha radicado en que es al mismo tiempo un indicador de la ausencia de oxigeno, pues ella se apaga cuando el tenor de oxígeno es inferior al 16,25%. Las partes esenciales de la lámpara de bencina son: - El encendedor - El cierre magnético - El vidrio de protección - y las rejillas interior y exterior (2)

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Existen varios métodos para destacar la visibilidad de la aureola: sin puntilla y con puntilla de sal: 1. SIN PUNTILLA DE SAL: La lámpara enciende con una llama azul y la aureola es de un color azul claro, hasta color violeta, ver ANEXO 2.- FORMA DEL CONO LUMINOSO (aureola) DE LA LAMPARA DE BENCINA SIN PUNTILLA DE SAL.

2. CON PUNTILLA DE SAL: la aureola inicial es amarilla y la aureola formada es de color gris amarillento, ver ANEXO 1, FORMA DEL CONO LUMINOSO (aureola) DE LA LAMPARA DE BENCINA CON PUNTILLA DE SAL. Para precisar mejor el conocimiento de llama, se recomienda disponer de una pequeña cámara de combustión que nos permita conocer el tamaño y color de la llama en presencia de una atmósfera grisutuosa, consultar ANEXO 4.- CAMARA DE COMBUSTION PARA EL ESTUDIO DE LA AUREOLA DE METANO

Como desventaja al uso de la lámpara pueden citarse los desperfectos que puedan presentarse en las rejillas, vidrios, en el cierre o una corriente de ventilación fuerte que pueden iniciar una explosión, si hay grisú dentro de los límites explosivos es factible que ocurra este evento, ver ANEXO 5.- Fig. 1: CURVAS DE VARIACION ALTURA LLAMA SEGÚN PORCENTAJE DE OXIGENO. Fig. 2: COMPORTAMIENTO DE UNA LAMPARA EN FUNCION DE LA CONCENTRACION DE OXIGENO Y METANO DE UNA ATMOSFERA

En la actualidad el uso de la lámpara de seguridad ha sido prohibido en gran mayoría de los países europeos por las inseguridades que puede provocar. Por ello, ha sido reemplazada por el METANOMETRO aparato que sirve para medir la concentración del metano y el OXIGENOMETRO, aparato que mide la concentración, en volumen, del oxígeno en la atmósfera del aire estudiada, ver ANEXO 6.- NORMA PARA LAS MEDICIONES DE LAS VARIABLES PARA EL CALCULO DE LA ABERTURA EQUIVALENTE.

Actualmente, en el mercado se ha introducido el Multidetector, aparato del que hablaremos más adelante. Existen otros tres tipos de aparatos, utilizados en la detección y medición del metano que son: - Los aparatos de conducción catalítica - Los aparatos interferómetros - Los aparatos de conductibilidad térmica. Aquí, solamente hablaremos de los aparatos de conducción catalítica, por ser este aparato, más usado en el caso de las minas de Acerías y cuyo uso se generalizó en nuestro medio, en el pasado y en los trabajos mineros del carbón en el mundo. 1. 5.7.3 METANÓMETRO: El principio general de ellos, se basa en la combustión catalítica del grisú sobre un filamento, generalmente de platino, precalentado e insertado en una de las ramas de un puente Wheatstone. La combustión del metano calienta el filamento conectado al puente: resulta así una modificación de la resistencia y por consiguiente, se produce un desequilibrio del puente que está en relación directa con la concentración del grisú, de manera que miliamperímetro colocado en la diagonal de este puente puede ser graduado directamente en porcentaje (%) de CH4. El metanómetro G.F.G. usado por las minas de Acerías Paz del Río S.A., en su apogeo, el Mod. G-70, estaba provisto de dos escalas para diferentes concentraciones. Escala superior, de 0 a 2% de metano. Escala inferior de 0 a 5% Este equipo, además, posee otras indicaciones especiales cuando los porcentajes están entre + 5 y 15%, más 15 y 60% y + 60 y 100%. Este aparato viene también provisto de una sonda o antena para muestrear los techos de las vías bajo tierra. Su precisión está dentro del rango ±0.1% de CH4.

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1.5.7.4 APARATO ULTRAGAS: En el laboratorio de las minas de Acerías se analizaba la concentración de una muestra de CH 4 mediante el empleo del aparato W hösthoff, explicado al principio de ese texto, al hablar de la detección del CO2 y que ampliaremos en el ANEXO 3.- DESCRIPCION DEL EMPLEO DEL APARATO WÖSTHOFF, PARA EL ANALISIS DE CH4, CO2, CO

1.6 GASES DIVERSOS 1.6.1 ACIDO SULFHIDRICO: Arde cuando se encuentra en una concentración superior al 6%, que constituye una mezcla explosiva. Es fácilmente soluble en el agua. Es reconocible por su olor característico a huevos podridos. Fórmula: H2S. Peso específico: 1.19 (respecto al aire) 1.6.2 EFECTOS FISIOLOGICOS: Es un gas venenoso en concentraciones de: 50 a 100 p.p.m.: produce síntomas leves tales como una ligera conjuntivitis e irritación de las vías respiratorias. 200 a 300 p.p.m.: ocasiona fuertes conjuntivitis e irritación de las vías respiratorias después de una hora de exposición. 500 a 700 p.p.m.: tenor peligroso, después de media hora de exposición. 700 a 1000 p.p.m.: intoxicación aguda, inconsciencia, paralización de la respiración y muerte. 1000 a 2000 p.p.m.: intoxicación inmediata, inconsciencia, paralización de la respiración y muerte en pocos minutos. 1.6.3 VALOR LIMITE PERMISIBLE (VLP) La concentración máxima permisible en el reglamento Decreto 1335 es de 20 p.p.m, para 8 horas de trabajo. 1.6.4 ORIGEN EN LOS TRABAJOS MINEROS Se debe a circunstancias propias en la formación de carbón. Descomposición de maderas abandonadas en viejos trabajos u otras materias orgánicas y por descomposición de algunos minerales que contengan azufre. Hay que tener en cuenta que este gas se disuelve en el agua, pudiéndose liberar posteriormente en cantidades importantes después de haber recorrido grandes distancias. 1.6.5 APARATOS DE DETECCION Y MEDIDA A pesar de su olor característico, no es éste un medio seguro para su detección, pues los terminales de los nervios olfativos pueden paralizarse después de una o dos inhalaciones. El método más sencillo, para su detección consiste en impregnar un papel de filtro con una solución de acetato de plomo, la que en presencia de H2S cambia su color a café o negro. También existen tubos detectores para usar con una bomba de aspiración referencia Drager 19/31 o 21/31, de la casa Dräger de Alemania. 1.7.0

OXIDOS DE NITROGENO:

El NO2 es un gas fácilmente soluble en el agua. Fórmulas de Óxidos de Nitrógeno: N2O, NO2, N202, N2O3 y N2O5. Peso específico del NO, 1.02 y NO2: 1,58 (respecto al aire).

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1.7.1

EFECTOS FISIOLOGICOS:

Los Óxidos de Nitrógeno son tóxicos. Según los efectos que pueden ocasionar las concentraciones de peróxido de Nitrógeno se clasifican así: -

60 p.p.m. Producen irritación inmediata en la gargantas 100 p.p.m. como mínimo provoca una tos persistente 100 a 150 p.p.m. concentración muy peligrosa durante exposiciones muy cortas. 200 a 700 p.p.m. rápidamente lleva a la muerte durante exposiciones relativamente cortas.

Su peligrosidad radica en que los óxidos de nitrógeno son capaces de disolverse en el agua de los pulmones formando ácidos nitrosos hasta nítricos, capaces de corroer las mucosas de las vías respiratorias. El NO es mucho más nocivo e igual de tóxico como el NO2, en igual concentración. 1.7.2

VALOR LIMITE DE PERMISIBLE:

Su límite máximo permisible según reglamento Decreto 1335, en minas bajo tierra y para 8 horas de trabajo, es de 5 p.p.m. 1.7.3

ORIGEN EN LOS TRABAJOS MINEROS

Su formación en las minas está relacionada con el trabajo con explosivos, particularmente en voladuras incompletas de dinamita (deflagración). También entra como componente en el exhosto de los Motores diesel y de gasolina, en la salida de los gases. 1.7.4 DETECCION Y MEDIDA. La medida de estos gases se efectúa mediante el empleo de tubos Dräger y una bomba de aspiración. Como indicador del óxido de Nitrógeno sirve, también, el papel humedecido con una solución de yoduro de potasio que se colorea rápidamente de azul en presencia de estos óxidos. 1.8.0

ALDEHIDOS

Los Aldehídos son, producidos principalmente por el funcionamiento de motores de combustión interna. Sin embargo, pueden presentarse también por la destilación del carbón en el curso de incendios. El cuerpo humano es bastante sensible a tenores bajos en aldehídos: el olfato los detecta a partir de 1 x 10 6. Los efectos de exposiciones prolongadas a tenores débiles no se conocen muy bien y están en el campo de estudio. Ciertos autores los consideran como nocivos al organismo humano.

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TABLA 1.1 CARACTERISTICA DE LOS GASES MÁS FRECUENTES EN LAS MINAS

GAS

OXIGENO

NITROGENO

GAS CARBONICO

METANO

FORMULA QUIMICA

O2

N2

CO2

CH4

PESO ESPECIFICO Kg/m3

PROPIEDADES FISICAS

1.1056

INCOLORO INODORO INSABORO

0.9673

INCOLORO INODORO INSABORO SOFOCANTE

1.5291

INCOLORO INODORO SABOR LIGERAMENTE ACIDO, IRRITA LA VISTA

0.5545

INCOLORO INODORO INSABORO

EFECTOS NOCIVOS

NO ES TOXICO

ASFIXIANTE

DETECCCION Y APARATOS USADOS

AIRE NORMAL

RESPIRACION LAMPARA DE BENCINA OXIGENOMETRO MULTIDECTECTOR

Min. 19

UN AUMENTO POR ENCIMA DEL VALOR NORMAL EXTINGUE LA LLAMA

80

AIRE NORMAL Y EN ESTRATOS ENTRE LAS CAPAS DE ROCA RESPIRACION ESTRATOS INCENDIOS VOLADURAS COMBUSTION INTERNA DE MAQUINAS , CUALQUIER COMBUSTION

PPM

%

< 6%

El reglamento establece 6m3 min. por cada hombre en un frente subterráneo

>12 %

Por ser más pesado que el aire se le encuentra en el piso de las vías en bajo tierra

5 a 15% mezcla explosiva

Por ser más liviano que el aire se le encuentra en las partes altas de las vías bajo tierra

EXPLOSIVO ASFIXIANTE

ESTRATOS, MANTOS DE CARBON, PUTREFACCION ATERIAS ORGANICAS

LAMPARA DE BENCINA METANOMETRO, MRLTIDETECTOR Y MEDIDOR DE MEZCLAS EXPLOSIVAS

Max. 1.0

VENENOSO Y EXPLOSIVO

VOLADURAS, MOTORES DE COMBUSTION, INCENDIOS

BOMBA DE ASPIRACION Y TUBOS, MULTIDECTECTOR

0.005

50

13-75% mezcla explosiva

OLOR, COLOR, BOMBA DE ASPIRACION Y TUBOS, MULTIDETECTOR

0.0005

5

0.005%

50

OLOR, BOMBA DE ASPIRACION, MULTIDETECTOR

20

4-46% mezcla explosiva

1000 ppm causa muerte inmediata

0.9672

INCOLORO INODORO INSABORO

OXIDOS DE NITROGENO

NO2 N2 O NO

1.5895 1.5192 1.0358

OLOR IRRITANTE, PARDO ROJIZO, SABOR AMARGO

VENENOSO

VOLADURAS MOTORES DE COMBUSTION, COMBUSTION INCOMPLETA

1.1912

OLOR A HUEVOS PODRIDOS, SABOR ACIDO

VENENOSO Y EXPLOSIVO

AGUA DE ESTRATOS, VOLADURAS

22

0.002

5.000

OBSERVACIONES

PPM

0.5

ASFIXIANTE

CO

H2S

%

RESPIRACION, EXTINCION DE LA LLAMA EN LA LAMPARA DE BENCINA, BOMBA DE APIRACION Y TUBOS

MONOXIDO DE CARBONO

ACIDO SUFHIDRICO

PUNTO FATAL O VALOR PELIGROSO

VLP

ORIGEN EN LOS TRABAJOS MINEROS

Tiene mucha más afinidad por la hemoglobina de la sangre que el oxígeno, forma con ella la carboxihemoglobina Es el gas más peligroso. En minas debe controlarse periódicamente en los frentes donde se produzca en voladuras con ANFO ventilar bien Ocupa el segundo lugar de peligrosidad. Los frentes donde aparezca deben ser bien ventilados

1.9 ASPECTOS RELATIVOS A PROBLEMAS CON LOS GASES Respecto a los problemas de gases, es bueno tener en claro las siguientes consideraciones:

Esta relación es de volumen. Esta ecuación nos lleva a concluir que una persona, en el caso de la mina, un trabajador minero, en la ejecución de una actividad determinada consume una determinada cantidad de oxígeno y por consiguiente de aire. Estudios médicos han dado como resultado las cifras que aparecen a continuación en la tabla siguiente: TABLA 2 ACTIVIDAD

RESPIRA CIONES POR MINUTO

AIRE INHALADO EN CADA RESPIRACIÓN LITROS

TOTAL AIRE INHALADO LITROS/MIN

OXIGENO CONSUMIDO LITROS/MIN

COCIENT E RESPIRA TORIO

REPOSO

12-18

0.4-0.71

5-13

0.283

0.75

30

1.5-2

46-59

1.98

0.90

40

2.5

98

2.83

1.00

MODERADA ESFUERZO

De acuerdo con la tabla anterior y el máximo cociente respiratorio, la cantidad de bióxido de carbono (CO2) expulsado en la respiración al inhalar el volumen de oxígeno establecido en la tabla 2, es igual a 2,83 litros/minuto, para un trabajo con esfuerzo. El reglamento de Seguridad en las Labores Subterráneas, Decreto 1335 de 1987, establece 6 m3/min. de aire para cada trabajador que labore en la mina. Para el cálculo de la cantidad mínima de aire requerida en el proceso de respiración, deben tenerse en cuenta los siguientes compromisos del reglamento anterior, en el capitulo de ventilación:  Límite de seguridad (%) en volumen de oxígeno en la atmósfera de trabajo, según lo establecido en el reglamento anterior: 19%  Contenido máximo permisible, de gas carbónico CO2, según el reglamento antes mencionado 0.5%. PROBLEMA 1.- Calcular la cantidad de aire necesaria, “Q” de acuerdo con el cuadro anterior, en 3 m /minuto. Solución: Para la solución a este problema nos situaremos en una actividad de trabajo con mucho esfuerzo, que es la actividad que realiza, regularmente, un minero en bajo tierra. ECUACION DE CONSUMO Cantidad de O2 el aire – Cantidad de O2 para respiración = Cantidad Min. de O2 en frente 0.21*Q

– 2.83 litros/min.* 1m3/1.000litros = 0.19*Q

De donde: Q = 0.00283/(0.21-0.19) = 0.1415 m3/minuto, o sean 141.5 litros/min. de aire PROBLEMA 2.- Como en el ejemplo anterior, calcular “Q” requerido en m3/min. DATOS DEL PROBLEMA: Máxima Concentración de CO2 es igual a: 0.5%.

Solución: Cociente respiratorio para máximo esfuerzo = 1 CO2 exhalado /O2 = 1 De donde: CO2 exhalado = 1 * 0.00283 = 0.00283 m 3 /minuto ECUACION DE BALANCE Cantidad CO2 en aire + Cantidad de CO2 de respiración = Cantidad de CO2, VLP en frente O sea que: 0.03% * Q

+ 0.00283

= 0.5% * Q

De donde: Q = 0.0283 /(0.005 – 0.0003) = 0.602 m3 /minuto, o sean 602 litros/ minuto de aire. CAPÍTULO II HUMEDAD Y TEMPERATURA 2.0 GENERALIDADES: El aire seco atmosférico es una mezcla gaseosa que contiene N 2 y 02, también, tiene trazas de CO2 y de H2, lo mismo que pequeñísimas cantidades de gases raros como He, Ne, A, Kr; entre estos últimos constituyentes del aire, solamente el Argón(A) se encuentra presente en una concentración relativamente apreciable. En los trabajos de bajo tierra algunos gases diferentes a los mencionados pueden agregarse a la mezcla de aire. Es así como el tenor de CO 2 puede ser más elevado, es posible que llegue a contener una cierta cantidad de CH4. Sin embargo, el aire, en aplicaciones industriales y para el establecimiento de documentos de trabajo relativos al aire húmedo, se caracteriza generalmente por su composición volumétrica (numéricas o moléculas), así: O2 = 0.210

N2 = 0.781

A = 0.009

El peso molecular ficticio de esta mezcla se obtiene haciendo la suma de los pesos moleculares de los constituyentes; multiplicando, previamente, cada uno de ellos por la concentración molecular (Ma) correspondiente, o sea: Ma = 32 [%O2] + 28.06 [%N2] + 39.944 [%A] = 32 x 0.210 + 28.016 x 0.781 + 39.944x 0.009 = 28.96 Kg./mol Pero el aire atmosférico no es seco, es húmedo y contiene vapor de agua. Ello, hace necesario definir el tenor de agua en el aire húmedo por una concentración (sea en peso o sea en volumen). En la práctica se ha recurrido a tres características, como se ha hecho a menudo en el estudio de mezclas binarias. Tales características son: la humedad absoluta, el grado higrométrico y el grado de saturación. 2.1 HUMEDAD ABSOLUTA: Se llama humedad absoluta la característica en la cual Pv designa el peso de vapor de agua en kilogramos, mezclado con Pa kilogramos de aire seco,

X=

Pv Pa

Como se observa, entonces, el peso Pv no está relacionado al peso total (Pa+Pv) de la mezcla, sino al peso Pa del aire seco. Esta forma de expresión se halla justificada, por el hecho de que en las aplicaciones, el peso Pa permanece constante, mientras que el vapor de agua, Pv varía a causa de la evaporación o de la condensación del constituyente agua (H20).

24

Si Pa = 1Kg., entonces, se tiene que Pv = X Kg., lo que significa que en la mezcla, un kilogramo de aire esta acompañado de X Kg. de H2O. Una cantidad determinada de aire húmedo podrá entonces, ser definida por el peso Pa de aire seco que ella contenga y pesar en total Pa*(1+X) kg. 2.2 HUMEDAD RELATIVA O GRADO HIGROMÉTRICO Esta segunda característica se obtiene comparando la presión parcial pv del vapor en la mezcla, con la presión de saturación p’v (psh en la fórmula de Sprung) del vapor de agua a la misma temperatura. Ella se define por:

φ=

pv p = v ( formula * de * Sprung ) p 'v psh

Que relaciona la presión de saturación del vapor de agua con la temperatura; es conocida por la curva de vaporización del agua y se expresa en tablas del vapor de agua saturado a las diferentes temperaturas. Si “p” es la presión total de la mezcla y la presión parcial del aire seco es: “pa”. Entonces:

pa = p − pv = p − φ pv Como las presiones parciales pa y pv, según las leyes, de las mezclas gaseosas, son respectivamente proporcionales a las concentraciones en aire seco y de agua, también finalmente a los números de kmoles Pa/28,96 y Pv/18,02 de aire seco y de agua; 28,96 y 18,02 siendo respectivamente los pesos moleculares ficticios del aire seco y del agua, se tendrá:

Pv pv pv Pv 1 Pv = = 18.02 = 1.607 = Pa Pa 0.622 Pa pa p − φ p 'v 28.96 de donde se saca la relación entre x y φ : pv φ p 'v x = 0.622 = 0.622 p − φ p 'v p − φ p 'v

φ = 0; se tiene también, que x = 0. La mezcla es, entonces, completamente aire seco. Cuando φ = 1 el aire está saturado de vapor de agua; el vapor de “x” correspondiente, Cuando

que

designaremos por x’, se convierte entonces, en: X' = 0'622.

pv ' p − pv '

2.3 GRADO DE SATURACION La tercera característica utilizada, a veces para de finir la humedad del aire, es el grado de saturación, o sea la relación:

ψ=

x x'

Del peso de vapor de agua mezclado a 1 Kg. de aire seco, el peso x' de vapor de agua que podría contener 1 kg. de aíre seco en el estado de saturación y a la misma temperatura. Según las fórmulas anteriores se obtiene, entonces, lo siguiente: ψ =

p − p 'v x =φ x' p − φ p 'v

25

Cuando φ no sea demasiado diferente de la unidad"(0.8< φ <1) la diferencia entre φ y ψ es pequeña, lo que explica, el porqué estas dos magnitudes son a veces confundidas, por error, en algunos problemas o asimiladas la una a la otra por aproximación. A continuación le presentamos al lector una tabla para el cálculo de la humedad relativa. Esta fórmula nos da una gran precisión. La fórmula de Sprung.- También se puede determinar la humedad del aire a partir de mediciones efectuadas con el psicrómetro utilizando la “fórmula empírica de Sprung”.

pv = ps,h − a * p * (ts − th )

En esta fórmula “ps,h“(p’v)designa la presión de saturación del H2O, a la temperatura del termómetro húmedo; p la presión total del aire o la presión barométrica en el lugar de la medición, medida con el barómetro y pv la presión parcial del vapor de agua en la mezcla a la misma temperatura. La p v se busca en las tablas; “a” es una constante denominada “constante psicrométrica” que para aparatos de circulación forzada del aire es generalmente igual a 0.00066. Entonces, la fórmula anterior se transforma en:

pv = ps,h − 0.00066 * pbarometrica * (ts − th ) TABLA 3 FORMULA DE SPRUNG PARA CALCULAR HUMEDAD RELATIVA TABLA PARA BUSCAR LA PRESION DE SATURACIÓN DE AGUA EN mm Hg. Tensión Tensión Tensión Tensión del del del del Tensión del vapor en mm. ºC ºC ºC vapor ºC vapor ºC vapor vapor GW en mm. en mm. en mm. en mm. Hg. Hg. Hg. GW 1 4,924 11 9,839 21 18,646 31 33,689 41 58,337 2 5,291 12 10,513 22 19,823 32 35,652 42 61,493 3 5,687 13 11,226 23 21,059 33 37,72 43 64,795 4 6,097 14 11,982 24 22,368 34 39,889 44 68,253 5 6,534 15 12,782 25 23,751 35 42,171 45 71,872 6 6,998 16 13,528 26 25,2 36 44,453 46 75,645 7 7,51 17 14,524 27 26,73 37 47,061 47 79,595 8 8,041 18 15,469 28 28,348 38 49,687 48 83,721 9 8,605 19 16,469 29 30,033 39 52,438 49 88,024 10 9,204 20 17,528 30 31,813 40 55,314 49,9 92,06

pv = psh - 0,00066*pbarométrica(ts - th) p = 760*((1-0 0065*h/(273+t ))^5.255 barométrica PRESION BAROMETRICA (pbarométrica) EJEMPLO A CONTINUACION H

2700

altura del sitio donde se desea calcular la presión barométrica

ts

30ºC

Temperatura seca en ºC del sitio donde se quiere calcular la humedad relativa

th

25ºC

Temperatura húmeda del sitio donde se quiere calcular la humedad relativa.

PRESION DE VAPOR (pv) pv

21,918

presión del vapor de agua de la mezcla a una temperatura t h cualquiera en mm de Hg.

psh

23,751

presión de saturación del vapor de agua a la temperatura húmeda en mm de Hg.

pbarométrica 555,447

presión barométrica o presión total del aire en mm Hg.

HUMEDAD RELATIVA (φ) 0.9228 humedad relativa en % φ (φ = (pv/ps,h)*100= 99.28%

26

Es conveniente, sin embargo, señalar que para atmósferas muy secas (φ <0.2… 0.3) y para temperaturas elevadas y cercanas a (t > 45… 50 ºC), la constante psicrométrica deberá ser ligeramente reducida si se quieren obtener resultados muy exactos. 2.4 MEDICIONES DE LA HUMEDAD La humedad del aire se puede definir por la humedad absoluta, la humedad relativa al grado de saturación y punto de rocío. Cuando se encuentra una de estas magnitudes, además de la temperatura y presión, se pueden encontrar las otras, ya sea por las fórmulas anteriores, por tablas o gráficos psicrométricos. Para efectos prácticos, la humedad se determina con los siguientes aparatos: higrómetros, hipsómetros y psicrómetros. En bajo tierra se emplean usualmente los psicrómetros. 2.4.1 EL HIGROMETRO Más conocido es el de cabellos humanos desengrasados, cuya longitud varia directamente en función de la humedad relativa del medio ambiente. Estos aparatos son poco precisos; además, los cabellos pierden poco a poco sus propiedades higrométricas y deben regenerarse periódicamente dentro de un ambiente saturado. El mejor método de medida de la humedad del aire es por medio del método psicrométrico, que aprovecha los fenómenos que se producen durante la evaporación adiabática del agua en contacto con el aire. 2.4.2 EL PSICROMETRO, VER ANEXO 7 PSICROMETRO MANUAL Es un higrométro que consta esencialmente de 2 termómetros idénticos y que permite lecturas hasta décimas grado. El bulbo de mercurio del primero es seco (Termómetro seco); el del segundo se mantiene húmedo por medio una mecha de algodón, muselina o pabilo que se moja con agua destilada antes de usarse (termómetro húmedo) y en cada medición. Los dos bulbos están construidos al abrigo de la radiación de paredes vecinas por medio de una cubierta apropiada. Si se hace circular aire, cuya humedad se desea determinar sobre los dos termómetros, se producirá una evaporación del agua que moja el termómetro húmedo. Si la acción calorífica del medio exterior sobre el termómetro húmedo es despreciable, esta agua hará descender la temperatura después de un cierto tiempo hasta una temperatura limite de enfriamiento que será indicada en ese momento por el termómetro húmedo; llamaremos a esta temperatura, la temperatura húmeda del aire y la designaremos por th, Al mismo tiempo se lee la temperatura del aire en el termómetro seco, que llamaremos temperatura seca, ts; estas dos lecturas permiten la determinación del estado higrométrico del aire. Las lecturas deben hacerse después de unos 4 minutos de haber hecho funcionar el ventilador del psicrómetro, tiempo aproximado, en la práctica, para la estabilización; de las temperaturas húmeda y seca. Por este método se obtienen resultados bastante precisos tratándose de un psicrómetro cuyo bulbo húmedo esté bien protegido de las radiaciones de las paredes vecinas y de los incrementos de calor por conducción. La velocidad del aire a través de los dos termómetros debe ser del orden de 2,5 m/seg. En el ANEXO 8 NOMOGRAMA PARA LA AVERIGUACION APROXIMADA DE LA HUMEDAD RELATIVA (φ), se explica por medio de un ejemplo la manera rápida de averiguar en forma aproximada la humedad relativa de un lugar, conociendo las temperaturas húmeda y seca. Este valor en el nomograma tiene un apreciable margen de error, pero es una información bastante aproximada cuando se desea tener en forma rápida. 2.5 CAUSAS DE ELEVACION DE LA TEMPERATURA DEL AIRE DE LA MINA: La temperatura de la corriente de ventilación de una mina está basada en el hecho de que las galerías y las explotaciones, en una mina poco profunda, están situadas en terrenos donde la temperatura es, generalmente superior a la temperatura de la corriente de ventilación.

27

En efecto, se sabe que el calor interno del globo se manifiesta sobre la casi totalidad de la extensión de los corrientes de masas de aire y océanos por un flujo térmico, transmitido por conductibilidad; valor que alcanza hasta 1 2 x 10-6 cal/seg.cm2 en la corteza terrestre, dando origen a un gradiente térmico que es del orden de 1°C por 30m de profundidad, en promedio. La temperatura del suelo aumenta, entonces, con la profundidad, sobre todo en los primeros kilómetros de espesor de la litosfera; solamente se descartan aquellas formaciones extremadamente cerca a la superficie del suelo y que están sometidas a variaciones diversas y anuales de la temperatura del aire. El aumento de profundidad correspondiente á una elevación de temperatura de 1°C se llama grado geométrico. El valor inverso del grado geotérmico, se denomina “gradiente geotérmico” correspondiente al aumento de temperatura por metro de profundidad. En Francia, el valor medio del grado geotérmico es de 32 m/1°C, Se citan grados geotérmicos mínimos como en Yugoslavia, de 10 m por 1°C y máximos de 70 m por 1°C en Checoslovaquia. Se concluye, entonces, que un grado geotérmico pequeño origina una elevación rápida de la temperatura del aire de la mina. En minas profundas, las seis causas principales para el aumento de la temperatura son: a) La compresión adiabática del aire en el pozo de entrada. b) El calor del terreno. c) El calor debido a las diferentes formas de oxidación (la oxidación del carbón que desempeña el papel importante, la combustión de los motores Diesel, efectos de los explosivos, lámparas de llama abierta y la respiración del personal y animales). d) Temperatura del aire en superficie. e) Intensidad de la ventilación, y f) Otros factores. En general en las minas profundas, las medidas siguientes ocasionarán una mejora sensible de la temperatura: 1) Introducción de aire comprimido a la mina, cuando las instalaciones de compresores se encuentran en superficie; desagüe y extracción del agua por los retornos de aire y no por las entradas de aire. 2) Empleo de relleno, en lugar de método de hundimiento, 2.6 MEDIDA DE LA TEMPERATURA EN LAS MINAS Con el objeto de efectuar mediciones de temperatura en las minas se pueden usar: 2.6.1 TERMOMETROS ORDINARIOS: De vidrio, basados en la dilatación del mercurio, u otro líquido coloreado. 2.6.2 PARES TERMO-ELECTRICOS Los cuales se basan en la propiedad que tienen dos metales diferentes, al calentarse, de producir una fuerza electromotriz según la naturaleza de cada metal y por la temperatura en la unión entre los dos metales. 2.6.3 DE RESISTENCIA VARIABLE Con coeficientes de temperatura positiva o negativa. Los más importantes y generalizados son los negativos, llamadas terminstancias, fabricados con sustancias semiconductoras cuya resistencia varía en función de temperatura absoluta.

28

2.7 INFLUENCIA DEL CLIMA EN EL CUERPO HUMANO El obrero en el trabajo, emite al rededor del medio en que labora un flujo de calor animal (manifestación del metabolismo), que es una función característica de la actividad física es necesaria para el equilibrio fisiológico del trabajador. Los cambios térmicos del cuerpo humano con el medio se efectúan esencialmente por radiación, convección y evaporación; la conducción, por medio del suelo y herramientas, juega papel de poca importancia. En este orden de ideas, los parámetros característicos de un lugar de trabajo son: la temperatura media de las paredes de la vía subterránea, de la cual dependen cambios por radiación; la temperatura seca , y la velocidad del aire de la que se originan cambios por convección, a temperatura seca y humedad del aire que caracterizan la tensión de vapor de agua en la atmósfera del frente de trabajo bajo tierra, las que para una velocidad determinada del aire fijan un limite en los cambios por evaporación, la temperatura media de las paredes de las vías bajo tierra, difícil de medir, es generalmente cercana a la temperatura seca del aire, aún cuando aquella puede excederla sin embargo, en algunos grados de temperatura. También puede, además, reducirse en primera aproximación a tener en cuenta la temperatura seca, la temperatura húmeda y la velocidad del aire para caracterizar el clima del medio. La temperatura seca ts y la temperatura húmeda th se miden aislada y rápidamente con el psicrómetro, con una precisión bastante grande; en cuanto a la velocidad del aire su medida se realiza con el empleo del anemómetro; de ningún modo es necesario tener en cuenta velocidades inferiores a 30 cm. /seg., cantidad generalmente asegurada al contacto del obrero por la sola agitación de éste en el curso del trabajo. El obrero se adapta más a las atmósferas calientes, de tal manera, que los reflejos fisiológicos que elevan la temperatura del cuerpo (crecimiento del ritmo del pulso) y de la piel (vaso dilatación de los vasos superficiales), determinan una transpiración más o menos desarrollada o acelerada. En minas calientes, la temperatura seca del aire y la de las paredes de las vías son más a menudo superiores a la de la piel del obrero, que recibe así calorías por radiación y convección; la evaporación del sudor es, entonces, factor esencial de la disipación del flujo de calor del trabajador en el medio de trabajo, lo que explica la abundante sudoración de los obreros generalmente desvestidos en los ambientes más calientes (minas del Valle del Cauca). Se define como temperatura efectiva t e, de un lugar, la de un recinto equivalente, desde el punto de vista de la disipación del flujo de calor, para la cual la temperatura de las paredes, la temperatura seca y la temperatura húmeda son iguales (aire saturado de humedad) con velocidad del aire igual a cero. En este recinto el obrero experimentaría para una actividad, la misma sensación que la que experimentaría en un frente de trabajo en bajo tierra. Entre la temperatura efectiva y el flujo de calor máximo, que un obrero normalmente pueda disipar en un lugar, existe una relación aproximada simple que puede traducirse por la expresión siguiente, en militermios por hora, de flujo máximo emitido por un obrero completamente desvestido: Flujo de calor emitido = 100 + 30 (34 - te) Válida para te >27°C. Entre mayor sea la temperatura efectiva, menor será el flujo de calor que el obrero pueda disipar en cualquier sitio de trabajo (ambiente de trabajo); el flujo de calor del adulto en reposo es alrededor de 100 militermios por hora, se puede decir que toda actividad física sostenida es prácticamente imposible para un obrero medio, a partir de cuando la temperatura pase de 34 grados centígrados. En el rendimiento del motor humano, se considera bastante baja, una emisión de 450 militermios por hora, la cual corresponde a un trabajo pesado del orden de 8,500 kilográmetros útiles a la hora (equivalente mecánica de 20 militermios). La elevación de la temperatura implica obligatoriamente una

29

reducción de la productividad del obrero, tanto más, si se trata de trabajos pesados; al mismo tiempo se produce una reducción de sus facultades generales, (destreza, atención) desfavorable para la seguridad. Se puede naturalmente buscar, seleccionar y entrenar los obreros que manifiesten aptitudes particulares para soportar altas temperaturas; los mineros indígenas de ciertas regiones tropicales a ambientes calientes y húmedos se adaptan a temperaturas que no podrían ser toleradas por obreros de climas fríos y secos. No existe una relación precisa simple entre la temperatura resultante y los diferentes parámetros característicos de un frente minero. Aproximadamente para las minas calientes en las cuales la temperatura media de las paredes no exceda notablemente la temperatura del aire se puede utilizar la siguiente expresión:

tε = 0.7tη + 03t σ - ς Un cálculo más preciso puede lograrse con el empleo del Nomograma del ANEXO 9.- NOMOGRAMA PARA EL CALCULO DE LA TEMPERATURA EFECTIVA, el cual trae un ejemplo para el cálculo de la temperatura efectiva de un frente. En la cual ts y th (temperaturas húmedas y secas) son expresadas en grados centígrados y V, la velocidad del aire en el sitio de trabajo del obrero, está expresado en m/s; tal expresión da un valor bastante aproximado a la temperatura efectiva en el sitio de trabajo. La relación anterior, nos muestra la preeminencia de la temperatura húmeda del aire y la influencia de la velocidad del aire, en la evaporación y en el cálculo de la temperatura efectiva de un lugar de trabajo. El aumento del flujo de la ventilación juega por lo tanto un papel importante no sólo para el término V sino también para la reducción de ts y th, como se observa. Conviene tener en cuenta que las disposiciones materiales de un frente de trabajo pueden ser tales que la velocidad del aíre tenga valor muy diferente en puntos relativamente cercanos, por lo tanto, las condiciones de trabajo del obrero pueden, entonces, variar de una manera sensible en el estudio de un mismo frente. Sí una necesidad absoluta (trabajos de salvamento) o que tenga por objeto el disminuir un peligro inminente, impone que determinada actividad física deba realizarse en un lugar de temperatura excesiva, cae de su peso que ella no podría ejecutarse en una jornada norm al de trabajo; sí no con esfuerzos en tiempo de duración limitada y cortos, y disponer de un reposo conveniente en ambientes confortables donde el obrero esté en condiciones para restablecer su equilibrio fisiológico. PROBLEMAS Calcular la densidad del aire de Sogamoso, para temperaturas ts= 18ºC y th= 14ºC. Calcule también la humedad relativa por el Método de Sprung. Compare este valor de humedad relativa del gráfico Nomograma con el valor obtenido de la fórmula de Sprung. Ver ANEXO 8.- NOMOGRAMA PARA LA

a.

AVERIGUACION APROXIMADA DE LA HUMEDAD RELATIVA (φ)

1. Valiéndose de las fórmulas estudiadas, para el cálculo de la humedad relativa y utilizando la fórmula de Sprung, calcule las columnas que aparecen en blanco en el cuadro de acuerdo con la información que se suministra en el mismo. Saque conclusiones del cuadro.

30

étrica

p.especi f.

mm Hg.

m3

pbarom FRENTE

CHINGAZA DIAMANTE CHINGAZA VENTANA SAMACA 3er. NIVEL SAMACA NIVEL PATIO LA CHAPA TUNEL 4 LA CHAPA TUNEL 7 nin. Inf. CALIZA TUNEL VENTILACION CALIZA TUNEL PATIO SOGAMOSO PATIO SOGAMOSO BAJO TIERRA UVO 4to. Niv.. INF. UVO 6to. Niv. Inf. AMAGA SUPERFICIE AMAGA SILENCIO Niv. Inf. CUCUTA SUPERFICIE CUCUTA BAJO TIERRA BARRANQUILLA Niv. PATIO BARRANQUILLA B.Tierra

ALTU RA m

TEMPERAT URAS ºC

PRESIONES v del aire m/s

efect

SAT URA CIÓ N ps,h Saca r

SECA tS

HU ME DA tH

3580

6

5

3

3300

8

6

3

De

3105

8

6

2

La

2880

10

7

2

tabla

2800

12

8

2

2720

14

9

2

Saca r

2750

13

10

1

De

2550

14

11

1

La

2565

17

14

2

tabla

2365

19

15

2

2200

24

21

2

2100

27

22

2

Saca r De

1450

24

22

1

La

1350

27

23

1

tabla

768

28

26

1

459

31

27

1

Saca r

0

31

26

3

De

-300

41

27

3

tabla

iva

VAPO R pv

SPRU NG %

ABA CO %

Grado de comodi dad

El grado de comodidad se calcula sumando a 40 el 72% de la suma de las temperaturas húmeda y seca. Si el valor obtenido es inferior a 70 se puede decir de un grado de comodidad satisfactorio, es decir, hay confort en el sitio. Si es superior a 70, ya existe un grado incomodidad en el ambiente. También usted puede relacionar este factor climático al de la temperatura efectiva. Si esta temperatura es menor que las temperaturas seca y húmeda, usted tiene un grado de confort acepta

31

CAPÍTULO

III

CÁLCULOS DE VENTILACION

3. OBJETIVOS: Las metas que debe llenar la ventilación son: - Aprovisionamiento de los trabajos mineros con la suficiente cantidad de aire limpio, - Dilución por aire y eliminación de diversos gases explosivos y tóxicos contenidos en el aire de las labores subterráneas. - Disminución de la a temperatura del aire en las minas profundas y húmedas y en secciones calientes como en los yacimientos azufre (S) y de pirita (Fe2S). De acuerdo con la clase de mineral expulsado prevalece uno u otro factor, así: en las minas grisutuosas, la cantidad de grisú que se desprende, en las minas metálicas el consumo de explosivos y la cantidad de polvo suspendido en el aire. Los métodos de cálculo de caudal de aire depende, entonces, de: - La cantidad de gases que se desprende en la mina o frente bajo tierra - La producción diaria - El mayor numero de personas que se encuentran al mismo tiempo en las labores subterráneas y - El polvo resultante del arranque de carbón en el avance de vías. Generalmente, el cálculo de aire se hace para toda la mina en su conjunto. El calculo según la incidencia del factor de temperatura se hace exclusivamente para las minas de profundidad mayor de 800 a 900m. 3.1 Calculo del caudal de aire según desprendimiento de metano. Esta evaluación es básica para aquellas minas grisutuosas:

Qnecesario =

100 * q q * 100 3 = (m / s) 24 * 60 * 60p 86.400

Donde: 3 q= Volumen de gases que se desprenden en la mina en 24 horas (m ). p= Norma de contenido de metano en el aire, 1% según reglamento Decreto 1335. Para mantener este caudal con un margen de seguridad aceptable, que tenga en cuenta las pérdidas de aire que normalmente se presentan en las minas, se acostumbra calcular este valor teniendo en cuenta un factor de seguridad del 30%. Ejemplo: Para une mina de carbón cuya producción diaria en 3 turnos sea de 2.000 ton/día (igualmente repartida) con una desgasificación de metano de 10 m3/ ton., la cantidad de aire necesario será: q = 2.000 x 10 = 20.000 m3 de CH 4/día

100 * 20.000 = 23.15m3 / seg 86.400 * 1 23.15 + (30% de 23.15 = 6.95) = 30.10m3 / seg O sea que : Q=

Q = 30.10m3 / s * 60s / 1min = 1.806m3 / min

32

3.2 CALCULO PARA RESPIRACION DEL PERSONAL El caudal de aire necesario para la totalidad de personal, teniendo en cuenta el turno de mayor personal es: Q = 6 n (m3/min.) Donde 6 = m3/min., cantidad de aire para cada hombre en bajo tierra, según norma reglamentaria Decreto 1335. n = número de personas que se encuentran trabajando al mismo tiempo en la mina, en el turno más cargado de mineros 3. 3 CÁLCULO PARA CONSUMO DE EXPLOSIVOS Es el método principal en las minas metalíferas; también se utiliza en minas de carbón que tengan elevado consumo de explosivo. Se basa este cálculo en dos valores: - Formación de 0,040 m3 de productos tóxicos por la voladura de 1 Kg., de explosivo. - Tiempo de ventilación no mayor de 30 min. con excepción de explosiones en masa; o sea el tiempo dentro del turno, que gasta el minero en regresar al frente después de haber realizado la voladura. De acuerdo a algunos reglamentos de seguridad, los productos tóxicos de la explosión deben ser diluidos a no más de 0,008% en volumen, entonces se obtendrá que el caudal del aire por llevar al frente de trabajo debe ser:

Q=

100 * a * A 0.008 * t

En donde: A = Cantidad de explosivo en la voladura en Kg. a = 0,040 m3/kg. t = Tiempo de pausa entre la voladura y el regreso al frente o tiempo de ventilación en minutos. Q = Cantidad de aire necesario en m3/min. PROBLEMAS 1. La rata de desprendimiento de CH4 en una cámara de explotación, de un manto, varía entre 1.4 (1.8; 2) a 7(9; 11) m3 /minuto. Calcular el volumen de aire fresco necesario que requiere este frente, con el objeto de mantener la concentración de metano en 1 %(0.5%; 0.75%). 2. La perforación de un frente en roca en bajo tierra libera polvo estéril a la rata de 453.6 (600; 750) gramos/minuto. Si la cantidad máxima permisible de este polvo es de 9.1 (10;11) miligramos/ m3 de aire. Calcular el caudal de aire necesario en m3/minuto para diluir el polvo producido por la perforación a un nivel apto para el organismo. La concentración de polvo que se supone contiene el aire que entra a la mina es de 1.14 (1.5; 2) gramos/ m3 de aire. 3. El parágrafo 2º del Artículo 28 del Reglamento de Seguridad para Minas, Decreto Ley 1335 establece: “ En las labores subterráneas donde haya transito de locomotoras Diesel( Locomotoras, transcargadores, como los de la mina El Uvo de Acerías, etc.), debe haber el siguiente volumen de aire por contenido de CO en los gases del existo: b. Seis metros cúbicos (6m3) por minuto por cada HP. de la máquina, cuando el contenido de monóxido de carbono (CO) en los gases del existo no sea superior a cero punto doce por ciento (0.12%); c. Cuatro metros cúbicos (4m3) por minuto por cada HP. de la máquina cuando el contenido de monóxido de carbono (CO) en los gases del existo no sea superior de cero punto cero ocho por ciento (0.08%).

33

En este problema establecer el caudal de aire de una mina donde se hace una voladura dentro del turno de trabajo con 200 Kg.(150Kgs; 250Kgs) de ANFO cuya producción de gases tóxicos es de 0.40% y el tiempo de ventilación es de 20 minutos. En esta mina circulan los siguientes equipos Diesel: dos(1;3) transcargadores, un bus y una(2;3) locomotora, los cuales tienen la siguiente potencia: 500 HP. 120 HP. y 60 HP respectivamente. El contenido de CO de los transcargadores es de .18%(0.12%;0.15%); el del bus es 0.015%(0.12% 0.16%) y el de la locomotora es 0.010%(0.08;0.015). Cuál es la cantidad de aire de seguridad de esta mina, cuando en el turno de mayor personal laboran 150(100;200) hombres? 4. La voladura de dinamita en un tambor bajo tierra libera 5.66 metros cúbicos de humos tóxicos y humos. la sección del tambor es de 1.22x1.83 metros y 12.20 metros de longitud sobre el nivel. ¿Si el ventilación auxiliar proporciona 23 metros cúbicos por minuto (mcmn) de aire fresco hasta el frente del tambor, cuánto tiempo tomará diluir los humos a una concentración de 50 p.p.m, para que los mineros pueden regresar el lugar de trabajo? 5. Calcule la cantidad de aire requerido para ventilar un frente si se desea diluir los humos de la descarga del existo de un máquina del diesel utilizada para el descargue en bajo tierra. Un análisis en el existo muestra la siguiente producción de gases por el BHP del equipo Diesel utilizado: -5 Los óxidos de nitrógeno. 4.245x10 -5 Monóxido de carbono 1.68x10 -3 Anhídrido carbónico 7,556x10 -6 Aldehídos 2.86x10 Los cálculos se efectúan y llevan a cabo, de acuerdo con los VLP establecidos en el reglamento 1335. Asumir: (1) que es necesaria una dilución física, y (2) que las reacciones químicas tienen lugar, así como las diluciones físicas ocurren. 3.4 DEFINICIONES y UNIDADES EMPLEADAS EN CÁLCULOS DE VENTILACION: En los problemas de ventilación, es común el empleo del Sistema Internacional SI en unidades M.K.S. cuyas unidades de base son: - El metro para las longitudes - El segundo para los tiempos - El kilogramo para las fuerzas, En este sistema y para efectos de ventilación, las magnitudes que entramos a considerar: son los flujos y las presiones. 3.4.1 FLUJOS: El flujo es el volumen del aire Qv , el cual se expresa en m3/s. El flujo en peso Qq es expresado en Kg./s y es igual a: Qq=ω*Qv ω siendo el peso especifico del fluido (o peso volúmico) en Kg./m3 Igualmente se considera el flujo en volumen normal Qn (m3/s) que es el flujo en volumen que se observaría si el flujo estuviera en las condiciones normales de temperatura y presión, o sea 15°C de temperatura y 760 mm de Hg. de presión. El peso especifico del aire seco `ωo ' bajo condiciones normales es: 1,226 Kg./m3; el peso específico del aire a nivel del mar 'ωnm ' es: 1,293 Kg./m3. El peso especifico del aire en las minas boyacenses 'ω b ´ varia entre 0,8 y 0,9 Kg./m3. 3.4.2 PRESIONES 2

La unidad de presión del sistema SI de Kg./m2. Un kg../m es igual a la presión de 1mm columna de agua 2 o a 0.10198 pascales; normalmente se expresan las presiones en Kg./m o en mm de agua. La unidad del sistema cegesimal CGS en el barye (o DINA/cm2)con sus múltiplos: el bar o megabarye=106 baryes el milibar=103 baryes.

34

La unidad del sistema MKS es el pieze=104 baryes con su múltiplo el hectopieze= 1 bar y su submúltiplo el centipieze, el cual se aproxima al Kg./m2 . Se utiliza igualmente la atmósfera, la cual es igual a 10.333 mm de agua o 10.333 Kg./m2, ella se aproxima a un hectopieze. La unidad del sistema internacional SI es el pascal que vale 10-5bares; el pascal es presión de un newton por metro cuadrado siendo un newton la fuerza que comunica a una masa de 1kg, una aceleración de 1m/s2. 3.4.3 POTENCIA La potencia es el producto de un flujo, en m3/s, por una presión ∆x(H) en Kg./m2 (sistema MKS) de lo que resulta una potencia el kgm/s. Entonces se tiene que: P= Q* ∆x (kgm/s) =

P =

∆x * Q (kilovatios) 102

En el sistema internacional SI el producto de un flujo Q en m3/s por una presión en Pascales, es una potencia en N.m/s o sea en vatios. 3.4.4 OTRAS MAGNITUDES - Volumen específico: - Velocidad: V

m s

1 m3 / kg ω

-3

- Cantidad de calor: Kcal.=10 termia - Calor especifico o calor másico a presión constante: Cp o a volumen constante Cv Kcal./kg. Grado - Coeficiente de viscosidad dinámico; η : la unidad cegesimal (CGS) DINA/s-cm2 se llama poise - El kilopondio (kp), unidad de fuerza en el sistema alemán, cuando una fuerza un Kg es ejercida a una masa de un Kg con una aceleración de 1 m/s2 de un kilogramo. 3.5 FLUIDO COMPRESOBLE NO VISCOSO Definición.- Es un fluido compresible no viscoso; las fuerzas de fricción interna que se ejercen entre las partículas de un fluido en movimiento se suponen despreciables; este es un caso local, que no existe en la realidad, pero que obedece leyes más simples que la de los fluidos reales. Consideremos el caso de un fluido que circula en REGIMEN PERMANENTE, ello significa que en cada punto, las características del fluido y especialmente su velocidad tienen un valor constante, independiente del tiempo. En cada punto se puede definir, entonces, un vector velocidad; en realidad si el régimen es turbulento, lo que es el caso común en ventilación de minas, solamente la velocidad media es constante; la velocidad instantánea sufre fluctuaciones; las líneas internas de la corriente, en cada uno de los puntos al vector velocidad, se identifican con las trayectorias de las partículas. Se define un filete fluido (o tubo de corriente), como aquel volumen limitado por líneas de corriente que se apoyan sobre un contorno cerrado. En cualquier punto el estado del fluido está definido por las cuatro variables siguientes: presión, peso específico ω (o volumen específico=

1 velocidad V temperatura T. ω

35

Si la sección recta del filete. S es demasiado pequeña, se puede admitir que las variables p.ω.T y V tienen el mismo valor en todos los puntos de la sección recta; por el contrarío ellas están variando de una sección a la otra, cuando la sección es variable y están en función de la abscisa x de la sección, teniendo en cuenta la longitud del filete. 2

dx

1

dp S2 S1

dt dv X1 X2

dw

Fig. 2 Secciones S1 y S2 de un Filete de Fluido

Fig. 3

3.5.1 ECUACIONES DEL MOVIMIENTO Existe entre las cuatro magnitudes: p,w (o a) T y V, funciones de la variable x, cuatro relaciones físicas que constituyen las ecuaciones del movimiento. Las expresaremos primero bajo su forma diferencial, dp, dω, dt y dv las cuales representarán las variaciones de las cuatro magnitudes a lo largo del tramo del filete de longitud dx. Las ecuaciones del movimiento de una partícula son las siguientes: 3.5.1.1 ECUACION DE CONTINUIDAD ω∗ S*V = q*p = constante (1) Ella expresa la conservación de la masa; el flujo en peso de fluido Q(q)que atraviesa una sección recta y que permanece constante. 3.5.1.2 ECUACION DE ESTADO: f (p,ω,T) = constante

(2)

Esta es la ecuación característica del fluido. Por ejemplo, cuando el fluido es un gas perfecto, ella se escribe:

p = Constante ωT 3.5.1.3 ECUACION DE CARGA:

dp V 2 + dz = 0 (3) + ω 2g Esta ecuación se deriva directamente de la aplicación de la ley fundamental de la mecánica F = m t, que puede ser considerada como la expresión del teorema de las fuerzas vivas aplicada a un fluido, Admitimos que la sola fuerza exterior que se ejerce sobre el fluido es la gravedad de intensidad 'g´. La cota z es medida con signo positivo de abajo hacia arriba.

36

3.5.1.3 ECUACION CALORIMETRICA

JΦDX = JdU + Pdσ (4) Qp - Φ designa el flujo de calor cedido al exterior por el filete fluido; está relacionado a unidad de longitud del filete (kcal./s,m.). Si, por ejemplo el movimiento se lleva a cabo sin cambio de calor con el exterior (fijo adiabático) se tiene que Φ = 0 . J Equivalente mecánico de la caloría: 426,7 kg./m kcal. U energía interna del fluido relacionado a la unidad de peso y expresado en kcal./kg. Esta es una función conocida de las variables de estado: p, w, T. Por ejemplo, en el caso de un gas perfecto la expresión es: U=cvT cv siendo el calor específico a volumen constante kcal./kg.-grado. Esta ecuación expresa la conservación de la energía (dirección del primer principio de termodinámica, introduciendo la entalpía:

H =U+

pσ , J

esta ecuación también se puede escribir, también, de la forma:

J

Φ dp dx = JdH − (4 bis) qp ω

la entalpía es, como la energía interna, una función conocida de las variables de estado: p, ω,T.; ella se expresa igualmente en kcal./kg. En el caso de un gas ideal, ella tiene le forma H = cp T., cp y designa el calor especifico a presión constante (kcal./Kg. - grado). Se puede, finalmente reemplazar la ecuación (4) por la ecuación (4ter), la cual es combinación de la (4 bis) y la (3), o sea:

V2  dx = JdH + d   + dz qp  2g 

dΦ

(4ter)

0BSERVACION: se puede notar en el estudio de las ecuaciones del movimiento de los fluidos que las cuatro variables p, ω, T, V, intervienen en las cuatro ecuaciones. Por ello, es necesario estudiar al mismo tiempo, por el mismo sistema de ecuaciones, la evolución de las cuatro variables; dicho de otra manera, el problema mecánico del movimiento de de los fluidos (evaluación de la presión y de la velocidad) es inseparable del problema térmico (evolución de las temperaturas).

37

3.6 SIGNIFICACION DE LA PÉRDIDA DE CARGA: La ecuación (3) en lugar de expresarla en forma diferencial como se hizo anteriormente, se puede definir también integrando la longitud del filete, considerando dos secciones rectas SI y S2 de abscisas X 1y X2 S1

S2

X1

X1

X2 X2

FIG. 4 y sean

p1,ω1,T1,V1 y p2,ω2,T2,V2 los valores toma-dos para las cuatro magnitudes p, ω, T, V, en las

dos secciones. Entonces se tiene que:

dp 1 2 + (V2 − V12 ) + Z1 − Z 2 = 0 x ω g 1 (P2 − P1 ) + 1 (V22 − V1 2 ) + Z2 − Z1 = 0 w 2g

∫

x2

(5) (6)

Esta ecuación esta, del teorema de Bernoulli. Se expresa generalmente de la siguiente manera:

p1 +

ω ω 2 + ω Z1 = p2 + V + ω Z2 2g 2g 2

Ecuación esta, del teorema de Bernoulli, que nos dice: la carga permanece constante a lo largo de un filete:

x= p

ω 2 V + ωZ 2g

X, tiene las dimensiones de una presión. 3.7 PERDIDA DE CARGA PARA FLUIDOS CON ROZAMIENTO En el caso de un fluido real las fuerzas de rozamiento se ejercen entre las partículas en movimiento, el trabajo de estas fuerzas de fricción constituye una disipación de energía que se halla en el fluido base la forma de calor.

Encontramos cómo las ecuaciones anteriores deben ser modificadas y nos colocan ante el caso de un fluido comprensible. La carga x no permanece constante a lo largo del filete; ella va constantemente decreciendo en el sentido del movimiento, Se llama pérdida de carga ∆x entre dos secciones S1 y S2. la disminución de la carga x entre estas secciones

38

    ω 2 ω 2 ∆x = x1 − x2 =  p1 + V1 + ω Z1  −  p2 + V2 + ω Z2  2g 2g    

(9)

La magnitud ∆x siempre positiva representa la energía liberada por las fricciones, bajo la forma de calo., en la unidad de volumen, en el curso de su desplazamiento entre las secciones S 1 y S2 (kg. m/m 3= 2 kg/m ). Para poner en evidencia la significación física de la pérdida de carga AX, coloquémonos en un caso particular, frecuente en la práctica, el de un movimiento horizontal a sección constante. En este caso: S1= S2 Z1=Z2 V1=V2 La ecuación (9) se reduce a: p1-p2 = ∆x El fluido experimentará una caída de presión

∆p = ∆x Este trabajo se ejerce sobre el volumen de fluido Qv = S*V; el trabajo suministrado a le unidad de volumen del fluido es, ∆x . Este trabajo es transformado en calor por fricciones entre las partículas del filete fluido. A menudo se tiene la tendencia de confundir la pérdida de carga con la caída de oresi6r; en realidad estas des magnitudes no son iguales si no en el caso particular que acabamos de examinar: el movimiento horizontal a sección constante. En el caso general, la perdida de carga ∆x es la suma de los términos: p1-p2

V12 − V22 Z1- Z2

ω 2g

Variación de la presión (cabeza de presión) Variación de la velocidad (cabeza de velocidad) Variación de la altura (cabeza de altura)

3.8 CONDICIONES DE APLICACION DE LAS ECUACIONES DE FLUIDO NO COMPRESIBLE Es bien cierto que el aire no puede ser considerado, como un fluido incompresible, a pesar de ello es posible aplicar las ecuaciones de los fluidos incompresibles si las condiciones del movimiento del aire tales como el peso específico del aire, y que varíe muy poco de un punto a otro. En qué medida, estas condiciones pueden ser satisfechas en la mina? En la práctica el peso específico del aire varía por dos razones fundamentales: - A causa de variaciones de presión y - A causa de variaciones de tempera Las variaciones de presión son debidas a lo siguiente: - A las diferencias de profundidad; para una variación de 100m en profundidad, la variación de presión es 2 del orden de ∆p = ω ∆z =130 kg./m (a nivel del mar) o sea una variación relativa del 1.3% sobre p, por consiguiente sobre ω. Para una profundidad de 1000 m, la variación es del orden del 13%, ella es, entonces, muy importante.

39

A las pérdidas de carga y a los ventiladores; para la totalidad de una mina, las variaciones son de algunas centenas: de Kg./m2 (alrededor de 400 kg./m2); por el contrario pare un tramo de galería de 1 Km., de longitud ella es generalmente inferior 10 kg./m2 (o sea menos de 1% uno por mil en valor relativo). Una variación en temperatura de 20ºC. Entrañaría una variación relativa del peso específico, del orden de.

∆ω ∆T 20 = = = 6.6% , cifra no despreciable ω T 300

Por el contrario, a lo largo de una galería o de un frente de explotación, la variación de. la temperatura no excede generalmente sino el algunos grados, la variación relativa de peso específico , en este caso, no sobrepasa del 1 a 2%. En conclusión, si se considera la mina en le conjunto, el peso específico experimenta variaciones importantes de un punto a otro, y la aplicación de las ecuaciones de los fluidos incompresibles no constituyen más que una aproximación, inadmisible en un cálculo teórico. Sin embargo, esta aproximación es casi siempre suficiente, igual para un cálculo preciso, cuando se considera un tramo de vía, un frente e igualmente una sección, excepto para el caso de pozos, 3.9 RESISTENCIA Definiciones y unidades: Es el grado de dificultad para transportar el aire de ventilación en una mina de un lugar a otro, dependiendo de la sección de la vía, tipo de vía (arco, madera, sin entibación, libre sin accesorios con accesorios-vagonetas, transportadora), de su longitud y de su peso específico En los problemas de ventilación de minas se tiene la costumbre de caracterizar los diferentes tramos de explotación, galerías, tambores, bajadas, etc., no por su coeficiente de pérdida de carga, si no por su resistencia. Si el tramo está recorrido por una corriente de aire de peso específico constante ω, su pérdida de carga ∆x se define por la ecuación (9).

    ωV 2 V2 ∆x =  p1 + 1 + ω Z1  −  p2 + ω 2 + ω Z 2  2g 2g     Se define la resistencia de un tramo de vía subterránea por la relación:

∆x Q2 ∆x RV = 2 QV δx

R=

n

2 n

(12) (13) (14)

En caso particular donde el tramo considerado es horizontal, con sección constante Z1=Z2= y V1=V2, entonces la expresión (9) se reduce a:

∆x = p1 − p2 = ∆P La resistencia es entonces igual a:

R=

∆x Q2

A menudo, se toma esta relación como definición de resistencia de una vía. En la realidad ella solo es válida en el caso particular don el tramo o la vía -entre dos nudos- es horizontal.

40

3.9.1 UNIDADES La u n i d a d de resistencia es el MURGUE, Si ∆x está expresado en kg/m2 o mm, columna de agua y Qv en m3 /s, R debe ser expresado en kilomurgues. El murgue es, entonces, la resistencia de una galería en la cual un flujo 1 m3/s c i r c u l a bajo el efecto de una diferencia de carga o presión de:

10−3

Kg 2

m

=1

g m2

Sistema frances

En el sistema alemán la unidad de resistencia se denomina miliweísbach (mWb), que es la resistencia de una galería en la cual un flujo de 1m/s ci r c u l a bajo el efecto de una d i f e r e n c i a de carga de un 0.001 kilopondio/m2 o 0.001 mm columna de agua. TABLA 4 EQUIVALENCIAS 1 Kg-fuerza/m2 1.000 murgues 1.000 miliweisbach 1 Atkinson 164 Atkinson

1 Kilopondio/m2 1 Kilomurgue 1 Kilomurgue = 1 Weisbach 0.0061 Kilomurgue 1 Weisbach = 1 Kilomurgue= 1.000 murgues

La unidad de resistencia en el sistema inglés es el Atkinson, que es la resistencia que se origina cuando circula un flujo de un pie3/s, bajo el efecto de una presión de una libra/pulgada2 3.9.2 OTRAS DEFINICIONES Con frecuencia se introduce la magnitud c i e n t í f i c a la cual se lla m a Temperamento; ella es tal que:

T=

1 R

Ella es tal que:

Q = T * ∆x La unidad de Temperamento es el Guibal. Un Guibal corresponde a una diferencia de carga de 1 Kg/m2 3 para un flujo de 1 m /s. Ella está relacionada al kilomurgue. 3.9.3 RESISTENCIAS PRÁCTICAS

En los cálculos de ventilación de una mina se acostumbra u t i l i z a r NOMOGRAMAS para valores de resistencia que se tabulan para tramos de 100 mts (R 100). Su u t i l i d a d para casos concretos depende de la experiencia, sentido y capacidad a n a l í t i c a del Ingeniero de Mi n as o del Técnico que use estos valores en los cálculos para casos determi nados. Cada nomograma corresponde a resistencias especificas (Rs, en condiciones normales, es decir 15°C de temperatura, presión barométrica de 760 mm. de Hg y un peso especifico ω igual a 1,226 kg/m3). Para las condiciones la minas de Acerías Paz des Río se elaboró un nomograma, ANEXO 10.- NOMOGRAMA PARA LA DETERMINACION DE LA RESISTENCIA DE VENTILACION EN GALERIAS Y TAJOS DE EXPLOTACION

Con valores de resistencia para tramos de resistencia de 100 mts, con una temperatura de 15°C presión barométrica de 550 mm de Hg y ω = 0,86 kg/ m2. Estos valores están representados en papel a doble logaritmo (abscisas y ordenadas), para diferentes t i p o s de e n t i b a c i ó n según el área y tipo de la vía, así: Curva (1) para tramos de vía con entibación en madera Curva (2) para tramos de vía sin e n t i b a c i ó n C u r v a (3) para tramos de vía con entibación en arcos de metálicos Curva (4) para tramos de vía en concreto a base de cemento Ver Anexo 8

41

A continuación, el autor obtuvo valores prácticos de resistencia de varias minas de ACERIAS que el lector puede utilizar para elaborar sus propios proyectos de ventilación, con vías similares a las que utilice en tales proyectos y para comparar los resultados entre vías de La Chapa y Samacá y vea su comportamiento desde punto de la clase de vía y su área. Los valores de resistencia allí anotados se obtuvieron en la práctica como resultado de mediciones de presión con barógrafos tipo Barolux, por el sistema de paso 'peregrino' con flujo obtenido por medio de mediciones de velocidad con el anemómetro de rueda alada y mediciones de áreas obtenidas mediante el metro. Se hace salvedad que tales valores, fueron influidos por los cambios de sección debido a la variación de la sección de entibación por las presiones de la vía, forro en mal estado, curvas, trenes en las vías, bandas, materiales, obstáculos y carbón en los tajos. 3.9.4 VALORES PRACTICOS DE RESISTENCIA MINA LA CHAPA TABLA 5 Nº

VIA

SECCION MEDIA m2

LONGITUD (m)

R100 Wb

en

1 2 3 4 5 6 7

BAJADA 1, vía con transportadora

8.7

616

0.00164

GALERIA 460 N.D. vía con transportadora

7.7

499

0.00229

GALERIA 46P SO vía con transportadora

8.4

406

0.00182

TRANSVERSAL 260 (libre)

6.7

485

0.00304

TAMBOR MTO. 2 (libre)

4.0

140

0.01900

TAJO MTO. 4

2.7

134

0.05999

TUNEL 3 hasta pozo descargue (libre)

8.2

492

0.00193

MINA SAMACA Nº

VIA

SECCION MEDIA m 2

LONGITUD (m)

R100 en Wb

1

TRANSVERSAL Y GALERIA A MTO K (con regulador)

7.1

400

0.19213

2 3

GALERIA MTO “A” Y TRV 20 HASTA TBR 10 (libre) GALERIA MTO “N” , DIAGONAL, GALERIA MTO “K” (li)

6.5 7.0

685 640

0.00339 0.00284

4

TAJO MTO. “L” 3-4 NIVEL

1.5

125

0.01280

5

TAMBOR MTO. “L” Nº 33

1.5

151

0.29051

MINA EL UVO Nº

VIA

SECCION MEDIA m 2

LONGITUD (m)

R100 Wb

1

BAJADA CENTRAL.: A. Sin entibación (con accesorios)

8.0

219

0.05256

2

B. Con entibación (con accesorios)

en

10.0

197

0.00240

3

TAMBOR MTO. 1 BUENOS AIRES (libre)

7.1

43

0.030000.

4 5

TUNEL SALITRE HASTA BAJADA CENTRAL(libre) TUNEL A CABLE AEREO (con accesorios)

10.7 13.5

1,027 500

0.01200 0.00055

6

CAMARA 5 BAJADA 2 VIA TRANSLODER (libre)

21.0

57

0.00230

42

3.9.5 UTILIZACION Y MANEJO DE NOMOGRAMA RESISTENCIA PARA TUNELES MINEROS, ANEXO 8 1.

El nomograma ANEXO 10.- NOMOGRAMA PARA LA DETERMINACION DE LA RESISTENCIA DE VENTILACION EN GALERIAS Y TAJOS DE EXPLOTACION para índices de resistencia de vías para túneles mineros constan de un par de ejes de coordenadas con divisiones a doble logaritmo con el objeto de que la curva de resistencia para cada vía sea definida por una recta. El tipo de vía define la curva a utilizar, ya sea que esta corresponda a arcos de acero, madera, sin entibación o cementada. También, si se trata de una vía, como la de un tajo de explotación en madera o con estemples de acero o hidráulicos. Los diferentes tipos de vías con o sin accesorios (transportadora, vagonetas) corresponde otro tipo de curva que puede buscarse en otros nomogramas. En la primera abscisa horizontal del nomograma se indica el área en m2 de la vía. La segunda abscisa R100 se utiliza para tajos de determinado espesor, según el manto de carbón, para 100 m lineales. 3.9.5.1 Uso del Nomograma: Conocido el área en m2 de la vía o el espesor del manto de carbón del tajo en m en este punto se levanta una perpendicular hasta que corte la curva, según el tipo de vía que se esté estudiando y cuya resistencia R100 se desea averiguar El punto de intersección con la curva con la perpendicular se proyecta paralelamente a la abscisa horizontal a la izquierda o a la derecha, según se trate de una vía en forma de túnel o de un tajo, respectivamente; el valor de resistencia que se lea en la ordenada del nomograma corresponderá en unidades de miliweisbach por cada cien metros de vía: R 100 de la vía. Tales valores de resistencia están tabulados para un peso específico de 1.2 Kg./m3. Los valores así obtenidos se computarán proporcionalmente de acuerdo con la longitud de la vía en m y al peso específico del aire que circula por ella.

43

3.9.5.2 Problemas 1. Datos: Averiguar la pérdida de carga ∆x de una vía por la cual circula un caudal de aire de 600 m/min. Las características de la vía son: Longitud: 400 m. Sección: 5m2; Fortificación: Arcos de acero; Peso Específico ω: 0.86 Kg./m3. Procedimiento: En la abscisa del nomograma Anexo 8, en la división 5m2 se levanta una perpendicular, hasta que corte la curva “a” correspondiente a vías fortificadas con arco. El punto de corte anterior se proyecta horizontalmente a la abscisa del área hasta cortar la ordenada R100, donde se lee el valor de resistencia por cada 100 metros. Como este nomograma viene para una densidad de 0.86 Kg./m3 no hay necesidad de convertirlo proporcionalmente a otro peso específico. Solución: R100= 10 mWb (leído en la hoja del nomograma, Anexo 10 o sean 0.010 Wb. R400(0.86) = 400/100x0.010 = 0.04000 Wb. 2 2 ∆x = R400 x Q = 0.04000 x (600/60) = 4 mm columna de H2O

Conclusión: Esta vía, para un peso específico de 0.86 Kg./m3s y 400m de longitud tiene una pérdida de carga de 4 mm col de agua. 2. Hallar el ∆x de un tambor avanzado en madera. La longitud del tambor es de 160 m; Sección: Espesor manto: 3.0 m; Ancho: 2m. El tambor no tiene construcciones interiores; Peso específico: 0.86 Kg./m3. 3.9.6. RESISTIVIDAD Es la resistencia por unidad de longitud, o sea:

ξ=

R l

en kilomurgues / m o

weisbach / m

3.10 ORIFICIO EQUIVALENTE Esta magnitud, llamada también abertura equivalente, puede caracterizar una vía, varías vías bajo tierra o en general, el conjunto de elementos de una mina. Se define el o r if ic io equivalente (Ω) de una mina, como la sección de un orificio de pared delgada por el cual circularía un flujo “Q”, bajo una diferencia de presión

suponiendo el aire en condiciones normales (presión barométrica de 760 mm de Hg. y t = 15°C). E l l a esta relacionada a la resistencia específica por la ecuación: 1

Ω = 0.348 * ω0 *

Re

Siendo ω0 = 1.2 Kg./m3, se obtiene que:

Ω=

0.38 Re

Introduciendo en la noción de de orificio equivalente, la relación entre caudal y pérdida de carga se tendrá:

Ω = 0.348 *

Q ∆x

* ω

Si ambos miembros de la ecuación se elevan al cuadrado la ecuación anterior se convertirá en:

∆x = 0.121*ω *Q2 * Ω−2 La noción de or if i ci o equivalente presenta la ventaja de tener una si g n i f i c a c i ó n física concreta; por este hecho es frecuentemente empleada; pero a menudo es más cómodo para efectos de cálculo, u t i l i z a r la noción de resistencia . Además el o r i f i c i o equivalente caracteriza claramente, en una mina cualquiera, el grado de d i f i c u l t a d en la ve n t il a ci ón de la misma.

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De acuerdo a las dificultades de ventilación, las minas se pueden clasificar en tres grupos de acuerdo con la Tabla siguiente: TABLA 6 GRADO DE DIFICULTAD PARA VENTILAR

Ω

RESISTENCIA

(m2)

ESPECIFICA R e

MINAS DE SECCION REDUCIDA: Difíciles de ventilar

0-1

0.143

MINAS REGULARES: Medianas dificultades de ventilar

1-2

0.142-0.035

MINAS DE SECCION AMPLIA: Fáciles de ventilar

>2

< 0.035

En el cuadro anterior puede observarse que las minas con orificios pequeños son típicas de contar con labores de reducida sección, caudal reducido y gran longitud. La siguiente figura muestra las relaciones entre Q, Η(∆x) y Ω Las divisiones entre flujo, y presión se expresan en unidades m étricas por lo que se observa que la curva de abertura equivalente tenga una forma de medía parábola. En un diagrama con división logarítmica la curva de abertura equivalente toma la forma de una recta.

3.10.1 PESO ESPECÍFICO DEL AIRE El peso específico del a i r e puede calcularse por la siguiente formula:

ω=

0.455 * pbarometrica 273 + t s

en donde “p” es la presión barométrica del s it i o , donde se mide la densidad, en mm. de Hg. “t” = temperatura del a i r e en grados centígrados. Sin lugar a dudas se obtiene un valor más exacto sí se calcula la humedad r e la t i va del aire por medio de la formula siguiente:

ω=

0.465 * pbarometrica − 0.176 * psaturacion * ϕ 273 + t s

En donde: pbar= presión barométrica en milímetros de Hg φ = humedad relativa del lugar en % psaturación = tensión del vapor saturado a una temperatura dada en mm de Hg.; T= temperatura absoluta

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3.10.2 PROBLEMA Calcular el peso específico del aire en un frente bajo tierra, que arroja los siguientes datos: ts= 15ºC pbarométrica = 550 mm de Hg φ = 85 % 3 ω= (0.465x550+0.176x12.699*0.95)/(273+15) = 0.881 Kg./m Si aplicamos la fórmula: ω = 0.455 x pbarométrica /(273 + ts) ω = 0.455 x 550 /(273 + 15) = 0.869 Kg./m3 Esta fórmula representa un 98.64 % con relación a la anterior, lo que representa un resultado bastante aceptable. 3.11 VALORES PRACTICOS DE ORIFICIOS EN MINAS DE ACERIAS TABLA 7

MINA

∆x(mm col H2 O)

Q (m3 /min)

Ω (m2)

tseca

LA CHAPA TUNEL 1

85

2.268

1.32

13

LA CHAPA 1ER. NIVEL SAMACA 3ER. NIVEL

52 26

941 1.847

0.70 1.90

13 10

CALIZA TAMBOR 55

33

3.539

3.31

12

EL UVO BUENOS AIRES

34

3.569

3.33

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3.12 MEDIDAS DE VENTILACION Toda persona que d i r i g e une explotación minera se enfrenta, por lo general, a dos clases de problemas bastante importantes: 1. la estimación y el control del flujo de ventilación con que cuentan las diversas vías y frentes de explotación de la m i na . 2. la búsqueda y estudio de soluciones que le permitan proveer una ventilación adecuada en todos los puntos de la red de ventila ción y mantenerla, durante la vida de las explotaciones mineras. Como la red de ventilación de la mina se clasifica: 1. En vías de ventilación principal, 2. Vías de ventilación secundaria; 3. Vías de ventilación al ventilador principal. Entonces , las medidas de ventilación se pueden clasif icar en tres categorías diferentes, en cuanto a las condiciones de trabajo: Mediciones de ventilación en vías de ventilación principal Medidas en canales de ventilación secundaria Medidas en los ventiladores principales Las resistencias de las vías como galerías, transversales, tambores bajadas y otras pueden controlarse, entonces, mediante aforos para el cálculo de caudales y por medio de mediciones de presión. Ver reglamento 1335 para minas combustibles y no combustibles. 3.12.1 INSTRUMENTOS PARA LA MEDICION DE VELOCIDADES La gama de velocidades a medir se extiende desde 6 m/min. (10 cm/s) hasta 1200 m/min. (20 m/s). En la medición de la velocidad de! aire se utilizan por lo general 2 aparatos: los anemómetros de rueda halada (aletas) y el Velómetro tipo Luga, Hoy día se utilizan Velómetros Digitales de muy buena precisión. 3.12.1.1 ANEMOMETRO DE RUEDA ALADA Las aletas son accionadas por la corriente de 8-1 re, estas permiten integrar la velocidad en función del tiempo, por medio de un contador. Los aparatos modernos pueden ser puestos en marcha a distancia por el operador liberando el movimiento de relojería por tracción sobre un hilo; el funcionamiento del contador se

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embraga de manera automática desde un intervalo de 15 a 30 segundos míen-tras que el rotor entra en movimiento; éste se para automáticamente después de un tiempo determinado de registro (1 minuto generalmente. Estos aparatos son simples y cómodos, tienen una falla para Velocidades inferiores a 60 m/min. (1 m/s) que son frecuentes en las minas. La duración de una medida en estos aparatos es de un minuto, tiempo durante el cual debe barrerse toda la sección. 3.12.1.2 ANEMOMETRO LUGA O DE TORSION Es un aparato en que la impulsión dada por el fluido provoca el desplazamiento, por rotación, de una aleta hasta la obtención del equilibrio, gracias a un esfuerzo antagonista creado muy a menudo por un resorte. Estos aparatos tienen la ventaja de ser mas estables que los anemómetros de rueda halada (ellos son utilizables hasta velocidades de 30 m/min. (0,5 m/s) Poseen varias sensibilidades, en general 4, por cambio de un diafragma de secciones diferentes, lo que en principio mejora la precisión. La posición de estos diafragmas debe ser verificada por el operador. El empolvamiento de los diafragmas, los hace más sensibles, lo que i n f l u y e en el resultado de las mediciones. Además la a l t a humedad del ambiente modifica generalmente su funcionamiento. 3.12.1.3 OBSERVACIONES En el uso de estos anemómetros debe tenerse en cuenta la colocación de la persona que opera el anemómetro y de las personas que pudieran acompañar a éste o personas que duran te el trabajo del operador del anemómetro se acerquen a éste en la zona de medición. En un s i t i o antes del anemómetro, en el sentido de la corriente o lateral se ocasiona un error positivo; después del anemómetro se ocasiona un error negativo. Si el operador se halla a 1.5 m. del anemómetro puede ocasionar errores que o s c i l a n entre un 2 a 3%. Hasta donde las condiciones de la vía lo permitan debe mantenerse el plano del anemómetro, perpendicular a la dirección del flujo de aire; e l lo trae consigo la e l im in a ción de errores por este concepto. Por norma debe controlarse con frecuencia la tabla de corrección de los anemómetros. Para los de aleta se recomienda hacer este chequeo, cada 3 meses en un canal o tubería de ventilación debidamente instalados para tal efecto. 3.12.1.4 TUBOS PITOT, PRANDTL O ANTENAS DIRECTRICES PARA MEDICION DE PRESIONES ESTATICA, DINAMICA Y TOTAL

ρV 2 ωV 2 = (17) 2 2g ρ = masa volumica del aire ptotal = pdinamica + pestatica pd =

El tubo detector de presión dinámica (tubo Pitot o Prandtl) es una antena que se coloca enfrentada a la corriente del fluido que se está midiendo, en donde el canal anular, gracias a orificios periféricos registra la presión estática pe del fluido, mientras que el canal central registra una presión total “p” debida a la presión estática aumtada del efecto de la velocidad transformada en presión dinámica.

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Un manómetro de líquido vertical o inclinado nos permite, por diferencia de presión total pt y estática pe , determinar la presión dinámica pd. Aplicando la fórmula (17) se puede obtener el valor de la velocidad de la corriente de aire. Estos aparatos miden las presiones a partir de 0,1 mm columna de agua, lo que corresponde a 1,25 m/s. Por ello, son comúnmente empleados en las mediciones de canales de ventilación secundarios.

Para la transmisión de la presión al instrumento se utilizan las mangueras de 5 – 10 mm de diámetro unida a los tubos detectores de presión dinámica.

3.12.1.5 METODO APROXIMADO PARA LA MEDICION DE VELOCIDADES Consiste en utilizar un tubo de humo, el cual al ser abierto por ambos extremos produce un colchón de humos al bombear aire a través de él por medio de un pequeña bomba de caucho. Estos tubos son de costo relativamente bajo, en comparación al valor de un anemómetro y se pueden utilizar para varias mediciones, si el operador acostumbra a colocarles tapones de plastilina por ambos extremos, después de cada medición. El aire al entrar en contacto con la sustancia interna del tubo produce un humo blanco azuloso que permite ver el movimiento laminar o turbulento del aire a lo largo del túnel. El Método: Escoja un tramo recto de túnel o galería de 5 a 10 metros de longitud, mejor cinco metros. El tramo escogido se mide con un flexómetro (metro), marcando dos puntos I(inicial) y F(final) en la vía a la distancia establecida, en forma visible, con una tiza, sobre objetos salientes de la vía. Procedimiento: Marcar con tiza o pintura, ya sea en la tubería de aire comprimido o la entibación de madera o metálica de la galería. Se establece la dirección inicial y final del fluido I(inicio): Salida del filete fluido. F: (fin): Llegada del filete fluido. En I un primer operador bombea aire al tubo de humo, como se dijo, con una pequeña bomba de goma o caucho y toma en el cronómetro o reloj la hora o tiempo de salida. En F otro operario se coloca a favor de la dirección del aire, a un lado de la vía, sin oponerse al flujo, estando atento cuando vea llegar la primera capa de humo que bombeó el operario localizado en I. Cuando esto sucede, lo avisa mediante un grito “ya” para que el primer operario establezca el intervalo de tiempo transcurrido en segundo transcurrido, o tiempo de llegada del humo de I a F. Lo que sigue es el cálculo numérico de la velocidad del aire. Se acostumbran hacer tres a cinco mediciones para establecer el tiempo promedio.

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Ejemplo: Supóngase

que el tiempo promedio empleado por la cortina de humo en ir a I a F es de 6 segundos, siendo las distancia entre I y F, 10 metros.

Solución: Por la fórmula de velocidad:

V=

s 10 5 60segundos = = * = 100 t 6 3 1min uto

metros min uto

3.12.2 MEDIDAS DE PRESION Las medidas de presión consisten en: 3.12.2.1 Medidas de presiones absolutas, que pueden servir para calcular pérdidas de carga; 3.12.2.2. Cuando son necesarias para estimar el peso específico del aire, cuyo valor interviene en la corrección de las indicaciones de los anemómetros. 3.12.2.3 Medida de presiones diferenciales, utilizadas esencialmente para determinar las pérdidas de carga entre las extremidades de una vía de ventilación o un elemento de la vía, o en un canal de ventilación. 3.12.3 MEDIDA DE PRESIONES ABSOLUTAS 3.12.3.1 determinación de la presión atmosférica

en superficie: La presión atmosférica pa de la superficie sirve de referencia de una parte para permitir, sí es necesario, eliminar de las medidas realizadas en bajo tierra, o la influencia de las variaciones barométricas de superficie; de otra parte, para controlar y regular los barómetros utilizados en los trabajos de bajo tierra. La primera meta se obtiene con el empleo de barómetros aneroide registradores, que dibujan de manera continua la presión atmosférica de superficie. 3.12.3.2 determinación de presiones absolutas en bajo tierra: Las medidas precisas son realizadas por medio de barómetros aneroides de lectura óptica (Ejemplo: Barolux y Mícrobarómetro de ASKANIA), Principio de funcionamiento: Una cápsula aneroide se deforma bajo la acción de la presión atmosférica que provoca así la rotación de un eje. En el caso de un Barolux ANEXO 12.- Fig.-1: DIAGRAMA DE BARÓMETROS ANEROIDES DE LECTURA OPTICA. Ello acarrea el desplazamiento de una escala graduada. Esta escala es iluminada y un sistema óptico de lentes y prismas proyecta una imagen sobre un cristal esmerilado, donde una retícula fija permite hacer la lectura; la graduación tiene como precisión 1/10 de mm de Hg, lo que permite hacer lecturas de 0.1 mm de Hg. En el caso de un microbarómetro de Askanía: ANEXO 12.- Fig.-1: DIAGRAMA DE BARÓMETROS ANEROIDES DE LECTURA OPTICA Fig.-2: MICROBAROMETRO DE ASKANIA FIG. 3 CURVAS DE CORRECCION DE UN BARÓMETRO ANEROIDE la rotación del eje desplaza un espejo que, gracias a un sistema óptico refleja un

haz de luz sobre una graduación de precisión, donde se puede leer 1/100 mm de mercurio. Para el uso en bajo tierra, todos los aparatos deben protegerse en cajas o estuche de cuero. Para evitar errores grandes, es indispensable verificar su cero, comparándolos con un barómetro de mercurio de precisión y calibrarlos con frecuencia, ya que la curva de calibración puede v a r i a r con el tiempo; estas variaciones son posibles en algunas décimas de mm, de Hg., en ciertos casos de tiempos prolongado de uso. La curva de calibración debe ser doble, siendo la corrección diferente según que la presión medida haya si do obtenida para valores crecientes o decrecientes, ANEXO 12.- Fig.-1: DIAGRAMA DE BARÓMETROS ANEROIDES DE LECTURA OPTICA Fig.-2: MICROBAROMETRO DE ASKANIA FIG. 3 CURVAS DE CORRECCION DE UN BARÓMETRO ANEROIDE La curva de corrección a e le g ir puede ser incierta para pequeñas fluctuaciones en algunos mm de Hg.; entonces es útil que la histéresis mecánica producida por la desviación entre las dos curvas sea pequeña.

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Con algunos de estos barómetros es importante esperar varios minutos antes de hacer la lectura, para que la estabilidad de la medida sea asegurada. Las variaciones de temperatura de varios grados durante una medición o entre dos mediciones inducen a error porque la “compensación” debida a la temperatura es, en general, incompleta. 3.12.4 MEDIDA DE PRESONES DIFERENCIALES Para medir tales diferencias de presión entre dos puntos o depresiones en las minas se u t ili za n manómetros de líquido, cuyo uso proviene por su simplicidad y la facilidad de manejo que ofrecen los diferentes modelos para realizar las medidas de presión. En efecto se pueden usar:

1. Bajo la forma de un tubo en “U” o depresiómetro: para evaluar las fuertes depresiones

alcanzadas en los ventiladores principales y secundarios (varias decenas o centenas de mm, columna de agua) y las fuertes pérdidas de carga debida a las puertas reguladoras (de algunos milímetros a 100 mm columna de de agua, por ejemplo . 2. Bajo la forma de manómetros de tubo inclinado o manómetros especiales para evaluar pequeñas presiones diferenciales que pueden ser inferiores a 1/10 de mm. de agua. Es importante hacer notar que algunos de estos apara tos son llenados de un líquido ligero como alcohol, que tiene la ventaja en relación con el agua, de aumentar la sensibilidad del instrumento, para reducir el error, debido a la tensión superficial del líquido o de no congelar a una temperatura mucho mas baja. En estos casos el aparato debe ser graduado y para ello debe introducirse un coeficiente de corrección que tenga en cuenta la inclinación del tubo y el peso específico del líquido. 3.12.5 APARATOS COMPLEMENTARIOS a) Cuando se desee hacer una medida de presión diferente al de un manómetro líquido, entre dos puntos de una vía, situados a varios cientos de metros el uno del otro; por ejemplo, la unión entre estos 2 puntos y el manómetro, se realiza por medio de una manguera flexible de cloruro de polivinilo, de un diámetro interior vecino a 10 mm., ver la figura 8. En caso de haber uniones en la manguera que puedan ser causa de escapes, ellas son revisadas con la ayuda de de aire comprimido. b) En las secciones de medida las extremidades flexibles son mantenidas en su sitio, en la mitad de la galería por medio de una T con una salida para toma de presión estática.

3.13 MEDIDA DE SECCION (S) EN VÍAS SUBTERRÁNEAS

La primera precaución que se impone es la de elegir en lo posible una sección que sea fácil de medir, citaremos algunos métodos a título de ejemplo: ellos consisten en un levantamiento de la forma del túnel, trabajo este efectuado en bajo tierra para ser luego planimetrado en la sala de dibujo en superficie. 50

3.13.1 FIGURAS GEOMÉTRICAS SIMPLES

Ciertas secciones pueden ser determinadas por un cálculo simple, a partir de medidas de longitud muy poco numerosas. Es el caso, por ejemplo de las secciones

LEVANTAMIENTOS EN COORDENADAS CARTESIANAS 1. Hilos a plomo y equidistantes, nos permiten marcar por líneas verticales la corona a contornos de la galería. Las paredes laterales están definidas por la medida de segmentos horizontales que tienen su origen en los hilos a plomo extremos AA y BB, ver la Fig. 9 2. Otra solución consiste en marcar el contorno de la g alería por la medida de ordenadas que tienen su origen sobre un eje de abscisas O, diagonal. Fig. 10 3. Una t a b l i t a vertical cubierta de cartón es mantenida sobre el piso de la v í a , t a l como se muestra en la figura 11.

Fig. 10 COORDENADAS CARTESIANAS CON EJES OBLICUOS

Se fija un clavo en la mitad M de su base, el cual sirve de punto fijo a un extremo de una cinta de medida, el otro extremo puede recorrer el contorno de la sección curva área se está midiendo. Se anotan sobre el cartón varías direcciones dadas por la cinta y se mide la d is ta nc ia MP r, correspondiente. d) Una variante permite el empleo de un aparato simple, ver la figura 12 del sistema anterior. La cinta MP es reemplazada por una regla extensible graduada en valores de r y cuyas diferentes posiciones de medición son marcadas con un mismo ángulo a. Ver la f ig u r a 12, en ella se tiene que:

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Entonces se tendría que: MR = rp y MS = rq

RP = MRsenα = rp senα Area del triangulo MRP =

rp * rp senα

2 MS * QS Area del triangulo MSQ = 2 QS = MQsenα = rq senα

=

rp2 2

senα

MS ≈ MQ ≈ rq Area del triangulo MSQ =

rq * rq senα 2

=

r 2q 2

senα

Como el área de MPQ esta comprendida entre estos dos t r iá n gulos se podría d ec ir que de manera aproximada, su área sería igual al promedio de estas dos áreas, es decir: Area de ∆MRP + Area de ∆MQS Area de MQP = 2 2 2 1  rp senα rq senα  = * +  2  2 2  2 2 senα  rp + rq  = *  2 2   senα  r 2 0 r2 Area de toda la sec cion = S = + r12 + ...rp2 + rq 2 + ...rn −12 + n   2  2 2  Como en esta fórmula aparecen todos los términos de r al cuadrado se podría fabricar una regla con 2 graduaciones (rp ) . 2 Ejemplo: So el valor de rp es de 0.90 m en la regla aparecerá el valor de rp como 0.81, o sea (rp ) .

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CAPITULO IV 4.0 SISTEMAS DE VENTILACION Cualquier esquema de ventilación que se desee adoptar en una mina es susceptible de poder tener varías opciones. En este capitulo se obtendrán en estudio los elementos de juicio, a poner en juego, y que permitan la elección de un esquema apropiado. Para este fin se tendrán en cuenta:  Los diversos sistemas de ventilación, según el lugar de colocación del ventilador principal y el sentido de la corriente de aire.  La elección de las entradas y salidas de a i r e o  La inf luenc ia del método de explotación sobre la ventilación. 4.1 VENTILACIÓN EN BUCLE DIAG0NAL: Sí desde el punto de vista de la ventilación general hay m inas que tienen un solo pozo de entrada y un solo pozo de retorno se dice que la VENTILACIÓN ES UN BUCLE, cuando los dos pozos (E, S) se encuentran uno al lado del otro. Se dice que la VENTILACIÓN ES DIAGONAL, cuando los dos pozos están muy alejados el uno del otro y las explotaciones se escalona entre sí.

Desde el punto de vista de las secciones de ventilación, se dice que la ventilación es en BUCLE cuando el circuito de ventilación* entre la entrada y la s a l i d a de la sección, describe un bucle o una 'U' alrededor de las explotaciones y es DIAGONAL cuando por el contrario, el circuito de ve ntilación sigue un recorrido cuyo trazado se opone al del bucle y en donde el a ire sale generalmente en una dirección contraria a la de su entrada. Cada uno de estos sistemas presenta ventajas e inconvenientes, que se estudiarán más adelante. 4.2 ENTRADAS DE VENTILACIÓN AL TECHO O AL PISO DEL YACIMIENTO: Un pozo, una bajada o transversal de entrada se forma el TECHO del yacimiento cuando su base está en el techo del bloque p r i n c i p a l de los mantos que se van a explotar.

Fig 15.- Entradas y Salidas de ventilación al techo de los mantos 1, 2

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La figura 15 combinaciones 1, 2, 3 y 4 nos muestran las varías posiciones de las entradas y s a lid a s de ventilación en bucle y otras para la d i a g o n a l. Las disposiciones 3 y 4 son buenas ya que las presiones de la explotación no dañan las salidas de aire cuando se explotan los mantos de techo a piso, que es el caso general. En cambio las disposiciones 1 y 2 son malas ya que le explotación del manto del techo afecta las salidas de aire lo que genera un sostenimiento de la entibación; además, la entrada de la madera y m a t e r i a l e s para el re fuerzo de la mina hacen d i f í c i l la ventilación y aumentan la resistencia de los circuitos de s a l i d a de a i r e hasta las cabeceras de los tajos. La mejor dis pos ic ió n sería, la de tener el pozo de salida del aire en el piso. Lo anterior no siempre es posible.

4.3 VENTILACIÓN ASCENDENTE 0 DESCENDENTE La ventilación principal o primaria mas apropiada en las minas del mundo es la ASCENDENTE. Ciertos autores han efectuado comparaciones entre los dos sistemas: ASCENDENTE y DESCENDENTE; varios de ellos han e m i t i d o el concepto de que la ventilación DESCENDENTE ofrece ventajas bastante apreciables y que constituye una buena solución a ciertos problemas. Las ventajas e inconvenientes de los dos sistemas los discutiremos en el párrafo sig uie n te desde varios puntos de v i s t a , 4.3.1 EMPOLVAMIENTO: Desde el puntó de vista del polvo la ventilación descendente presenta un sinnúmero de ventajas, Entre e11 as pueden citarse: - Las vías de entrada del air e donde circula generalmente ningún producto arrancado (ya explotado) están exentas de depósitos pulverulentos y no necesitan ninguna neutralización de éstos; el aire que circula por aquí está desprovisto de polvos generadores de silicosis, - Los tajos de explotación están menos empolvados, porque: a) El aire y los productos que circulan en general en el mismo sentido, su velocidad relativa es menos elevada y de este hecho el levantamiento de polvos por la corriente de aire es menor; esta ventaja puede p e r m i t i r el aumento de la velocidad del aire en el tajo; las velocidades elevadas son tanto menos tolerables por el personal cuan do el aire contiene en suspensión buena cantidad de polvo, b) El polvo que se produce en las vías de transporte y en los puntos de cargue no es arrastrado hacia los tajos. 4.3.2 CONDICIONES CLIMÁTICAS DE LA MINA: En los tajos o frentes de arranque situados encima del nivel de transporte el aire que circula es a la vez menos húmedo y menos caliente con la ventilación descendente. Es menos húmedo, al menos en general, porque la explotación ha secado frecuentemente las vías que sirven, de acceso a los tajos; cuando la ventilación es ASCENDENTE, estas mismas vías colectan grandes cantidades de agua, en el nivel de transporte, provenientes de las explotaciones superiores Es menos caliente, porque: 1.Sobre el recorrido del aire que llega a los frentes no hay cambio de calor de los productos arrancados, ni oxidación del carbón, además la mayor parte de maquinas de explotación y de transporte, como locomotoras Diesel se encuentran en la s a li d a del aire, y el calor proveniente de la disipación de energía proveniente de estas máquinas no es transmitido al aire que llega a los frentes de explotación. 2. La transmisión de calor entre el aire y los productos que circulan en el mismo sentido se efectúa por corrientes paralelas y es menos elevada que con una circulación a CONTRA-CORRIENTE, como sería el caso de una vent i l a c i ó n ASCENDENTE. 4.3.3 COSTO DE LA VENTILACION Desde el punto de vista de los costos, la ventilación descendente podría ser según los casos sensiblemente equivalente a la ventilación ascendente. La ventilación descendente será ventajosa cuando las condiciones de cuando no tengan carácter imperativo enfrente a la sección de las vías (en razón del volumen de aire a suministrar). Cuando las condiciones de la vía del piso superior (sobreguía) son de sección más pequeña que las vías del piso inferior (galería), en este caso, son más resistentes en la ventilación descendente. Además, en este

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tipo de ventilación las vías de sa lid a p or el calentamiento del aire y el aire adicionado por: aire comprimido, el grisú, vapor de agua, gas carbónico y otros gases, deben asegurar un caudal de aire más grande en la S A L I D A que en las vías de ENTRADA; este caudal entonces, estar garantizado en condiciones más económicas por la VENITILACIÓN DESCENDENTE dando por sentado que la sección de las vías de S A L I D A tuvieran mayor sección que las de ENTRADA. 4.3.4 DESGASIFICACIÓN DEL GRISÚ: Con respecto a las minas grisutuosas, debido a la densidad del CH4, se cree que con la v e n t i l a c i ó n ascendente se favorece su evacuación, aunque algunos ensayos realizados no han dado ventaja a ninguno de los dos s is t emas. El problema realmente radica en que en la ventilación descendente el régimen de presiones está invertido y la diferencia de presión existente entre la galería y sobreguía es opuesto y cualquier interrupción de la vent i l a c i ó n provocará una disminución de la presión, con el consiguiente aumento de la desgasificación. Además, en minas grisutuosas, habría una presencia permanente de grisú en las vías principales de transporte. Estos hechos dan la explicación del porqué de la prohibició n, en el reglamento alemán de la ventilación descendente en los trabajos en minas de carbón con pendientes mayores de 10 grados. En el caso de las minas colombianas con m inas en regiones de altas montañas y acceso por galerías o transversales, se recomienda la forma más simple de ve ntilació n que es la aspirante-ascendente, en donde el ve n t ila d o r p r in c ip a l se coloca en un pequeño túnel conectado al tambor de ve nt ilac ió n, en el n ivel superior aprovechando con esto la fuerza ascensional del a i r e por la diferencia de peso específico y la temperatura entre la entrada y s a l i d a de la ventilación. 4,4 VENTILACIÓN PRINCIPAL 4.4.1 VENTILACIÓN NATURAL: 4.4.1.1 Definición: En una mina sin ventiladores se establece una v e n t i l a c i ó n natural como consecuencia del calentamiento del aire el cual tiende a s u b i r . 4.4.1.2 Método deductivo para definir las ecuaciones de la ventilación natural:

Sean: pa = presión atmosférica en la entrada (E) y salida (S) pe = presión en el pozo de entrada ps = presión en el fondo del pozo de salida Re = resistencia del pozo de entrada Rs = resistencia del pozo de salida R1 =resistencia de los trabajos comprendidos desde E hasta S He = profundidad del pozo de entrada con signo positivo Hs = profundidad del pozo de salida con signo positivo medido de S’ a S ωe = peso específico del aire en el pozo de entrada (E) ωs = peso específico del aire en el pozo de salida (S)

55

La presión observada en el pozo de entrada será:

pe = pa + ωe He + −ReQ2 (19) La presión observada en el fondo del pozo de salida es igual a:

ps = pa + ωs Hs + Rs Q2

(20)

En el tramo E’S’, tramo interno de la mina, si se admite un peso específico promedio tendremos:

pe − ps = (H e − H s ) *

ωe + ωs + Rq Q 2 2

ωe + ωs 2

(21)

Restando la ecuación (20) de la (19) se tiene que:

pe − ps = ωs H s − Rs Q2

(22)

Si restamos la ecuación (22) de la (21) se obtiene:

0 = (H e − H s ) *

ωe + ωs + RqQ2 − ωe H e + ωs Hs 2

O sea que:

ωe He − ωs Hs −

(23)

ωe H e ωs He ωe H s ωs H s − + + = Q2 * (Re + Rs + Rq ) 2 2 2 2

Re + Rs + Rq = R Es igual a la resistencia R de todo el circuito Re + Rs + Rq = R

O sea que:

ωe H e ωs H s ωs H e ωe H e − − + = RQ2 2 2 2 2

De donde:

Y,

H He (ωe − ωs ) + s (ωe − ωs ) = RQ2 2 2

(25)

(H e + H s ) = RQ2 = hn 2

(26)

(ω e − ωs ) *

(24)

Siendo h la presión debida a la ventilación natural y si H, es la profundidad media de los trabajos, o sea que:

H=

(H e + H s ) 2

Se tiene entonces que:

hn = H * (ωe − ωs ) y hn = H ∆ω (27) Por la ecuación de estado en que: (p, w, T) = Constante, se tiene que:

∆ω ∆T =− ω T

(28)

56

∆ω = ωe − ωs y reemplazando este valor en la ecuación (25), entonces tendremos: ∆T (29) hn = ω * H * T En donde ∆T es la diferencia de temperatura entre el pozo de entrada y el pozo de salida . Si

Para T = 273ºC y w = 1.3 Kg. /m

3

(kg./m2 o mm columna de agua) h

=−

1.3* H * ∆T = 0.476H * ∆T (30) 2

Tabulando la ecuación anterior, para diferentes valores de H y ∆T la depresión o presión natural sería: TABLA 8 hn para un ω =1.3 Kg./m3 H (metros)

∆T (ºC) 5ºC

200

4.7 C.A.

500 1.000

10ºC mm

15ºC

20ºC

25ºC

30ºC

9.52

14.28

19.04

23.80

28.56

11.90

23.80

35.70

47.60

59.50

71.40

23.80

47.60

71.40

95.20

119.20

142.80

TABLA 9 ∆T (ºC), para el caso de minas de Acerías

hn para un ω =0.86 Kg./m3 H (metros)

1ºC

3ºC

4ºC

5ºC

6ºC

7ºC

8ºC

2ºC 25

0.10mm C.A

0.2

0.2

0.3

0.4

0.5

0.6

0.6

50

0.2

0.3

0.5

0.6

0.8

0.9

1.1

1.3

75

0.2

0.5

0.7

0.9

1.2

1.4

1.7

1.9

100

0.3

0.6

0.9

1.3

1.6

1.9

2.2

2.5

Las tablas anteriores nos sirven para concluir que la presión natural para pequeñas diferencias de nivel es relativamente reducida, por lo que los caudales de aire que se entran a las minas, también son reducidos, lo que nos conduce a pensar que la ventilación natural para nuestras pequeñas minas de “flanco de montaña”, además de ser inestable por los cambios que ocurren durante el día no es recomendable por su valor tan pequeño que no hace posible entrar grandes caudales de aire a las minas. También puede observarse que ∆T entre la salida y entrada de la ventilación es un factor que resulta importante para el aumento de la presión natural. Por ello, antiguamente, los mineros acostumbraban a encender fuegos en la entrada del aire a la mina, con el objeto de que la diferencia entre la columna de entrada y la salida fuese tan grande que aumentara el valor de la presión natural. Este incremento de aumento en la presión natural actuaba como un ventilador. Tenga en cuenta que en el caso de instalar un ventilador en la salida del aire, existe una superposición de los efectos de la ventilación natural y la depresión o la presión del ventilador. En efecto, sea H la depresión del ventilador; según las ecuaciones anteriores se observa que la (19) y la (21) no tendrían variación en los términos a tener en cuenta. En cambio, la ecuación (20) se transformará en (20 A), siguiente y se tendrá:

57

ps = pa − H v + ωs Hs + Rs Q 2 pe − ps = (He − Hs ) * (21) + (20 A) :

(20 A)

ωe + ω s + Rq Q 2 (21) 2

pe = pa + Hv + ωs Hs + Rs Q 2 + (H e − H s ) *

ωe + ωs + Rq Q 2 (27) 2

pe = pa + ωe He + Re Q 2 He + Hs + Q 2 ( Re + Rq + Rs ) 2 2 H v + H (ω − ω ) = RQ = Hv + hn (28)

(27) − (19) : 0 = −H v − (ωe − ωs )

Que era lo que se quería demostrar. 4,5 INFLUENCIA DEL METODO DE EXPLOTACIÓN El método de explotación adoptado tiene marcada influencia sobre el valor y resultado de la ventilación obtenida en los frentes de explotación; él condiciona en cierta manera la ventilación, en una cierta cantidad; lo mismo que la proporción del aire entrante utilizado en el tajo de explotación, la d i l u c i ó n del gr isú y el desarrollo de incendios en la m i n a . 4.5.1 CONDUCCION DEL AIRE A LOS FRENTES DE EXPLOTACIÓN Los métodos de arranque por pilares abandonados con vacíos entre los p ilar es son poco favorables a una buena ut ilizació n del flujo de aire puesto en circulación; en estos vacíos se producen corto-circuitos y la proporción de aire utilizado en el frente es pequeña. Uno puede preguntarse si los métodos de derrumbe dirigido son también desfavorables a una buena conducción del aire a los frentes de explotación, habida cuenta que los vacíos creados por la explotación no son artificialmente llenados. La experiencia adquirida hasta el momento permite considerar que estos vacíos son suficientemente rellenados por la caída de materiales del techo y que si los bordes del relleno son construidos a lo largo de las vías de las zonas derrumbadas, las pérdidas de aire por los intersticios de esas áreas derrumbadas son pequeñas. Los métodos de relleno a mano parcial y total (a menudo realizados de manera imperfecta) son menos eficaces que los métodos de derrumbe, ya que los vacíos de la explotación no son bien rellenados. Los métodos de relleno h i d r á u l i c o y neumático, son métodos excelentes desde el punto de vista de la conducción del aire a los frentes de explotación, porque garantizan plenamente el que no se presenten vacíos en las áreas de relleno. Igualmente los métodos de explotación pueden i n f l u i r en la conducción del aire, según los puntos de vista siguientes: a) Perm itir más o menos elasticidad en el refuerzo de las vías y el mantenimiento de éstas a una sección conveniente. Cualquier disminución de la sección de los túneles tiene como consecuencia, una resistencia mayor de los circuitos y una disminución de posibilidades de una buena ventilación. b) Las fugas de a ir e a través del relleno se favorecen, más o menos, según la posición respectiva de las vías de entrada y s a l i d a del aire. Estas dos vías tienen en efecto presiones diferentes; si una zona explotada se encuentra entre ellas, las fugas de aire pueden producirse de la una hacia la otra, á través de esta zona, sin v e n t i l a r los frentes. Desde un doble punto de vista se pueden formular las siguientes Indicaciones generales: 4.5.2 LA SUPERPOSICIÓN DE EXPLOTACIONES SIMULTÁNEAS Crea particularmente en la explotación superior, fuertes presiones y movimientos de terrenos perjudiciales a las vías de c ir c u la c ió n de aire; de hecho esta s it u a ción es desfavorable a la ventilación.

58

4,5.2.1 La progresión del avance o retroceso de las explotaciones frente a las vías de entrada y s a l i d a del aire tiene igualmente cierta importancia. Pueden presentarse les 4 primeros casos p r i n c i p a l e s : 4.5.2.2 Ventilación en “U” en avance: Este tipo de explotación es desfavorable por los mantenimientos de las vías, ya que las dos vías de entrada y salida del aire están directamente sometidas a las presiones, de los terrenos, producidas por el curso de la explotación. Igualmente es desfavorable por las fugas, ya que el tajo explotado se encuentra localizado entre las vías de entrada y salida.

Fig. 18

4.5.2.3 Ventilación en Z en avance: Este esquema de explotación es favorable a una disminución de fugas es el intermedio desde el punto de vista del mantenimiento de las vías.

Fig. 19 4.5.2.4 Ventilación en U en regreso: Este tipo de explotación es también favorable al control de las fugas de aire como también al sostenimiento de las vías.

Fig.20

4.5.2.5 Ventilación Z en regreso: Este esquema de explotación como el esquema 4.5.2.2 es favorable a la disminución de fugas e intermedio para el mantenimiento de las vías. 4.5.2.6 Otros: además de estos sistemas existen los siguiente, los cuales se dejan a la imaginación, análisis y consideración del lector. .

59

4.6. MOVIMIENTO DEL AIRE CON PESO ESPECIFICO CONSTANTE: Cuando el peso específico se supone constante, las resistencias normales R n son proporcionales a las resistencias Re. Entonces: En donde Rn es la resistencia de la vía en condiciow ne s normales (t=15°C y p = 760 mm Hg.) ωo es el peso o R n = R e especifico del aire a estas condiciones, o sea, 1.226 Kg. /m3 y ω es el peso específico del aire en la vía w considerada. Si los elementos de un circuit o de ventilación están caracterizados por su resistencia específica, se comenzará por calcular sus resistencias normales. Se designará a R sin subíndice; los flujos normales se designarán igualmente, por Q sin subíndice, con el objeto de hacer más sim p le la escritura. En un tramo de vía cua lqu ie r movimiento estará regido por:

p1 + ωV12 + ω Z1 p2 + ωV2 + ω Z2 = RQ2 + 2g 2g 2 ωV + ω Z 2. X = p + 2g 3. X1 − X2 = RQ2 1.

4.

∆X = RQ2

Nótese que en la expresión de X, las variaciones del término de las velocidades son generalmente mucho menos importantes que las de los otros términos. Cuando no se busca una gran precisión se puede entonces, despreciar este termino y tomar como expresión aproximada de la carga. X = p + wZ (29) Esta magnitud comúnmente se conoce con el nombre de PRESIÓN REDUCIDA y representa la presión real luego de hacer la corrección por altura. 4.6.1

ELEMENTOS EN SERIE:

Haciendo la consideración de un circuito constituido de varios tramos o más de resistencia R1, R2.....R n dispuestos en serie, y en consecuencia recorridos por el mismo flujo Q. Sea

X1, X2 , X3............X n el valor de la carga en las extremidades de cada elemento diferente:

X1 − X2 = R1Q2

(30)

X2 − X3 = R2Q

(31)

2

De donde: X 1 − Xn = (R1 + R2 + R3 ........ + Rn )Q2

60

(32)

La resistencia total del circuito R está definida por:

X1 − Xn = R Q2

(33)

Y la resistencia del circuito es entonces igual a:

Rt = R1 + R2 + ...... + Rn

(34)

Lo mismo que en un c i r c u i t o eléctrico, la resistencia de varios elementos en s e r i e es igual a la suma de las res i s t e n c i a s de todos los elementos.

4.6.2

ELEMENTOS EN PARALELO:

Dispongamos varios elementos de resistencias R1, R2 ...Rn, en paralelo. Sean Q 1 , Q 2 …Q n los flujos que c ir c u l a n en cada uno de los elementos y Q=Q 1 + Q2 + ...... Qn, el flujo total. Introduciendo el concepto Temperamento en el circuito anterior, se tendrán los siguientes temperamentos: T1, T2, ………… Tn

Q1 = T1 X1 − X 2

(35)

Q2 = T2 X1 − X 2

(36)

..................... Q = Q1 + Q2 + ...Qn −1 + Qn = (T1 + T2 + ... + Tn ) * Q = Tt X1 − X2

Rt

=

1 R1

+

1 R2

(37)

(38)

Tt = T1 + T2 + ... + Tn 1

X1 − X 2

(39)

+ ... +

1 Rn

(40)

Según lo anterior, entonces, el temperamento total del circuito T definido por :

Q = T1 X1 − X 2 (39)

61

Y siendo igual a: Tt =T 1 +T 2 +……. +T n (40) EL TEMPERAMENTO DE VARIOS ELEMENTOS EN PARALELO, ES IGUAL A LA SUMA DE LOS TEMPERAMENTOS DE TODOS LOS ELEMENTOS. Este resultado es análogo al de los circuitos eléctricos, en donde la conductancia de varios elementos en paralelo es igual a la suma de las conductancias de los elementos. Pero es necesario tener en cuenta que en electricidad, la conductancia es el inverso de la resistencia 0.5 (1/R) mientras que aquí el temperamento es el inverso de la raíz cuadrada de la resistencia (1/R) .

4.6.3 PERDIDA DE CARGA EN UN NUDO

Al hablar de los elementos en pa ra le lo, hemos dicho que la carga X era igual para todos e ll o s en cada uno de los puntos comunes (EMPALMES 0 NUDOS). Pero se observa en la figura 2k que en los nudos se presentan cambios de dirección y comúnmente variaciones de la sección con la consiguiente formación de zonas de turbulencia* Por ello en las zonas cercanas al nudo y el nudo mismo, la presión y la velocidad están poco d e f i n i das y sometidas a grandes variacio nes. De manera, que en una labor de mediciones de v e n t i l a c i ó n se deben considerar las presiones y las velocidades en puntos lo s u f ic ie n temente distantes del nudo para que el flujo sea regular y las magnitudes, presión, velocidad, estén bien definidas. De ello, se desprende que la carga X encontrada debe hacérsele corrección por pérdida de rozamiento, a fin de encontrar la carga correcta en el nudo. En este caso no se tienen en cuenta l a s pérdidas por cambio de sección y d i r e c c i ó n . Entonces se t i e n e que:

X 0 (c arg a en el nudo) = X − rlQ2 X1 = X 0 − r1 l1Q12 X2 = X 0 − r2 l2 Q2 2 r, r 1 ,r 2 son las res istencias de los tramos l, l2 y12 por unidad de l o n g i t u d 4.6.4. PERDIDA DE CARGA ENTRE DOS NUDOS Considerando la p ér d id a de carga por cambios de sección o dirección , casos frecuentes en las uniones en paralelo nos abstendremos de a p l i c a r las formulas (38) y (40) Si consideramos el c i r c u i t o en paralelo, f igura 25

62

F I G 25

Y admitiendo que las pérdidas de carga por cambio de sección y dirección del fluido al pasar por la vía común R a las vías R1 y R2, sean:

∆X1' = R1' Q12 ∆X 2'' = R2''Q22 De manera analog a en el otro nudo se tiene que : ∆X1'' = R1''Q12 ∆X 2'' = R2''Q22 '

''

'

''

Siendo R1 , R1 , R2 , y R las resistencias locales por camb i o d e dirección y sección, las que dependen de las configuraciones geométricas de los nudos. Se tendría entonces:

1. X ' − X '' = (R1' + R1 + R1'' ) * Q12 en serie para lavia1 2. X ' − X '' = (R2' + R2 + R2'' ) * Q22en serie para lavia 2 (R1' + R1 + R1'' ) y (R2' + R2 + R2'' ) es tan en paralelo La resistencia total del circuito Rt estará dada por:

1

Rt

1

=

+

R1 + R1 + R1 '

''

1

R2 + R2 + R2 '

''

Las ecuaciones empleadas anteriormente para las pérdidas de carga están indicadas para galerías únicas o aisladas; en el caso que se viene tratando son aproximadas, ya que por ejemplo, las pérdidas de carga ∆ X que esta en función solamente de Q1. Posiblemente en la práctica ella depende de Q2 o de Q. No hay en la actualidad una ecuación que resuelva este problema, el cual se encuentra en campo de experimentación. 4.6.5. RED DE VENTILACIÓN CON UNA ENTRADA Y UNA SALIDA: La figura 26 es una red de ventilación constituida por un número cualqu iera de elementos (o ramificaciones) conectados de manera cualquier, en la cual el aire penetra por una sola entrada y descarga por una sola salida.

FIG 26 RED DE VENTILACIÓN CON UNA ENTRADA Y UNA SALIDA.

63

Es el caso de una mina provista de una sola entrada y una salida de aire. Puede ser igualmente, el caso de una sección de ventilación o de un conjunto de secciones. Sea X´ y X´´ la carga a la entrada y a la salida, respectivamente y Q el flujo total que c ir c u la en la red. Si se conoce la resistencia de cada una de las vías en que se ramifica el flujo Q, es posible calcular Q en función de ( X’ - X"). En cada vía, elijamos arbitrariamente un sentido positivo (+}, lo que permitirá medir algebraicamente el flujo Qj y la pérdida AX¡. En valor absoluto, Qj y AX¡ están relacionadas por:

∆Xi = Ri Qi2 ∆ X¡ debiendo tener el mismo signo que Q¡, lo que permite escribir esta relación en valores algébricos. ∆X i = Ri Qi Qi (42) Si la red contiene m vías, los m flujos Q¡ y las m pérdidas de carga AX¡ están unidas por dos categorías de relaciones: 1. EN CADA NUDO, LA suma de los flujos que salen del nudo, es igual a la suma de los flujos que llegan al nudo. Entonces se tiene:

Σει Qi = 0 (43)

e¡, siendo igual a +1 para las vías donde el sentido positivo se dirige hacia el nudo (ENTRADA) é igual a -1 en el caso contrario (SALIDA). En las extremidades de la red se tiene:

Q = ΣQi (44)

2.) Si usted se desplaza de la entrada a la salida de la red siguiendo un conjunto de vías contiguas, la suma de pérdidas de ' '' carga en cada una de las vías es igual a la pérdida de carga total: X − X . Se tiene entonces:

X ' − X '' = Σε i ∆Xi (45)

Siendo ε¡ igual a +1, si el sentido de recorrido a lo largo del tramo de vía coincide con su sentido positivo é igual a -1 en el caso contrario. Si uno se desplaza a lo largo de una malla, es decir haciendo un circuito cerrado, constituido por vías contiguas, la suma de las pérdidas de carga de todas las vías es igual a cero. Se tiene entonces:

Σε i Xi = 0(46)

teniendo en cuenta la misma definición anterior. Teniendo en cuenta las ecuaciones (42), (45) y (46) se obtendrá:

X ' − X '' = Σε i Ri Qi Qi (45A) ∴ Σε i Ri Qi Qi = 0 (46A) Haciendo una elección conveniente de las mallas, para las cuales uno escribe las relaciones (45) y (46), es entonces, posible contar con un sistema de ecuaciones que permiten calcular los flujos Qi en cada una de las vías, de donde se deduce el flujo total Q, por la ecuación (44) ” La ecuación (43) se llama “ECUACIÓN DE LOS NUDOS y la ecuación (46) se llama '”ECUACIÓN DE LAS MALLAS”, ellas son análogas a las ecuaciones de Kirchoff empleadas en electricidad para calcular la repartición de la corriente en una red eléctrica, pero aquí, la relación (42) entre ∆X y Q, no es l i n e a l . ' '' Se puede notar que el flujo total Q está ligado a la perdida de carga total X − X , por una relación de la forma.

X ' = X'' + Rt Q2 Rt se expresa en función de las resistencias R¡ de las diferentes vías.

64

4.6.6. CONEXIÓN DE UN VENTILADOR A UNA RED SIMPLE CON UNA ENTRADA Y UNA SALIDA Supongamos un circuito de ventilación constituido como en el parágrafo anterior, por una red simple, la cual se comunica con la atmósfera por dos orificios; UNA ENTRADA Y UNA SALIDA, se dispone un ventilador en una de las extremidades, por ejemplo a la entrada, fig. 27. “ El ve n t i la d o r tiene por efecto elevar la presión de la corriente de aire que le atraviesa. Se llama ALTURA MANOMETRICA o DEPRESIÓN T0TAL” del ventilador, la variación de carga de la corriente de aire, es decir:

(p + ω

V2 + ω Z) 2g

Entre la entrada y la s a l i d a del ve nt ila do r» La v a r i a c i ó n del término ωZ es generalmente despreciable, ya que la diferencia entre la entrada y la s a l i d a es casi nula; por el contrarío la variación del término:

V2 ω 2g No puede ser despreciable sí las secciones de entrada y s a l i d a del ventilador son bastante diferentes. En el caso donde estas dos secciones son iguales, la "ALTURA" MANÓMETROMETRICA del ventilador se reduce a la variación de presión o de depresión del ventilador; por esto es por lo que uno confunde a menudo LA va r ia c ió n de presión con la depresión del ventilador – ∆X o H, pero esta aproximación sólo es válida, cuando la entrada y s a lid a del ventilador tienen poca diferencia de sección. Para un ventilador dado, girando a una velocidad dada y atravesado por un gas de peso específico dado, la altura manométrica H es una función del flujo del gas Q, lo que se designa como "CURVA CARACTERÍSTICA" del. Ventilador; o sea H = f (Q), ES fácil determinar, el flujo Q que circula por el ventilador y la red, si uno conoce de una parte la característica del vent ilador H = f (Q) y de otra parte, la resistencia equivalente R de la vía. En efecto, sea X la carga a la entrada del ventilador y X1 la carga a la s a l i d a del ventilador, es decir, también a la entrada de la red.

FíG 27 RED DE VENTILACIÓN CON UNA ENTRADA Y UNA SALIDA Y VENTILADOR A LA ENTRADA Si

X '' es la carga a la s a l i d a de la red. Se tiene entonces: X ' − X '' = RQ2 (48) y X ' = X = f (Q) (49)

Si X’ = X’’, lo que frecuentemente es el caso, en primera aproximación se tiene:

f (Q) = RQ2 (50)

65

Q. se determinara trazando sobre un mismo gráfico (H, Q, J) la curva característica del v e n t i l a d o r H = f (Q} y la curva p a r a b ó l i c a H = RQ2 que representa la pérdida de carga de la rede La abscisa del punto de intersección representa el. flujo buscado y la ordenada la a l t u r a manométrica del ventilador, ver la Fig. 28 a continuación

4.6.7. RED CON VARIAS ENTRADAS Y VARIAS SALIDAS: Sea el caso de una red de ventilación, la cual se comunica con la atmósfera por varios o r i f i c i o s , los unos sir viendo de entrada del a i r e y los otros de s a l i d a (Retorno del aire), ver la Fig., 29.

”

Se puede todavía d e f i n i r una "resistencia equivalente (o r if ic io equivalente) del conjunto del c i r c u i t o a ' cond i ci ó n de suponer que l a carga X está a p l i c a d a a todos los o r if ic i o s de entrada, e igualmente la carga '' X está repartida en todos los o r i f i c i o s de s a lida . En este caso el flujo que atraviesa el circuito está bien relacionado a la “DEPRESION X – X’’, por una relación de la forma:

X ' − X '' = RQ2 R designando la resistencia equivalente y sabiendo que:

Q = Q1 + Q2 = Q3 + Q4 + Q5 (51)

En efecto teniendo las diferentes entradas la misma carga, se puede hacer una deformación de la red haciéndola coincidir en un mismo nudo; igual cosa se podría hacer con las salidas; en estas condiciones la red puede ser considerada como teniendo una entrada y una salida. Esta definición permite caracterizar el circuito en su conjunto por una sola magnitud R; pero esta noción de resistencia equivalente no tiene interés de tipo práctico. En efecto, uno conectara los ventiladores a ciertos o r if ic io s de entrada y de s a l i d a de ¡a red y no hay ninguna razón para que las cargas de los orif icios de entrada sean idénticas o que las cargas de los o rif ic io s de salida sean idénticas. Para saber cuál sería la repartición de la corriente de aire en la red? cuando ella esta unida en algunos de sus o r i f i c i o s a ventiladores de características conocidas, no se puede reemplazarla por una resistencia equivalente, única, R, como uno lo podría hacer en e! uso de la red sim ple con una entrada y una salida. Es necesario conservar la red tal como está, en toda su complejidad y abordar el cálculo como aparece en el siguiente parágrafo a propósito del caso general. 4.6.8. RED CUALQUIERA: Hagamos consideración de un circuito más general. Supongamos que él se comunique con la atmósfera por varios orificios de entrada y de salida; algunos de estos orif icios están provistos de ventiladores soplantes (entrada de aire) o aspirantes (salida de aire), Igualmente es posible que en ciertas vías de la red se hayan instalado ventiladores adicionales (ventiladores pr inc ip a le s bajo tierra).

66

Si se conoce la curva característica de dada uno de los ventiladores y la resistencia de cada tramo del circuito, es posible de determinar la repartición de la corriente de aire, es decir el flujo en cada uno de estos tramos, planteando las ecuaciones siguientes: 1) LAS ECUACIONES DE LOS NUDOS, a p licac ió n primera de Kirchoff, que expresa la conservación del flujo en cada nudo 2} LAS ECUACIONES DE LAS MALLAS, a p lic a c ió n de la segunda ley de Kirchoff que nos enseña que la suma, algébrica de las pérdidas de carga a lo largo de una malla es Igual a cero. 3) En las vías o tramos no provistos de ventiladores adicionales o principales (RAMAS PASIVAS) se tiene la relación:

∆X = RQ2

(52)

4) En las vías provistas de un ve nt ila do r cuya característica sea H = f (Q.) (RAMAS ACTIVAS) se cumple la relación:

∆X = RQ2 − f (Q)

(53)

Las ecuaciones anteriores exigen la elección conveniente de nudos y m allas para las cuales es necesario esc r i b i r las ecuaciones de los nudos y de las mallas. Si ellos son correctamente elegidos, el sistema de ecuaciones aquí descrito admite una solución y una sola. 4.7 DISTRIBUCIÓN DE LA l/ENTILACION PRINCIPAL DE UNA MINA POR COMPUTADOR La repartición de los caudales, presiones y resistencias de una red ventilación en una mina cualquiera las realiza el computador con base en la red que previamente se ha introducido.

El estudio de una red de ventilación consta básicamente de dos partes esenciales: 1. Levantamiento de los datos de la red de ventilación (Mediciones) , evaluación y ajuste de los datos por parte del Ingeniero de Minas. 2. Entrega de los datos al computador (INPUT) y procesamiento electrónico de los datos hasta tener un resultado (corrida). El computador distribuye los datos, de caudal y presión después de una serie de iteraciones que él hace internamente. Paralelamente, hay un ajuste de las resistencias de las vías entregadas. El cálculo de los flujos de ventilación, los realiza el computador, con base en la aplicación de la primera Ley de Kirchoff que establece: “La suma de los flujos que llegan a un nudo es igual a la suma de los flujos que parten del mismo” y la segunda ley de KIRCHOFF, relativa a la ecuación de presión siguiente: ∆X = R*Q |Q | Luego del procesamiento del computador y entrega de resultados viene la evaluación del Ingeniero de Minas, que consiste en una interpretación de los listados, análisis comparativo entre los resultados entregados por el computador (output) y los que se introdujeron inicialmente. Posteriormente, el ingeniero procederá a dejar la red debidamente analizada y depurada en el disco del computador para tareas subsiguientes que sea necesario emprender ante nuevas y futuras planeaciones de la red. 4.7.1 MEDICION DE LA RED - PERSONAL En la medición de una red de v e n t i l a c i ó n es importan te contar con una c u a d r i l l a de personal entrenado para esta labor. Ello apenas, es necesario para garantizar una mayor rapidez en la secuencia del trabajo en la veracidad e interpretación de los datos que se están obteniendo. Como en una campaña de medición se r e a l i za n varios tipos de mediciones es necesario constituir las siguien tes cuadrillas: a) C u a d r i l l a de medición de áreas, la cual siempre debe i r adelante. b) C u a d r i l l a de medición de velocidades y flujos. c) C u a d r i l l a de medición de presiones absolutas. La realización de las mediciones de las c u a d r illa s b) y c) debe ser simultánea, habida cuenta de que en cada instante de una medición debe cumplirse la relación:

67

∆X = RQ2 Cada c u a d r i l l a debe tener un cu a dr iller o quien, generalmente, a más de p a r t i c i p a r en la toma de los datos, consigna las mediciones que ha hecho, en su l i b r e t a de trabajo. Las tres c u a d r i l l a s tendrán un Jefe de grupo, el cual irá coordinando el trabajo de cada grupo y supervisará que la toma de datos se r e a l ic e descartando errores humanos o técnicos; generalmente debe ser un Ingeniero o A u x i l i a r de Ingeniero en su defecto. El grupo a) puede estar c o n s t i t u i d o por 2 hombres, cuadrillero y ayudante. El grupo b} se integra por dos hombres c u a d r i l l e r o y ayudante. El grupo c) esta formado por 2 hombres hábiles en la lectura de barómetros; este grupo debe ser v i g i l a d o de cerca por el JEFE DE GRUPO. 4.7.1.1. APARATOS: Los aparatos que intervienen en la medición de vent i l a c i ó n deben ser numerados. Deben emplearse aparatos en buen estado y que hayan s i d o recientemente revisados. En una campaña de esta naturaleza se emplean los siguientes aparatos: 1) Para mediciones de áreas: El areámetro o el metro. 2) Para mediciones de velocidades de la corriente: anemómetros de rueda ala d a, bastones telescópicos para anemómetros y en casos de vías don velocidades i n f e r i o res a 60 m/s se deben u t i l i z a r anemómetros de torsión o LUGA. 3) Para mediciones de presiones absolutas: barómetros de tipo aneroide tales como: el micro barómetro o el Barolux. Aquí se recomienda el uso del aparato Barolux, teniendo en cuenta su robustez, p r e c is i ó n adecuada y su sensibilidad para las mediciones. Por el cont r ar io el microbarómetro es un aparato más complicado en la toma de lecturas y menos s e n c i l l o q u e e l B a r o l u x . 4.7.1.2. LIBRETAS: El uso de libretas especiales permite hacer la recolección de los datos de las mediciones en forma cronológica. Por otra parte es un documento que nos proporciona el archivo de los datos y evita que éstos aparezcan levantados de una manera desordenada: además con el empleo de la lib r e t a se pueden e v i t a r posibles extravíos de los datos ya tomados. a. L ib re t a de anotaciones para áreas: Una l i b r e t a para la medición de secciones de tramos de vías, debe contener las siguientes columnas: b) Libreta de anotaciones de: flujos; Esta libreta debe contener, el número de la vía, punto in i c i a l y final, columnas de

temperaturas para el primero y segundo punto, longitud de la vía, velocidad, área promedio, flujo, ci fra clave y

Velómetro Luga

nombre de la vía. Se acompaña una distribución de los datos necesarios en esta libreta, en el formato 05 Anexo22. c) Libreta de anotaciones de presiones: La libreta de presiones debe contener tantas columnas de punto de la medición hora y presión medida según el tamaño que quiera dársele a la l i b r e t a . Igualmente se acompasa una distribución de los datos necesarios en esta libreta, en el formato 14 ANEXO 22.- FORMATO 14 DATOS VIAS PARA ENTRAR AL COMPUTADOR

68

4.7.1.3 Planos Poseer un plano en el momento de las mediciones de una red de ventilación, facilita la labor y aclara muchas veces la situación y el ordenamiento de las medidas. Previamente a la labor de medición deben numerarse las vías y los puntos de empalme de dos o más vías (nudos). La numeración de las vías y nudos de empalme es libre de acuerdo a la numeración que desee imponer el Jefe del Grupo. Ella debe ser uniforme para todas las cuadrillas de medición, a fin de evitar confusiones entre las diferentes mediciones de la red. Se recomienda tener cuidado para que no existan números iguales para vías y nudos de empalme. Solamente los nudos de superficie, correspondientes a entradas de la red deben ser numerados con el número “1”. Se aconseja hace secuencia en la numeración de las vías (tramos) y de los puntos de empalme (nudos) por niveles, así.  Nivel Patio: a.- Vías: 20 a 99; b.- Nudos: 1 a 99  Primer nivel superior: Vías: 100 a 199; b.- Nudos: 100 a 199  Segundo nivel superior: Vías: 200 a 299; b.- Nudos: 200 a 299 Y así sucesivamente. Las vías que corresponden a tajos o secciones de explotación podrán ser numeradas de 1 a 19. Con este tipo de numeración usted podrá identificar rápidamente en un listado a que nivel o sector de la mina corresponde determinada vía de un listado. Después de levantar la red, se debe configurar el “Plano de conexiones” compuesto de nudos y vías con la numeración aquí propuesta. En él aparecerán los caudales de ventilación con el anemómetro (color rojo) y en azul o negro los caudales que arrojen un listado por computador o el que resulte del balanceo de la red. Lo anterior, con el objeto de tomar acciones sobre grandes diferencias entre cada método. De la misma forma en cada nudo se registrará el valor de la presión que aparece en el listado de computador o el que resulte del cálculo de la red por el sistema del “paso peregrino”, que se explica m ás adelante. Todo esto conduce a tener una visión de conjunto de la situación de la mina, para proponer cambios y soluciones al estado de la red, en un planeamiento futuro. Con base en lo anterior proponemos el siguiente conjunto de convenciones para el conexiones”, que se confeccione para el proyecto de ventilación que se diseñe.

Plano de

4.7.1.4 CONVENCIONES PARA UN PLANO DE CONEXIONES: A continuación le proponemos algunas convenciones que usted debe emplear al elaborar el plano de ventilación denominado “plano de conexiones”. 0

Línea para el nivel patio hasta 10 de inclinación: Primer nivel inferior Segundo nivel inferior Tercer nivel inferior Primer nivel inferior 1º nivel superior 2doº nivel superior 3er nivel superior Galería y transversales Pozos, bajadas, tambores y tajos de explotación Dirección de la explotación Ventilador Principal o adicional Dirección del aire fresco Dirección del aire viciado Puertas reguladoras de aire

69

4.7.1.5. PROCESO DE LAS MEDICIONES: Mediciones de secciones, y longitudes de vías Mediciones de velocidades, temperaturas y caudales (cálculo) Mediciones de presiones absolutas y diferenciales

a. Mediciones de secciones y longitudes de vías: En la determinación de secciones de las vías se pueden emplear los sistemas indicados anteriormente en los numerales 3.13 a 13.13.2 los cuales hacen necesario el planimetrado de la sección. Por ser esta labor bastante compleja y demorada se recomienda el siguiente sistema, ver figura 32. Especialmente para aquellas vías fortificadas con arcos de acero, que consiste en medir el ancho de la vía en el piso y la máxima altura del techo. La figura 32 muestra 15 factores de corrección para formas diferentes de sección que haya tomado la vía y que se observe en el momento de la medición. Este valor de corrección es el que aparece relacionado en la libreta de anotaciones. En la libreta de anotaciones de flujo se tiene una columna donde se pueden ir anotando las longitudes de las vías. Este dato puede conseguirse en los planos de la mina o recurriendo a una edición de longitudes de las diferentes vías de ventilación principal durante la campaña de mediciones. b. Mediciones de velocidad, temperaturas y caudal: Las mediciones de velocidad de la corriente de aire como ya se anotó se llevan a cabo mediante el empleo del anemómetro de rueda alada, para aquellas vías cuyas velocidades sean superiores a 60 m/s. Para velocidades inferiores a 60 m/s debe utilizarse el anemómetro Luga, el anemómetro digital, o el tubo de humo. Obtenido el valor de la velocidad debe hacerse la corrección, si el aparato dispone de la tabla para tal efecto. El valor del flujo de cada vía de la red se obtendrá efectuando el producto del área por la velocidad, según la siguiente ecuación. Q(m3/min) = V(m/min) x S (m2) En cada punto de empalme de las vías en la mina se medirán las temperaturas húmeda y seca por medio del psicrómetro. Esta medición se recomienda hacerla a 6 metros de cada empalme para conocer la humedad relativa de cada vía. Estos valores se anotarán en la libreta o cartera de Mediciones, como allí se indica.

70

c. Método del paso peregrino: Describimos este proceso para la medición de presiones entre lo diversos puntos de una red de ventilación de una mina, por ser el más comúnmente empleado en bajo tierra para este tipo de campañas, en lugar del método de un solo barómetro que también hace estaciones en todos los puntos de la red. Este sistema de medición de presiones absolutas en bajo tierra, para el cálculo de la diferencia entre dos puntos de empalme, deriva su nombre de la lentitud en el desarrollo de una campaña de mediciones; el método en cuestión hace necesario el empleo de dos barómetros aneroides, preferentemente tipo BAROLUX. El proceso de este trabajo consiste en medir presiones absolutas en milímetros de mercurio en cada punto de empalme, entre dos o más vías de ventilación. El arranque de las mediciones se hace desde superficie, como se describe a continuación: POSICION A: Comenzando una medición en la entrada de la mina, se colocan dos barómetros en el primer punto en la boca mina –superficie- denominados Barómetro 1 y Barómetro 2; allí se hace la primera lectura, de la primera medición de ambos aparatos, a la misma hora. Mientras tanto, se tiene un barómetro fijo, cerca de este punto en una estación que esté, ojala, a la misma altura de los dos barómetros antes mencionados. POSICION B: Se traslada el Barómetro 1 al siguiente punto de empalme dentro de la mina. Ambos operadores de cada barómetro están provistos de cronómetros y de reloj. Ellos acuerden en lo sucesivo de hacer la próxima medición a una misma hora, según reloj y cronómetros. POSICIÓN A’: Para diferenciarla de la lectura A la llamaremos A’ a esta medición. En esta medición se traslada el Barómetro 2, al pie, al mismo sitio donde está instalado el Barómetro 1. Para ello se traslada el Barómetro 2 al punto de empalme donde se encuentra instalado el Barómetro 1. Allí se hace una tercera medición, en este mismo punto, también simultáneamente a la misma hora. La posición A’ de la primera vía (tramo) de ventilación se convierte en posición A para la segunda vía de ventilación. De esta manera, para la siguiente vía de ventilación se traslada el Barómetro 1 al tercer punto de empalme de la red, para luego pasar el Barómetro 2, a este punto de empalme y así sucesivamente. La campaña o circuito de medición iniciado se termina en superficie encadenando a la boca que se comenzó. En caso de terminarla en bajo tierra se enlaza a la boca de entrada con una última medición de ambos aparatos en este punto. Tres lecturas por cada barómetro, para una vía de ventilación, nos permiten hacer luego las correcciones de tiempo y cálculo de la diferencia de presión como se muestra en la figura 33. En el esquema de la página siguiente, usted puede ver un ejemplo con cifras, con tiempos y movimiento como lo hemos explicado anteriormente. Las ventajas del sistema “paso peregrino” sobre el método de un solo barómetro radica en lo siguiente: 1. El empleo de dos barómetros, permite por la doble medición de cada punto, una mayor pre3cisión de la medida. Por ello, es necesario realizar una corrección por tiempo a cada barómetro. La corrección por tiempo de las dos lecturas del barómetro 2 sirve para ajustar la primera lectura del barómetro 1, en el punto 3. De igual manera, la corrección de las dos lecturas del barómetro 1 en el punto 30 nos permite ajustar la primera lectura del Barómetro 2, en este punto.. Así todas las mediciones en los diferentes puntos son llevadas y correlacionadas a una misma hora. En el caso que tratamos en el Anexo 31 fig. 33 todas las mediciones entre los puntos 3 y 30 se llevan a las 15:30 horas. 2. Con las dos diferencias de presiones absolutas de ambos aparatos se puede obtener un valor promedio de la diferencia de presión entre estos puntos, lo que obviamente nos aumentará la precisión del proceso en relación con el método de un solo barómetro.

71

Posición A’: Hora:15:10

Posición A: Hora:14:55

A2 – B2 Correcc

BAROMETRO 2 No 48

BAROMETRO 1 No. 54

525.96 mm Hg.

527.30 mm Hg.

Corrección 0

Corrección -0.50

525.95

526.80

B1 – A1

para baróme tro No 1: 0.15

BAROMETRO 2 No 48

526.42 mm Hg.

525.00 mm Hg.

Corrección -0.50

Corrección 0

Correcc ión de

ión de tiempo

BAROMETRO 1 No. 54

tiempo

526.8 0 +

para barómet ro No 2: 0.08

VÍA

PUNTO

A1 – mm Hg B1

mm Hg BAROMETRO 2 No 48

0.95

525.00

PUNTO BAROMETRO 1 No. 54

mm Hg.

525.80 mm Hg.

526.50 mm Hg.

Corrección 0

525.80

525.92

525.0 0 +

Corrección -0.50

Posición B: Hora:15:00

526.00

B2 – A’2 0.72 mm Hg.

Las ventajas del sistema de “paso peregrino” sobre el método de un solo barómetro se pueden reducir a las siguientes: 1) El empleo de dos barómetros permite por la doble medición de cada punto una mayor precisión de la medida. Por ello, es necesario realizar una corrección por tiempo de cada barómetro. La corrección por tiempo de las dos lecturas del Barómetro 2 sirve para ajustar la primera lectura del Barómetro 1 en el punto 3. De igual manera, la corrección de las dos lecturas del Barómetro 1 en el punto 30 nos permite ajustar la primera lectura del barómetro 2, en este punto. Así todas las mediciones en diferentes puntos son llevadas y correlacionadas a una misma hora. En el caso que tratamos en el Anexo 31, Fig. 33, todas las mediciones entre los puntos 3 y 30 se llevan a las 15:30 horas. 2) Con las dos diferencias de presiones absolutas de ambos aparatos se puede obtener un valor promedio de la diferencia de presión entre estos puntos, lo que obviamente nos aumentará la precisión del proceso en relación con el método de un solo barómetro. La diferencia de presiones absolutas, para cada par de puntos de empalme está dada por barómetro, así:

Barometro 1 : A1 − B1 Barometro 2 : B − A2' Las desventajas del sistema 'paso peregrino' respecto al método con un solo barómetro son las siguientes: 1. El sistema de “paso peregrino” emplea casi el doble de tiempo en relación al método de un solo barómetro; ya que el barómetro que va adelante debe siempre esperar al que viene atrás. 2. Exige un mayor cuidado de los operarios en la te ma de lecturas, habida cuenta de que éstas han de hacerse simultáneamente a una misma hora; lo anterior hace ob lig a t o rio el empleo de dos cronómetros. 3. El sistema aludido exige de hecho el uso de dos barómetros durante la campaña de medición contra uno que solamente exige el Otro método a que nos hemos venido re fi riendo. Es preciso anotar que este método debe contar con un microbarógrafo en superficie para hacer las correcciones de presión barométrica que ocurran en la superficie, para correlacionarlas con las mediciones en bajo tierra.

72

4.7.2

BALANCEO Y CORRECCIONES DE LAS MEDICIONES EN UNA RED DE VENTILACIÓN.

Balanceo de los flujos: Los flujos obtenidos y calculados en la l i b r e t a de anotaciones de flujos formato 05 ANEXO 21.- FORMA 05 BLANCO DATOS VIAS se pasan al plano de-conexiones (nudo y vías - blanco y negro). Como al computador hay que pasar le la red previamente balanceada, en cuanto a ¡os :f lujos", es necesario hacer un ajuste de ellos- para que se cumpla la primera ley de Kírchoff: la suma de los flujos que llegan a un nudo es igual a la suma de los flujos que parten del mismo. Este balance debe hacerse a p a r t i r de la vía que tiene el ventilador principal de salida en retroceso, y luego en el i n t e r i o r teniendo en cuenta los ventiladores adicionales-principales

El flujo de; ventilador p r i n c i p a l debe tenerse a partir de mediciones manométricas; sistema de canal, a base de mediciones de presión dinámica con el tubo Pitot, mangueras, milímetro o manómetro, tal como se explica en 3.12.1.4,en 7.6 y 7.6.1. En el siguiente ejemplo de una red de ventilación cualquiera se explica gráficamente este balanceo. En verde aparece el flujo de a ir e que pasa por el ve nti lador de acuerdo a las mediciones manométricas en azul aparece el flujo de las vías, el cual fue levantado con anemómetros. Puede observarse que en la mayoría de nudos no se cumple la primera ley de Kírchoff, Los flujos en rojo dan el balanceo de los flujos en la red; estas se ajustaron, repartiendo la diferencia proporcionalmente a los valores del anemómetro. Los valores ajustados en rojo, se pasarán luego a las tarjetas clase 14 junto con los valores de presión corregidos. Las mediciones de las vías que entran a la vía del ventilador deben ser cuidadosamente tomadas, ojala de 5 a 7 mediciones, lo que da lugar a una buena precisión. 4.7.2.1 CORRECCIONES A LAS MEDICIONES DE PRESIÓN Y RESULTADOS: Los datos obtenidos en la libreta-de anotaciones de presiones formato 04 ANEXO 21.- FORMA 05 BLANCO DATOS VIAS se pasan a la hoja ANEXO 31.- FORMATO PARA CALCULO Y CORRECCIONES DE MEDICIONES DE PRESION CON EJEMPLO DE MANEJO para correcciones de presión, junto con los valores de temperatura de la libreta dé flujos Anexo 20 y los valores de flujo balanceados en el plano de conexiones. Se llenan así, algunas columnas, con los datos referenciados anteriormente y se hacen las correcciones y cálculos de acuerdo a las explicaciones del ANEXO 31- FORMATO PARA CALCULO Y CORRECCIONES DE MEDICIONES DE PRESION CON EJEMPLO DE MANEJO para correcciones de presiones absolutas y cálculo de diferencia de cada vía de ventilación de la mina. En el ANEXO 31.- FORMATO PARA CALCULO Y CORRECCIONES DE MEDICIONES DE PRESION CON EJEMPLO DE MANEJO aparece un ejemplo de corrección de presiones absolutas y cálculo de diferencia de presiones

absolutas y cálculo entre los puntos 3 y 30 de la vía 3 de la mina Samacá. También se calculó el valor R100 de esta vía, sabiendo que su longitud es de 410 mts. 4.8 PROYECTOS DE VENTILACION

73

4.8.1 CONCEPTOS: Las nociones hasta ahora vistas nos permiten resolver los siguientes problemas que frecuentemente se presentan en la ventilación de las minas. Se trata, entonces, de enfrentar dos problemas básicos para analizar un proyecto de ventilación para una mina nueva o cambios que deban para una mina que ya está operando y se desea tomar medidas para aumentar su caudal y mejorar su ventilación ante eventuales situaciones causadas por gases o aumentos de temperatura. 4.8.2 PROBLEMAS: Los problemas que se enfocan en un proyecto de ventilación se refieren a dos aspecto. 4.8.2.1. PRIMER PROBLEMA ¿Cómo hacer pasar una cantidad determinada de aire necesaria en un circuito de característica conocida?

Para ello vamos a representar una mina, como aparece en la figura anterior. El punto 1 representa los nudos de la mina ubicados en superficie. La vía 1 y 4 representan túneles de ENTRADA y SALIDA del aire. Las secciones 1 y 2 esquematizan dos circuitos en paralelo, en donde se hayan tajos de explotación del mineral que explota la mina, los cuales designaremos como vías 10 y 11 respectivamente. Las vías 2 y 3 representan vías de acceso a las secciones de explotación, que sirven para entrada y salida del aire. Las resistencias de todas las vías de la mina están representadas en la figura y se han obtenido de acuerdo a la sección, longitud y clase de vía. Un estudio preliminar de las secciones 1 y 2, determinó que por la desgasificación de metano en ellas, es necesario que por ellas circule los siguientes caudales mínimos: Sección 1: Q10 = 30 m3/s Sección 2. Q11 = 20 m3/s La solución del problema consiste en:

74

1. 2. 3.

Determinar la depresión ∆H total de la mina Averiguar la potencia de ventilación para los caudales que van a circular Calcular la abertura equivalente de la mina

SOLUCION: Una observación inicial del problema del problema nos exige conocer la presión de cada sección según los caudales mínimos que se plantean deben circular, por tratarse de dos circuitos paralelos que tienen puntos de entrada y salida de aire comunes. Para satisfacer lo anterior se tiene lo siguiente:

Seccion 1 (via 10) : H10 = R10 Q1

* 302 = 9 mm col H2O

2

Seccion 2 (via 11) : H 11 = R11Q112

1000

* 202 = 16 mm col H2O

La consideración anterior nos hace concluir que el circuito de la sección 2 es más exigente por gastar la mayor presión. Entonces para que:

∆H10 = ∆H11

Es necesario que por el circuito de la vía 10 circule un caudal superior al mínimo requerido, el cual entrará como variable no conocida del problema para que se cumpla la ecuación anterior:

∆H10 = ∆H11 R10Q102 = ∆H11 Q 210 =

∆H11 = R10

Q10 = 40m3s

16 = 1.600 10 1000

El flujo total que circulará por la mina será entonces:

Qtotal = Q10 + Q

= 40 + 20 = 60 m3 / s

Como las secciones 1 y 2 están en paralelo, su resistencia equivalente estará dada por la ecuación siguiente:

1 = Re Re =

1 + 10 1000

1 = 15 40 1000

1 = 0.00444 Wb 225

La resistencia total de la mina será igual a:

Rtotal min a = R1 + R2 + Re + R3 + R4 =

3 7 8 2 + + + 0.00444 + 1000 1000 1000 1000

Rtotal min a = 0.02444 Wb La depresión total de la mina será:

∆H total min a = Rtotal min a * Q 2total min a = 0.02444 *

75

2

= 87.9888 = 88 mm col H2O

La potencia útil para hacer circular el caudal anterior será:

P =

Qtotal min a * Htotal min a 102

=

60 * 88 = 51.76 aprox. = 52 Kilovatios 102

La abertura equivalente se calcula por la siguiente ecuación:

Ω =0.3812 *

Qtotal

Htotal

min a

= 0.3812 *

min a

60 88

= 2.43 m2

CONCLUSION: Las condiciones de ventilación de la mina pueden ser satisfactorias gracias a una depresión total de 88 mm col. de agua, que debe suplir un ventilador principal. Es importante recalcar que la sección 1, vía 10 está recorrida por un caudal de aire superior al inicialmente se ha impuesto cono mínimo. SEGUNDO PROBLEMA: ¿CÓMO MODIFICAR LA REPARTICIÓN DE AIRE EN UNA MINA? Para resolver esta pregunta en un proyecto de ventilación nos valdremos del problema ya planteado y utilizaremos el mismo esquema con las mismas características de cada vía. En ese problema se obtuvo que:

Q10 = 40 m3/s y Q11 = 20 m3/s. ¿Qué debe hacerse para satisfacer una nueva y mayor exigencia de aire con un caudal de 24 m 3/s. en la sección 2, vía 11, en lugar de 20 m 3/s. como se analizó en el problema anterior?

El planteamiento de este problema para una nueva tarea de ventilación, que consiste en aumentar el caudal de aire en la vía 11, implica el análisis de varias soluciones, que seguidamente estudiaremos, cada una, separadamente: OPCIONES:  Aumentar la depresión total del ventilador: En el problema anterior teníamos que las características de la mina exigían un ventilador de 88 mm col de agua.  Reducir la resistencia de los circuitos colectores: O sean, las vías por donde entra y sale el aire antes de entrar a las secciones de explotación y después de salir de ellas.  Aumentar la resistencia de la sección 1, en la vía 10: Es decir colocando reguladores de aire para aumentar la resistencia de esta vía  Disminuir la resistencia en la vía problema, sección 2, vía 11. es decir ampliando la sección de esta vía.  Instalar un ventilador adicional en la vía problema, sección 2

Estas cinco soluciones, hacen que resolvamos matemáticamente cada planteamiento, basados en lo que hemos aprendido hasta ahora. Por otra parte, cada solución implica que el ingeniero debe hacer un estudio de costos y prepararse para hacer las mediciones de aire después de hacer el cálculo, para cada una de ellas, para cumplir con la solución del problema: Primera solución: AUMENTAR LA DEPRESIÓN TOTAL DEL VENTILADOR

76

o sea que : R10 * Q210 = R11 * Q211 Q210 =

40 * 242 = 2.304 10

∴ Q10 = 2.304 = 48 m3 / s Qtotal min a = 48 + 24 = 72m3 / s ∆Htotal min a = Rtotal min a * Q2total min a = 0.02444 * 722 = 126.70mm col. de H2O P =

Qtotal min a * ∆Htotal min a 102

= 89.44 = 90 Kilovatios

Con respecto al problema 1, la mina estaría ventilada por un flujo de 72 m3/s. Esto quiere decir que la potencia de ventilación necesaria se aumentaría de 52 a 90 Kw. Este procedimiento, hoy día, por los costos de la energía, no se recomienda porque conduce a un consumo importante de energía, por la circulación de un caudal mayor en la vía 10, del que realmente se necesita. Como vemos el caudal de esta vía se aumenta de 40 a 48 m3/s. Tan solo se necesitan el mínimo necesario, o sean 30 m3/s. Segunda solución: REDUCIR LA RESISTENCIA DE LOS CIRCUITOS COLECTORES Se consideran como circuitos colectores las vía de entrada y salida de la ventilación diferentes a las secciones 1 y 2. En esta solución, supongamos que la depresión total de la mina no varía, lo que quiere decir que la depresión de la mina será la que obtuvo en el primer problema, o sea que DH=88 mm col de agua. Par que por la sección 2 pase un caudal de 24 m3/s es necesario que la presión entre los nudos 3 y 4 sea:

∆H3− 4 =

40 * 242 = 23.04 mm col de H2O 1.000

Entonces, la diferencia entre: 88 – 23.04 = 64.96 mm col de agua, sería la depresión de los dos (2) colectores de ENTRADA y de SALIDA, los cuales estarían recorridos por un caudal de 72 m 3/s. Para ello, es necesario que la resistencia de los colectores sea:

Rcolectores =

∆Hcolectores 64.96 = = 0.01253 Weisbach 2 (72) 5.184

O sea que, para que los colectores sean recorridos por 72 m3/s la resistencia de ellos no debe ser mayor que 0.01253 Wb. En el problema planteado la resistencia de los colectores es:

Rcolectores actual =

3 7 8 2 20 + + + = = 0.02000 Wb 1.000 1.000 1.000 1.000 1.000

Entonces, se infiere que para hacer pasar por estos circuitos 72 m3/s es necesario reducir la resistencia de ellos en: 0.02000 – 0.01253 = 0.00747 Wb o 7.47 mWb. Este procedimiento, a menudo es utilizable aumentando la sección de los túneles colectores, dicho en el argot minero “ensanchando la vías”. También, se sugiere como segunda opción revestir estos túneles con un material liso e incombustible, que permita disminuir la resistencia de las vías entibadas con arco o

77

madera. El inconveniente de la primera opción radica en el tiempo que se emplea en llevar a cabo estos trabajos de ensanche. Tercera solución: AUMENTAR LA RESISTENCIA DE LA SECCIÓN 1, EN LA VÍA 10 En esta solución, a simplemente vista se ve que si colocamos una puerta reguladora, simplemente un regulador o varios, en la sección 1 hasta obtener que por la vía 11 pase un caudal de 24 m3/s lo que se está haciendo es aumentar la resistencia en la sección 1. Al aumentar la resistencia en la vía 10, la depresión en la vía 11, sería:

∆H11 =

40 * 242 = 23.04mm col de H2O 1.000

Como en la solución anterior, la depresión de los circuitos colectores sería: 88 – 23.04 = 64.96 mm col de agua, la cual permitirá que con la resistencia actual de ellos pase un caudal mina que se deduce de la siguiente ecuación:

∆H colectores = Rcolectores * Q2min a O sea que : 64.96 = 0.02 * Qmin a2 Qmin a2 = ∴ Qmin a

64.96 = 3.248 0.02 = 3.2480 = 56.99m3 / s ≈ 57m3 / s

Q10 = Qmin a − Q11 = 57 − 24 = 33m3 / s Este último caudal por la vía 10 es suficiente y es superior al mínimo necesario, exigido en el problema 1. La resistencia de la vía 10 sería entonces:

40 * 242 = 23.04mm col de H2O 1.000 23.04 = R10 * Q210 ∆H11 =

R=

23.04 = 0.02116 Wb 333

Es decir, que habría que aumentar la resistencia en la vía 10, en: 0.02116 - 0.010= 0.01116 Wb o 11.16 mWb. Cuarta solución: DISMINUIR LA RESISTENCIA EN LA VÍA PROBLEMA, SECCIÓN 2, VÍA 11 Esta opción implica ensanchar la sección de los túneles de la sección 2, de tal manera que pasen por ella 3 24 m /s. Si el caudal de la mina, está representado por “Q”, en la sección 1 pasará un caudal (Q - 24) m3/s, de manera que se puede plantear la siguiente ecuación:

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Depresión total mina = Depresión circuitos colectores + Depresión sección 1 entre nudos 3-4 O sea que:

88 = 0.02 * Q2 + 0.01 * (Q − 24)2 ∴ 3Q2 − 48Q − 8.224 = 0 Q=

−(−48) ±

482 − 4 * 3 * 8.224 48 ± 317.79 = = 60.97 ≈ 61m3 / s 2*3 6

En esta solución hemos escogido un resultado positivo de “Q”, desechando un valor negativo que no tiene ningún significado, desde el punto de vista del problema. 3

Por la sección 1, vía 10, pasará un caudal de. 61 – 24 = 37 m /s, lo que corresponde a una depresión para la sección 1, entre los puntos 3 y 4 de:

∆H10 = R10 * Q10 2 = 0.01 * 372 = 13.69 mm col. de H2O Siendo la presión entre los punto 3 y 4 13.69 mm col. de agua, tendremos una resistencia de la sección 2 equivalente a:

∆H3− 4 = Rx * Q211 13.69 = Rx * 242 ∴R =

13.69 = 0.02377 Wb 242 3

Se concluye, entonces, que para hacer pasar un caudal de 24 m /s. por la sección 2, habría que disminuir la

resistencia inicial de esta sección en: 0.40 – 0.02377 = 0.01623 Wb. o en 16.23 mWb. Quinta solución: INSTALAR UN VENTILADOR ADICIONAL EN LA VÍA PROBLEMA, SECCIÓN 2 La solución anterior nos ha conducido a una depresión para la secciones 1 y 2, entre los puntos 2 y 4 de 13.69 mm col de agua, en lugar de 16 mm. Igual resultado podría ser obtenido colocando en la sección 2 un ventilador adicional. La colocación de un ventilador en estas condiciones tendría el mismo efecto de provocar una reducción aparente de la resistencia en la vía 11 donde se instalaría tal ventilador. Con base en este planteamiento, matemáticamente se tienen las siguientes ecuaciones:

R10 * Q210 = R11 * Q2 requerido − ∆Hventilador adicional 0.01 * 372 = 0.04 * 24 2 −

ventilador adicional

∴ ∆Hventilador adicional = 23.04 − 13.69 = 9.35 mm col. de H2O Instalando un ventilador que produzca 9.5 mm col. de agua se puede hacer circular 24 m3/s, en la sección 2, sin aumentar la presión del ventilador principal. En la práctica conseguir este ventilador es teórico, por lo que habría que recurrir a un ventilador de mayor potencia, lo que aumentaría el caudal por la sección 2.

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Lo anterior implica un mayor gasto de energía. El ingeniero responsable de estos cálculos debe evaluar esta situación desde el punto de vista de los costos. 4.8.3 PROGRAMA DE VENTILACIÓN: 4.8.3.1 DESCRIPCIÓN DEL PROGRAMA DE VENTILACIÓN PARA REDES TRIDIMENSIONALES CON QUE CUENTA ACERÍAS PAZ DEL RÍO: HISTORIA: Acerías Paz del Río, en 1974 contaba con un programa para cálculos de flujos de ventilación adquirido de una firma alemana para el cálculo de caudales de ventilación de todas las redes de sus minas La Chapa, Samacá Calizas y el Uvo con base en levantamientos de las redes de estas minas: resistencia, caudales y presión del ventilador principal. Este programa servía además para analizar tareas de necesidades de caudal, en vías donde se requería un determinado caudal de aire. Este programa fue cedido a Acerías Paz del Río por la firma alemana RUHR KOHLE A.G. (RAG), el cual se inició, analizó y montó en un computador marca IBM modelo 36O-5O de la firma COLSISTEMAS en la ciudad de Bogotá, cuya capacidad era de 250 K, venía en lenguaje FORTRAN IV, niveles G y H, con multiprogramación y con particiones, de 50K, 86K, 100K, 136K, 186K y 240 K. 4.8.3.2 CÁLCULO ITERATIVO DE LOS FLUJOS DE VENTILACIÓN EN LA RED Y MÉTODOS DE CÁLCULO: El hecho importante en el cálculo de redes de ventilación se basa en el método de aproximaciones sucesivas de Hardy Cross, en el que partiendo de unos caudales y depresiones o solamente de resistencias se llega a una solución. Los ramales o vías de ventilación que constituyen la red se unen formando mallas. Una malla es una cadena cerrada de vías recorridas una sola vez, en un sentido o en el contrario. Las vías no deben cruzarse. Siendo “V” el número de tramos o vías de la red y “p” el número total de nudos de empalme, se tendrán las siguientes ecuaciones que ya hemos estudiado anteriormente al hablar de una red cualquiera. 4.8.3.2 ECUACIÓN O LEY DE LOS NUDOS. La suma algébrica de los caudales de las vías que confluyen a un nudo es igual a cero: Σε

i

Qi = 0

ε¡ = +1 en caso de que la vía esté orientada en la dirección del nudo. εϒ = -1 en el caso contrario. 4.8.3.2.1

ECUACIÓN O LEY DE LAS MALLAS:

La suma algébrica de las pérdidas de carga o caídas de presión a lo largo de una malla cerrada es igual a cero

Σε i ∆X i = 0

εi = +1 si el sentido de recorrido a lo largo de la vía "i" coincide con el sentido dado a la malla. εi = -1 en el caso contrario. 4.8.3.2.2. ECUACIÓN CARACTERÍSTICA DE CADA VÍA La cual puede ser de tres formas: a) Ramas pasivas: En las que siempre se cumple la relación:

∆Xi = Ri Qi2 Como AX. y Q¡ deben tener el mismo signo se escr ib ir á:

∆X i = Ri Qi Qi b)Ramas activas: O sean aquellas vías de la red donde se encuentra instalado un ventilador princip al o adicional. 2 En ella se cumple la relación: ∆X i = Ri Qi + f (Q ) H = f (Q.) es la ecuación de la curva característica del ventilador. c) Ramas con caudal requerido o necesario: Por ejemplo: tajos, vías con reguladores o puertas de ventilación, vías donde haya instalado una locomotora trolley.

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Q=Q

0 La resistencia de estas ramas, que son pasivas, no está fijada. Su introducción f a c il i t a la elección de las ecuaciones independientes. = El número de ecuaciones tipo a) y c) es el mismo que el de la red “V” ΣεiQ¡ 0, habrá p-1, pues si se cumple la condición en p - 1 nudos, se cum plirá en el restante. Existen, entonces p-1 ecuaciones que ligan los caudales que pasan por la V vías. Sólo existirán, entonces, V - (p - 1) ramales o vías independientes. Entre las diferentes m a lla s que se pueden formar en una red, es posible elegir 'm' mallas que gocen de las siguientes propiedades: 1) Representan a toda la red, es decir, todas las vías de la red figuran al menos una vez en una malla. obviamente, unas vías pueden hallarse en varías mallas. 2) Son independientes, es decir, ninguna es combinación de las otras. El conjunto de estas 'm' m a l l a s constituye una base de mallas de la red. La elección de estas “m” mallas puede realizarse de varias maneras, de tal forma que una misma red pueda ser representada por bases de mallas diferentes. Pero todas estas bases tienen el mismo número de mallas '”m” que se denomina orden de la red. Se demuestra entonces que:

m = V − (p − 1) = V − p + 1

Donde : m = numero total de malla s in dependientes V = numero total de vias en la red p = Total de nudos o puntos de empalme incluido el punto 1 de su perficie Entre las diferentes bases de m a l l a de una red pueden hallarse algunas que presentan simultáneamente las p a r t i c u l a r i d a d e s siguie ntes: 1) Existe un conjunto “m” ramales o vías, tales que cada una pertenece a una sola m a l l a de la base. 2} Estos ramales o vías son independientes. Las “m” ramas o vías independientes se llaman ramas directrices y la base de m allas correspondiente se llama “base de mallas de ramas directrices ”. Dado que el número de m alla s independientes es 'm' el número de ecuaciones del t ip o Σ ε¡ ∆X¡= 0 es 'm'. Por consiguiente el número de ecuaciones independientes será:

p − 1 + m + V = p − 1 + V − p + 1 + V = 2V

El número de incógnitas:

V − V ' : caudales de vias pasivas V' V

: resistencias de vias de caudal requerido o impuesto : perdida de carg a en las vias

En estas ecuaciones tiene solución. Para explicar lo que se ha estudiado nos valdremos de la s ig u ie n t e figura:

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Entonces» m = 6-4 + 1 = 3 mallas independientes y la red es dé orden 3. Para construir una base de m a lla s que contenga 3 mallas como en el caso estudiado, se eligen 3 tramos o vías independientes, por ejemplo AB, AD y CEB como tramos o vías directrices. La elección de AB y AD no permite tomar como tercera vía a AC ya que la malla ABC tendría dos vías directrices. La base de m allas está, también, obligatoriamente constituida por las tres mallas ABC, ACD y 8CE, No se puede tomar como mallas, ni ABCD que contienen dos ramas directrices AB y AD; ni ABEC, que contiene AB y BEC ni ABED, no contiene AB y AD. Sí se hubiera tomado como ramas directrices AB, AC y CEB no se hubiera po di do tomar como malla a ABC; hubiera sido necesario tomar a ABEC, ACD y BCE. Una vez planteadas las m ecuaciones de malla se procede a su resolución. Se parte de caudales dados (que cumplen la ley de los nudos) con los que se realiza la primera iteración. Se toma la primera m a l l a y se calcula Σ∆Xi a lo largo de dicha malla. Normalmente Σ∆Xi # 0, por lo que introduciremos factores de corrección tal que:

ΣRi (Qi + ε ) Qi + ε = 0 Al desarrollar esta ecuación se tiene:

ΣRiQi + 2εΣRi Qi + ε 2ΣRi = 0 2

Despreciando e frente a los demás términos por su valor tan pequeño, obtendremos:

ε =−

ΣRi Qi Qi 2ΣRi Qi

Se hace lo mismo para las otras m allas, observándose al final que la primera de las ecuaciones ya no satisface, comenzando así un segundo ciclo. Se acabarán las iteraciones cuando la suma de los valores absolutos de todas las correcciones de m a l l a s , tenga un valor bastante pequeño. Una vez calculados los caudales, las depresiones en cada vía se obtendrán con las 'V ecuaciones.

∆Xi = Ri Qi2 4.8.4

DATOS DE ENTRADA:

Clases de formato: Los datos de entradas de la red al computador se realizan con las siguientes clases de formatos: T11, T12, T13; T14, T15, T16, T17. 4.8.4.1 EMPLEO FORMATO CLASE 11 (DATOS PRELIMINARES): ANEXO 20 DATOS EJEMPLO NUMERICO DE UNA MINA PARA RESOLVER EN EL COMPUTADOR Para el primer cálculo de una red quedan libres las columnas 13 a 16 (Referencia). Estas columnas se tienen si un nuevo cálculo modifica o am plía un cálculo anterior que se encuentra almacenado en el disco. Si coincide el nuevo número de referencia con el nuevo número de planeación y se almacena el cálculo nuevo, entonces no quedará d is po n ib le el anterior. Un 1 en la columna 21 s ign if ic a que el resultado será almacenado en un disco magnético para futuros cálculos. Cuando se esta montando una red de ventilación en el computador, no es aconsejable dejar almacenada la red en la primera corrida, sino cuando se hayan hecho varias corridas que nos muestren al final una red que se adapta a los datos de los tramos (activos}, tramos con ventilador, y algunas consideraciones importantes en la red. En las columnas 22 a 28 del formato 11 existe la p os ib ilid a d de pedir por una parte la impresión de ciertos cálculos internos y de acelerar e! curso del programa por medio de la indicación de algunos factores. Las columnas 29 y 34 no tienen en la actualidad ningún significado y están por lo tanto, disponibles para futuras modificaciones del programa. De las columnas 35 a 80 debe caber, en este espacio, el texto o título que se desea para el cálculo que se está llevando a cabo.

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4.8.4.2 EMPLEO D E L F O R M A T O 1 2 ( V E N T I L A D O R E S ) , ANEXO 20: Para cada ventilador se indica su línea de operación. Esta línea de operación puede ser. a) Independiente de Q; es decir, cuando se índica so lamente un valor de p = p1, el cual rige para todos los valores de Q a presión constante. b) Definida por 2 hasta 6 pares de puntos p1 hasta p6 y Q1 hasta Q6. Para ello se requieren que se anoten los valores de Q en orden ascendente. Para un determinado Q se busca el valor p por medio de una interpolación lineal de los dos pares de puntos vecinos. Para un valor Q< Q1 se índica p y para Q >Q0 se pone pn y se imprime el comentario "límite de la línea de operación". Las columnas 15 a 22 están previstas para la identificación de un ventilador, todos los tramos que contienen ventiladores muestran en el listado impreso, tal identificación. Como se almacenan también los datos de los ventiladores si la tarjeta clase 11 lleva un 1 en la columna 21, debe existir también la p osibilidad de elim inar los ventiladores existentes en la red, para un cálculo. En tal caso se deben hacer todas las indicacion es hasta la columna 22 para poder encontrar el ventilador respectivo en el almacén del disco. Para e l i m i n a r en vent i l a d o r de la red se debe hacer una anotación en la casilla p1 consistente en -1. 4.8.4.3 FORMATO CLASE 13 (TRAMOS POR ELIMINAR) ANEXO 20: Solamente se u t i l i z a n tarjetas de la clase 13 cuando se recurre a una red que , a se encuentra en el disco. En una tarjeta se pueden i n d i c a r hasta 17 tramos por eliminar. No se indican tramos cuyos datos se quieren m o d i f i car (p.e. diferentes puntos de nudos u otros valores de R). 4.8.4.4 FORMATO CLASE 14 (TRAMOS) ANEXO 22: DATOS DE VIAS Con las tarjetas de la clase 14 se entra toda la red, o si ésta ya existe en el disco se entran datos complementarios requeridos para la misma. Se debe observar: a) No se admite el número 0 para tramos o nudos. b) El punto de nudo "de" y el punto de nudo "a" no deben ser i d é n t i c o s . c) El punto de nudo 1 se encuentra siempre en la superficie. d) Los datos para p, Q y R deben ser inequívocos ya que se sobre determina un tramo con 3 valores. Solos p o Q son insuficientes. Un tramo se determina con p y Q o con R. e) Temperaturas que f al t a n se interpretan como ± 0°C f) En el programa de Ruhrkohle no se emplea el peso específ ico. 4.8.4.5 FORMATO CLASE 15(TRAMOS CAUDALES PREDETERMINADOS) ANEXO 24: Se d i s t i n g u e n 4 grupos para las planeaciones: a) Q impuesto y p v ari a bl e se encuentran en el mismo tramo A. b) Q impuesto RV3r se encuentran en el mismo tramo A. c) Q ímpuesto está en el tramo A, pero pvar en el tramo B. d) Q impuesto está en el tramo A, pero pvar en el tramo B Para cada tramo debe indicarse únicamente un caso de planeación. Para un ventilador no se permite más que una planeación con pvar. Se debe in s c r i b ir siempre el número de tramo para Q. pref. en las columnas 15 s 19. En grupo a) quedan libres las columnas 20 a 27, 28 a 31 y 32 a 39 En grupo b) se anota un pmínimo columnas 20 a 27, dicho valor se debe cumplir en todo caso. En el grupo c) quedan libres las columnas 20 a 27 y 32 a 39. Las columnas 28 a 31 contienen el número del tramo B cuyo ventilador influye con su depresión al valor Q del tramo A (columnas 11 a 1 4 ) . En grupo el d) quedan libres columna 20 a 27, en las columnas 29 a 31 se anota el numero del tramo con Ryar mientras se inscribe en columnas 32 a 39 un Rm¡n cuyo valor se respeta como mínimo. En los casos a) y c) hay que indicar por medio de las tarjetas, clase 12, un ventilador en el correspondiente tramo que se caracteriza con el valor p1 constante. Si resulta en planeaciones del grupo d"), en el segundo tramo, un valor R > 1.000 se anota 1.000 y se retira esa" planeación. En este caso puede resultar Q > Qimpuesto.

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4.8.4.6 FORMATO CLASE 16, ANEXO 25: A veces no se desea la impresión de toda la red sino que solamente se desea la impresión de ciertos tramos o conjuntos de tramos. Esos grupos de tramos o números de tramos se deben anotar en los formatos, clase 16. Se incluyen 3 grupos en las columnas 1 a 30 y 12 tramos en las columnas 31 a 78 de cada tarjeta. No está lim it a da la entrada de esas tarjetas. 4.8.4.7 FORMATOS CLASE 17: En caso de ca lcu lar v a r i a s redes dentro de un recorrido del programa se debe terminar cada entrada de una red (de F clase 11 a F. clase 16) con una llamada que comunica al programa que seguirán más cálculos; se efectúa la lla m ada en tal forma que se coloca como ú lt im o el formato de la entrada de una red una que lleva solamente el número 17 en las columnas 1 y 2. 4.8.4.8 FORMATOS CLASE 03 ANEXO 23 (ANOTACIÓN DE LAS ALTURAS DE LOS PUNTOS DE EMPALME): Los formatos la clase 03 solamente se utilizan cuando se desea considerar en el cálculo, la depresión natural. Si se in d ic a n las cotas para una parte o todos los puntos de empalme es imperioso i n d ic a r la cota del punto 1. La depresión natural de un tramo siempre es obtenible cuando se dan como datos de la vía los dos puntos de empalme correspondientes. 4.8.5. COMPILACIÓN DE LAS DIFERENTES CLASES DE FORMATO: En cada corrida del programa se hace indispensable la clase de formatos clase 11. Sí por ejemplo, está almacenada la red y no se requieren más datos, es decir que se solicita una red ya calculada, solamente se hará la entrada del formato clase 11. Siempre deben estar presentes en un recorrido las otras clases de tarjetas si se necesitan sus datos para el cálculo. En la compilación de los formatos se deben observar los s ig u ien t es valores máximos que no se pueden superar durante el curso de un cálculo Vías de ventilación: 900Nudos de empalme: 600 1. Ventiladores: 20 2. Nudos de empalme: 600 3. Ventiladores. 20

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4.8.5.1 ORDEN DE LOS FORMATOS: 1. Clase de tarjetas 11 (tarjeta preliminar) 2. Clase de tarjetas 03 (cotas de profundidad o altura s.n.m) 3. Clase de tarjetas 12 (datos sobre ventiladores) 4. Clase de tarjetas 13 (tramos o vías por eliminar) 5. Clase de tarjetas 14 (datos de la red) 6. Clase de tarjetas 15 (planeaciones) 7. Formato clase 16 (como tarjeta intermedia sin datos sí siguen más formatos de la clase 16). 8. Formatos clase 16 (impresión específica de ventilación). 9. Formatos clase 17 (tarjetas final, si debe continuarse con un nuevo cálculo) 4.8.6 ENTREGA DE RESULTADOS (OUTPUT): Cada corrida de un listado comienza con la hoja 0 que contiene todos los comentarios e impresiones de prueba adicionales. Para una mejor v i s i ó n del conjunto se entregan los resultados mismos en bloques de cinco. En el encabezamiento de la entrega de la red se lee al lado del texto 'planeación' , el nuevo número de planeación de este cálculo. Si se recurrió para el cálculo de la red, a una red ya almacenada aparece el respectivo número de planeación en referencia al lado derecho en paréntesis. Si se ejecutaron debido a la clase de tarjetas 15 ciertas tareas de planeación se imprime al lado del tramo cuyo valor p o R se indicó variable una ' p' con el siguiente número del tipo de planeación. p.e,: 11 P2:= Para el tramo 11 se escogió el tipo de planeación 2. 4.8.7 EJEMPLO DE ENTRADA DE UNA MlNA AL COMPUTADOR: En el Anexo N° 20, el lector puede apreciar el plano de ve nt ilac ión de una m ina cuya red se desea almacenar en el computador. La red consta de 40 nudos de empalme y 58 vías de ventilación; tiene 5 salidas a superficie, cuyos nudos se numeran con 1. Las vías 1 y 2 tienen los mismos puntos de conexión 1 y 2, Sin embargo la vía 2 donde hay un ventilador prin cipal es vía de salida del aire; la vía de entrada del aire, la cual por h a lla r s e cerca al ve ntila dor está provista de puertas reguladoras de aire (Pozo 3). Igualmente ocurre con las vías 3 y 4 del pozo. Los tajos de explotación están numerados de 14 a 19. El pozo 3 tiene instalado (vía 9) un ventilador a presión variable. El pozo 5 (vía 4) está a presión constante. Dentro del cálculo se tuvo en cuenta la presión natural en los pozos 3 y 5, la cual se asume que actúa como un ventilador a presión constante. Con el objeto de no dejar la red almacenada en el disco, pondremos un cero en la columna 21 formatos clase 11. El trabajo a realizar lo llamaremos: Ejemplo "Estado de operación Diciembre 1973", el cual corresponde a una mina que hemos llamado número 5. La mayor parte de las vías se han expresado en el formato 14 con valores de presión y flujo. Algunas vías con reguladores de flujo se han expresado en el formato 14 con valores de presión y flujo. Otras vías con reguladores de flujo se han expresado con resistencia mínima y se ha u t i l i za d o el formato 15 para que el computador a nalice la resistencia de estos tramos, con base en el flujo que se desea imponer en e l l o s . En otras vías fue imposible expresarla en valores de ∆p y Q y aparecen expresadas en términos de resistencia (vías 26, 27, 28, 30, 31, 33, 36, 39 y 48). La planeación para las vías con resistencia mínima (R = 0,00011) corresponde al caso de planeación N° 2 formato 15. Al entrarse este ejemplo al computador (formato clase 11, clase 12, clase 14 y 15) se obtuvo el listado de computador. Este listado nos ofrece una nueva distribución de flujos en la mina de acuerdo a los consumos de presión de todas las vías y resistencia de algunas. Obtenido este listado se comparará con la distrib ució n de flujos tomados con el anemómetro y balanceo de la red. Si el listado del computador d if i e re en mucho de los datos de consumo de presión, flujo depresión del ventilador, se procurará hacer controles de las vías cuyos datos están presentando diferencias apreciares. Desafortunadamente en el momento no se dispone de este Anexo. En caso contrario y previo a n á lis is se tomará la decisión de dejar almacenada la red en el computador; para ello se colocará m 1 en la columna 21 formatos clase 11. Así la red en el computador, tendremos la base para futuras planeaciones de ventilación en la mina, según el desarrollo programado de la misma. SUBIR

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CAPITULO V VENTILADORES PRINCIPALES 5.0 VENTILADORES PRINCIPALES EN SUPERFICIE: Una v e n t i l a c i ó n adecuada y e s t a b l e no puede obtener se en una mina subterránea de alguna importancia si no es a base de ventiladores. El ventilador de VENTILACIÓN PRINCIPAL es un aparato destinado, en el conjunto de la mina, a poner en movimiento el aire necesario para la v e n t i l a c i ó n . 5.1 PRINCIPIOS: Si se encuentra que el flu jo de aire necesario Q, de be vencer en el i n t e r i o r de la mina una pérdida de carga construir un ventilador que se insertara en el c i r c u i t o , y que proporcionara al movimiento del aire un aumento de el momento que lo atraviese un flujo igual a Q. Las características de ba se del ventilador Q y H se encuentran, entonces, determinadas por el estudio de la red de ventilación Por lo anterior, se deduce fácilmente que la razón de ser de un ventilador insertado en un c i r c u i t o es la de crear una d i s c o n t i n u i d a d de presión igual a la pérdida de carga del c i r c u i t o y de s i g n o opuesto, de manera que la anule. Por el con trario esta d i s c o n t i n u i d a d de presión no genera d i s c o n t i n u i d a d del flujo. Como puede el ventilador crear una d i s c o n t i n u i d a d de presión? Para comprenderlo es necesario volver sobre los p r i n c i p i o s fundamentales de la aerodinámica y considerar la noción de ALA PORTANTE.

Sea un p e r f i l tal como se muestra en la figura 36,el fluido, bajo un cierto puede observar que las condiciones de presión que reinan de una u otra parte del p e r f i l son muy diferentes. En la parte superior del perfil llamado EXTRADOS, reina una depresión, mientras que en la parte inferior llamada INTRADOS, reina una sobrepresión.

Fig. 37 DESARROLLO DE UNA RUEDA EN UN VENTILADOR HELICOIDAL O AXIAL

Sobrepresión sobrepresión Se comprende, entonces, que en un ventilador, los EX TRADOS estarán dispuestos en dirección hacia arriba del lado del circuito y los INTRADOS hacia abajo, tal como muestra la figura 37, la cual es el desarrollo de la rueda de un ventilador helicoidal.

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En la siguiente figura se esquematiza una ap licac ió n aproximativa de estos p r i n c i p i o s en un ventilador centrífugo. SOBREPRESION

En los dos casos, las aletas engendran una especie de pantalla, a cada lado de la cual reinan presiones diferentes que explican la creación de d iscontinuidad que se ha anotado anteriormente. En un sistema de ejes de coordenadas, más adelante se explica como se presentan un par de puntos Q y ∆p. Hemos visto que la curva C del circuito, es una parábola; la pérdida de carga varía entonces como el cuadrado del flujo. 5.2 TIPOS DE VENTILADORES: 5.2.1 VENTILADOR CENTRÍFUGO: Estos ventiladores fueron durante mucho tiempo los únicos ventiladores existentes. En estos ventiladores, el aire es adm itido por el oído, que es un orif icio que rodea el cubo de un rotor horizontal de aletas, El aire so metido a sobre presión el cual es impulsado por una chimenea llamada “difusor”, la cual está situ a da en la perif eria del rotor y perpendicular a su dirección de entrada. 5.2.2 VENTILADORES HELICOIDALES 0 AXIALES: En los ventiladores helicoidales o axiales el rotor lleva un cubo vertical u horizontal sobre el que se ha fijado una hé lice constituida por un cierto número de aletas. El aire entra y sale paralelamente a la máquina describiendo helicoidales. Su princ ip io se asemeja al del ventilador (rotor-aletas) y el de la tuerca por la corriente de aire. Al girar la rueda, el aire se desplaza a lo largo del eje. La corriente de aire sale desviada con movimiento de rotación y traslación.

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5.3 CARACTERÍSTICAS TEÓRICAS; 5.3.1 Curva. H = f(Q): Para un ventilador que gira a una velocidad dada, existe una relación H = f (Q) entre la elevación manométrica o depresión del ventilador y el caudal. El ventilador, por ende, no tiene un punto específico de funcionamiento, sino una continuidad de puntos de funcionamiento posibles, los cuales se hayan repartidos sobre una curva característica. Sea un sistema de ejes de coordenadas; El flujo Q en las abscisa, y presión total o carga total H en la ordenada, ver la f ig ur a 40.

H

Curva H (Q) característica del ventilador. C : Curva H (Q.) característica del circuito. A: Punto de intersección de las 2 curvas que definen el régimen H y Q La curva V, característica del ventilador es, por el contr a rio toda diferente. Se ve que e l l a presenta un tramo que pasa por un máximo, seguido de una zona descendente; los fuertes valores de la presión se obtienen para flujos pequeños, mientras que en los grandes flujos la presión cae para llegar a cero. En estas condiciones si se dispone sobre un c i r c u i to característico (C) un ventilador de característica (V); un sólo régimen (Al define un solo flujo Q y una sola p presión H es compatible. Se demuestra fácilmente que este régimen es estable. En efecto, si por ejemplo. “Q” tuviera tendencia a aumentar la pérdida de carga H exigida por el c i r c u i t o aumentaría, mientras que la presión producida por el v e n t i l a d o r disminuiría y el flujo volvería automáticamente al valor de e q u i l i b r i o del régimen. Estas consideraciones corresponden a lo que se ha convenido en l l a m a r "LA ADAPTACIÓN" del ventilador al c ir c ui t o. Las consecuencias de esta adaptación son las siguientes: a) Si la característica real (V) del ventilador no es la referida, la adaptación tiene lugar en un punto B. b) Si la característica real (C) del c i r c u i t o no es la referida, es decir la curva (C), la adaptación tiene lugar en un punto E. c) Si las dos características (V'I).y (C') no son las que se han tenido en cuenta, la adaptación tendrá lugar en un punto 0. Observamos que, en los ejemplos anteriores, donde los errores corresponden a una sobre-estimación de las posibilidades del ventilador y a una sub-estimación de las pérdidas de carga del circuito, jamás se obtendrá el flujo correspondiente en el punto A, sí el ventilador no cuenta con un s i s t e m a de regulación de las características

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5.3.2. POTENCIA: La curva de potencia en función del caudal s i g u e es casi igual que la curva anterior, es decir, también pasa por un máximo.

5.3.3 CURVA DE RENDIMIENTO: Esta curva resulta de las anteriores, es decir, de H = f (Q.). La figura siguiente objetiva más la noción de punto de funcionamiento. (Figura en la página sigu ien te ) El rendimiento del ventilador centrífugo puede alcanzar el 85% como máximo.La gama de su funcionamiento, como sus posibilidades de regulación son hasta la fecha bastante limitadas. Para un ventilador h e l i c o i d a l , por el contrario H = f (Q) es más llana, lo que es favorable. Este tipo de ventiladores conviene en general para el desplazamiento de grandes volúmenes de a i r e contra elevaciones manométricas relativamente pequeñas en relación con los centrífugos. 5.4. CARACTERÍSTICAS PRÁCTICAS: Con el objeto de evitar que las nociones de potencia absorbida y rendimiento sean mal interpretadas, como a menudo sucede, las definiremos en forma más detallada. 5.4.1 POTENCIA ABSORBIDA Se pueden considerar varias clases de potencia absorbida: a) Potencia la absorbida en los bornes del motor: que es la energía eléctrica consumida por el motor. b) Potencia absorbida sobre el árbol del motor: ella es igual a la potencia en los bornes m u lt ip l ic a d a por el rendimiento del motor. c)Potencia absorbida por el ventilador: es la energía realmente suministrada al árbol del ventilador. Ella es igual a la potencia sobre el árbol del motor multiplicado por el rendimiento de la transmisión. Esta es la potencia que es importante considerar en el cá lc u lo del rendimiento propio del ventilador. En el caso de un ataque directo, el rendimiento de la trasmisión. Esta es la potencia que es importante considerar en el cálculo del rendimiento propio del ventilador. En el caso de un ataque directo, el rendimiento de la transmisión es de 1, entonces las potencias b) y c] son iguales, 5,4.2 RENDIMIENTO: El rendimiento es la razón de la potencia útil a la potencia transmitida al árbol del ventilador. La potencia útil o energía necesaria para el movimiento de¡ aire se obtiene efectuando el producto de presión (H) por el flujo Q. Ella esta dada por la fórmula: P = Q*H (en vatios) Q, siendo expresado en m3 /s, y H en Pascal (Pa). H representa la diferencia de presión total entre la ENTRADA y SALIDA del ventilador. 5.4.3 LEYES DE LOS VENTILADORES: La forma de comportarse un ventilador de acuerdo a las variaciones en la presión H y en el caudal Q, pueden obtenerse por medio de sus curvas características. Existen tres leyes fundamentales que regulan el comportamiento de la presión estática y total, caudal de aire potencia y eficiencia de un ventilador, cuando existen variaciones en el peso específico del aire, velocidad (rpm) y el diámetro del ventilador.

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Valiéndose de un análisis dimensional en un sistema de resistencia constante pueden demostrarse la relaciones siguientes: Q  CAUDAL : Q ∝ η D3 o sea que : = K1 (cons tan te) (1) ηD3  PRESION: H ∝ η D ω o sea que : 2

2

H

η 2 D2ω

 POTENCIA: Wmotor ∝ η D ω o sea que : 3

5

= K2 (cons tan te)

(2)

Wmotor = K3 (cons tante) η 3 D5ω

(3)

En la ecuación (3) pueden usarse cualquiera de las dos W m o W a, ya que ellas son proporcionales entre sí. Estas relaciones o combinaciones son bastante útiles, ya que determinan el comportamiento del ventilador. Las variables anteriores significan:  Velocidad de rotación:  Diámetro del ventilador: D (en m o pies) 3 3  Peso específico: ω (en Kilogramos/m o libras/pie )  Potencia en kilovatios: W m (o caballos de fuerza)  Presión: H (milímetros columna de agua) El recíproco de la ecuación 2 se conoce con el nombre de velocidad específica η, con ω constante: Dη ηs = H De igual manera, la ecuación (1) dividida por la raíz cuadrada de la ecuación (2) se conoce con el nombre de volumen específico Qs, con ω constante: Q Q= 2 D * H Los fabricantes muestran estas características, en la placa del motor o del ventilador, con el objeto de facilitar la selección del ventilador. Como el fabricante suministra las curvas características del ventilador, el usuario puede fácilmente calcular las nuevas condiciones utilizando estas relaciones. En cuadro siguiente ellas se resumen. Observe que la eficiencia del ventilador permanece constante. Mientras que, el peso específico o la densidad del aire y la potencia al freno varían proporcionalmente. Tabla 10 Leyes de los ventiladores Variable

Representación Variable

LEY 1: η variable D y ω constante

LEY 2: variable W y constante

D

el

CAUDAL

Q

Direct. proporcional

Con cuadrado

PRESION

Hs o Ht

Con el cuadrado

Constante

POTENCIA

Wa o Wm

Con el cubo

Con cuadrado

EFICIENCIA

η

constante

Constante

90

η

LEY 3: ω variable η constantes

Constante Direct. proporcional

el

Direct. proporcional Constante

5.5. INSTALACIÓN DE UN VENTILADOR, SOBRE EL TUNEL DE SALIDA 0 ENTRADA: La boca de la mina donde se vaya a in st a lar el ventila dor esta unida al oído o tobera de entrada del ventilador, ya sea por medio de un tambor que conecte a la superficie y al ventilador por medio de un túnel artificial en concreto; o por medio de una transversal o galería que empalme directamente al ventilador. En el momento del estudio de la instalación de un nuevo ventilador el empalme de la boca de la mina con el ventilador debe ser objeto de toda la atención y cuidado especial, En efecto, no solamente es necesario considerar los imperativos de costos razonables de la i n s t a l a c i ó n y las pequeñas pedidas de carga de la instalación, sino que también el diseño debe ser tal, que la afluencia del flujo de aire sea regular y se asegure una buena distribución de las velocidades del aire al v e n t i l a d o r para que este funcione en buenas condiciones y con el máximo de rendimiento. Descripción de la figura 44 que aparece a continuación: Tobera de entrada del a ir e para regularización del flujo y de la presión de entrada. 1.

Fig. 44

2. Tubo de empalme, en el muro, entre el ventilador y el túnel que permite el acople del ventilador. 3. Ventilador 4. Difusor de salida del aire, para ganancia en rendimiento del ventilador por el incremento de la presión estática a costa de la reducción de presión dinámica. (figuras 44 y 45).

REQUISITOS: En toda instalación de un ventilador principal se deben tener en cuenta los siguientes requisitos: a. Evitar los ángulos vivos y las curvaturas demasiado fuertes en el túnel de acceso al ventilador principal. b. Evitar cambios bruscos de sección. c. Prever una porción final convergente y recta en la cual se colocará el ventilador. d. Escoger un sitio de instalación del ventilador que esté lejano de zonas de incendio, topografía sujeta a derrumbes, zonas de posibles explosiones. e. Encerrar la instalación del ventilador con el objeto de evitar que personas imprudentes penetren a la instalación y causen daños al ventilador metiendo palos, varillas o piedras durante la marcha del mismo. f. Escoger un sitio a instalaciones que permitan una buena supervisión. g. Tener en cuenta durante el montaje la ubicación de aquellos elementos que permitan la localización de aparatos de registro del ventilador y la realización de mediciones de presiones dinámicas totales, estática y temperaturas. h. Prever en la instalación contar con un ventilador de reserva que permita en caso de daños del ventilador de servicio, hacer rápidamente el correspondiente cambio.

91

5.6 ESTUDIO PARA EL MONTAJE DE UNA INSTALACIÓN: En el anexo 13 (se muestra un proyecto de instalación de un ventilador pr inc ip a l en una boca de túnel de la Mina El Uvo. En este anexo puede observar el lector los detalles principales que deben tenerse en cuenta en la instalación de un ventilador principal. Este proyecto contempla los requisitos que se anotan en el párrafo anterior. En toda la instalación que se lleve a cabo, hacemos hincapié en dos puntos importantes: 1° Todo ventilador principal instalado debe tener un ventilador de reserva para cambios en casos de daño o mantenimiento prolongado. 2o La instalación debe prever el tubo de empalme Nº 2, ver figuras 44 y 45, para lograr desacoples y acoples rápidos del ventilador que se vaya a reemplazar por el de reserva.

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CAPITULO VI DISPOSICION PRÁCTICA DE LA CORRIENTE DE AIRE 6.0 Si no se hace alguna disposición especial, el aire que entra a la mina se repartirá según las leyes del movimiento de los fluidos ya descritos a través de este libro en todos los circuitos que existan. Bien sabido, es que esta repartición sería anárquica y no se podría esperar de ella las metas fijadas para una buena v e n t i l a ción. Es por esto que la d istrib ució n de las condiciones de c i r c u l a c i ó n del aire se hace imprescindible. Para comodidad en la circulación del aíre las galerías o túneles de entrada y de s a l id a del aire deben estar en comunicación directa por una galería o túnel de unión. Un corto circuito a través de esta galería privaría el aire al resto de la m in a y se establecería un obstáculo no correcto. Una de las metas de la distribución de las corrientes de ven tilació n es entonces el evitar los posibles cortocircuitos que llegaren a presentarse. Las necesidades de a i r e según las explotaciones que se desarrollen resultan muchas veces diferentes por diversos factores que son propios a cada método de extracción. Cada sección de explotación tendrá determinada producción, cierta cantidad de personal, y desgasificación de m etano, aparejado a una cierta temperatura, de ello resultará en el cálculo un cierto caudal de aire necesario, por debajo del cual no se pueden llevarse a cabo los trabajos mineros. La resistencia propia de los circuitos por las secciones donde deba pasar el aire determina el volumen de aire que pase en cada circuito y que este sea al menos igual al volumen mínimo aceptable. A veces se observa que un circuito de una gran resistencia, en razón de su lon gitu d y otros factores no es posible el paso de un caudal de aire determinado o impuesto; otras veces, por el contrario donde no se necesite sino un flujo pequeño y se cuenta con una resistencia del circuito relativamente pequeña, se llegarán a obtener flujos grandes de aire que no se necesitan. Otro punto en la meta de la d i s t r i b u c i ó n de las corrientes será entonces contar con UNA REPARTICIÓN DEL AIRE CONFORME A LAS NECESIDADES DE LOS DIFERENTES C I R C U I T O S . Varios métodos prácticos que son calculables existen para ello: instalación de puertas, instalación de ventiladores adicionales, aumento en la sección de las galerías. C u a lq u i e r procedimiento empleado debe contar, según el caso, de un buen razonamiento de la situación. Debe tenerse presente que un aumento del numero de puertas de ventilación aumenta la resistencia total de la mina y conduce a una dism inución del aire que entra a la mina. Las vías ciegas no pueden ser bien ventiladas si no se cuenta con una ven t ilac ió n auxiliar o secundaria. Las perturbaciones que ocasionen a la ve nt ilac ió n algunas fallas, tales como: una explosión, acumulación gases u otras deben ser e lim in a da s rápidamente. Igualmente se debe trabajar para reducir o hacer desaparecer los efectos mismos de estas perturbaciones. Para ambos casos es necesario disponer de DISPOSITIVOS ESPECIALES, como puertas, cierres de ventilación, cortinas de ventilación, barreras de protección contra explosiones de polvo de carbón o de grisú, cruces etcétera. 6. 1. SECCIONES INDEPENDIENTES: Las normas de v e n t i l a c i ó n reglamentadas por la autoridad estatal son determinantes para que las explotaciones bajo tierra estén conformadas por secciones independ i e n t e s es d e c i r , que cada tajo de explotación esté ventilado por un c i r c u i t o propio que se derive del c i r c u i t o p r i n c i p a l que une la g a lerí a de entrada y de salida. El total de personal en una sección independiente es, igualmente l im it a d o . Deben disponerse a la entrada y s a l i d a del c i r c u i t o , barreras de protección. 6.2 CIRCUITOS Y CORRIENTES DIAGONALES En la mina deben evitarse los CIRCUIT OS DIAGONALES que unan dos circuitos en paralelo (ver la f igura 46). Sin embargo en los trabajos mineros es muy frecuente este tipo de unión ya sea s i m p l e con una sola diagonal o compleja con dos o más corrientes diagonales.

93

Q1 Q

2

∆X1

(Q1 +Q2) ∆X5 Q

Q2

1

∆X4 Q2 +Q3

4

Fig.- 46

∆X2 ∆X3 3

Q3

Las corrientes diagonales o los circuitos en diagonales tienen las siguientes características: a) Igua ld ad de pérdidas de carga de las corrientes principales, entre los puntos comunes, bifurcación y unión b) Inversión de la corriente en las diagonales. c) El aire no circula por la diagonal (2) (3) cuando las presiones de a ire en 2 y 3 son iguales. Entonces:

Q2 = 0 cuando ∆X2 = 0 (55) En este caso ∆X1 = ∆X 4 = ∆X5 = ∆X3 ∆X 4 ∆X1 y = (57) ∆X5 ∆X3

(56)

Si el aire pasa del punto 3 al punto 2 o del 2 al 3 respectivamente se tienen las sig uie ntes desigualdades:

∆X1 ∆X 4 mayor que ∆X5 ∆X3

y

(58)

∆X 4 ∆X1 menor que ∆X5 ∆X3

(59)

Los cálculos para una unión en diagonal se hacen estableciendo las ecuaciones para los diferentes circuitos en serie o paralelo. 6.3 PUERTAS DE VENTILACION: Estas tienen como meta principal evitar lo corto-circuitos, asegurar la repartición de la corriente principal de aire, según las necesidades. En la practica la forma mas fácil de lograrlo es colocando una v e n t a n i l l a en la puerta con dimensiones calculadas previamente conforme a la resistencia que debe tener el regulador. 6.3.1 Las puertas de seguridad, deben ser resistentes a las explosiones, cuya destrucción por una explosión podría ocasionar corto-circuitos y cambiar en forma, por demás peligrosa, la ventilación de la m ina. La ventilación de la mina se afecta siempre al a b r ir una puerta de ventilación; es por ello, que los reglamentos contemplen, que se construyan al menos dos puertas para que siempre una de e l l a s permanezca cerrada cuando se abra la otra, para asegurar la independencia de las secciones. En su construcción debe permitirse el paso de personal, materiales y maquinarias que circulen por estas vías. TABLA 11 Dimensiones de puertas de acero para paso de personal según normas D I N Fig 46

Fig. 46

94

6.3.2 PUERTAS PARA PASO DE TRENES Y DE MATERIAL DEBEN TENER LAS SIGUIENTES DIMENSIONES, SEGÚN NORMAS DIN FIG.47)

TABLA 12

Fig. 47

En general, las puertas de ventilación deben ser construidas de lám ina de acero y deben ser incrustadas en los muros de mampostería de l a d r i l l o o de concreto. Con ello, se logra una buena hermeticidad en las puertas. También deben dejarse agujeros en el muro para pasos de tubería, cables y un tubo metálico de 15 a 20 cm. de diámetro, según el caudal de agua, para el paso de esta por la cuneta. Las puertas deben construirse de tal manera que resistan una presión de 10 atmósferas o 10x1,0198 Kg. 2 /cm . Por disposiciones reglamentarias las puertas deben cerrarse por sí mismas; para este efecto deben, cerrarse en el mismo sentido del flujo de ventilación y construirse con una ligera inclinación (desplome) en dirección de la corriente. De acuerdo con las funciones que deben cumplir las puertas tenemos los sig uie n tes tipos puertas impermeables que sirven para separar diferentes circuitos de ventilación y deben im p e d ir los escapes al máximo; puertas reguladoras o reguladores propiamente dichos que impiden parcialmente el paso del aire. En la práctica, la forma más de lograrlo es colocando una ventanilla en la puerta, con dimensiones calculadas previamente, conforme a la resistencia que deba tener el regulador. 6.3.3 Las puertas de seguridad deben ser resistentes a las explosiones que puedan ocurrir en la mina, su destrucción por una explosión podría ocasionar corto-circuitos y cambiar en forma grave la ventilación de la mina. La ventilación de la mina se afecta siempre al abrir una puerta de ventilación; es por ello, que los reglamentos contemplan que se construyan, al menos dos puertas, en el sitio donde estas se instalen, par que siempre una de ellas esté cerrada cuando se abra la otra.

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6.3.4 CORTINAS DE VENTILACION: Cuando la resistencia de un circuito, en relación a otro, es necesario aumentarla, el medio más rápido es el de la construcción e instalación de puertas reguladoras que consisten en colocar telas de fibra pesada en forma de cortina en una sección de un circuito de ventilación La principal desventaja de este método consiste en la unión imperfecta con las paredes de la vía y la incompleta impermeabilidad que brinda. Debe seleccionarse el material más impermeable, más resistente, e incombustible. A menudo se usa yute incombustible. Caucho de banda de caucho (pedazos de banda fuera de uso) y otros materiales similares. El reglamento de seguridad en vías para vías subterráneas circunscribe su uso a sitios donde su instalación es técnicamente imposible o dificultosa. El empleo de cortinas está limitado a casos particulares, tales como:  Obturación de un plano inclinado (Bajada o Inclinado), donde circulan skips o vagonetas.  Obturación de una galería donde se encuentran instaladas transportadoras de caucho o metálicas y canales negras.  Modificación del circuito de ventilación por urgente necesidad en la lucha contra incendios.

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CAPITULO VII VENTILACIÓN AUXILIAR 7.0 VENTILACIÓN AUXILIAR: El objeto principal de la ventilación auxiliar ó sec u n d a r í a en bajo tierra es el de ventilar todos aquellos frentes que no alcanzan a ser ventilados por la corriente de aire pr inc ip a l. De esta manera, será necesario uti1izar la ventilación a u x i l i a r como medio de ve nt ilac ión art if ic ia l en aquellas galerías, transversales, tambores bajad a s o frentes ciegos (galerías sin otra salida falsas o frentes de”culde-sac”, en francés); igualmente debe usarse en frentes de explotación por el sistema de cámaras y pilares mientras no haya comunicación de las cámara con otras cámaras que lleven corriente p r i n c i p a l de aire. 7.1 METAS QUE DEBE ATENDER: Como la ventilación p r i n c i p a l , la ventilación secundaría tiene por meta la de d i l u i r los gases inflamables como el metano, o tóxicos como vapores nitrosos, monóxido de carbono, gas carbónico y otros. y reducir el polvo de la atmósfera a nivel aceptable y no peligroso para la salud, así come también de mantener en los frentes de avance de túneles un clima adecuado y un caudal suficiente para la r es p ir a ció n del personal. 7.2 FLUJOS NECESARIOS: Por lo anterior, el caudal necesario para la respiración de personal, según el reglamento interno de Acerías Paz de Río, cualquiera sea el sitio de trabajo es de 6 m3/min. (100 It/s) por cada hombre presente en el turno donde haya más p e r s o n a l. Para la dilución del metano, el mismo reglamento aut oriza que el tenor límite en los retornos de tajos de e x p lo t a c ió n y en frentes de desarrollo y preparación no sea mayor de 1.5% o sea que, un f rente que desgasifique 1.5 m3/min. de CH 4 necesita un caudal de 100 m3/min. de aire. En la corriente de ventilación principal este tenor no debe ser mayor de 1%. En cuanto a .a atmósfera de frentes donde transita toda clase de maquinaria Diesel como locomotoras, transcargadores etc. debe haber el siguiente volumen de aire por contenido de gases del exhosto, así: 6 m /min. de aire por cada HP. de la máquina cuando el contenido de CO no sobrepase de 0,12%. 4 m /min. de a i r e por cada HP. de la máquina cuando el contenido de CO no sobrepase de 0,08%. 7.3 EFECTO DE LA VENTILACION SOPLANTE: Cuando la ve n t i la c i ó n se efectúa por impulsión, los gases de la voladura que ocupan inicial mente el fondo de la galería son empujados por la corriente de a i re soplado y después de haber sido más o menos desplazados y dil u i d o s , ellos c i r c u l a n en la galería. Los elementos de toda instalación soplante están constituidos por los siguientes factores: El Flujo 'Q' de a i r e soplado al frente en m3/s. La distancia 'd', en m, del extremo final del canal de vent i l a c i ó n al frente. El diámetro 'D' en m. del canal y 2 La sección S de la ga lería, transversal, tajada, tambor en m .

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El chorro de aire al s a l i r del canal de ventilación toma la forma de un cono que se va abriendo más y mas hacia el frente, disminuyendo con e l l o su velocidad, hasta llegar a cero; al salir del canal arrastra con él el aire de la galería con el cual se mezcla; este chorro de aire que sale del canal tiene un alcance activo hasta una c i e r t a distancia del extremo final del canal igual a “X”, dejando una zona “Y” sin barrer llamada 'zona muerta'. Sí la distancia “d” que separa el extremo del canal al frente es pequeña, entonces, todo el frente se verá barrido por el chorro de aire que sale de la tubería de ventilación auxiliar. Se ha calc ula do en la práctica esta distancia y se puede aproximar a la siguiente fórmula empírica, o sea que;

5 S ≥d≥4 S

(60)

Aplicando en la práctica esta fórmula, se puede tener una zona de barrido del frente lo suficientemente buena, lo que redundara en una eliminación más rápida de los humos de la voladura. 7.4 EFECTO DE LA VENTILACION ASPIRANTE: La masa de aire que circula en una galería donde hay instalado un canal con ventilación aspirante, tiene la característica de que converge muy rápidamente para penetrar en el canal, en tal forma que cualquier movimiento sensible del aire desaparece a una distancia pequeña delante del orificio de entrada del canal; esta distancia oscila entre 1 a 2 metros. En todo canal se observa que el espacio comprendido entre el o r i f i c i o del canal y el frente está casi totalmente i n m ó v i l ver la s i g u i e n t e figura:

En la figura 49 se ve que los humos de la voladura que se extienden sobre una distancia “L0 -d” en la zona, de la galería donde está el canal y que en volumen es igual a S (L0 - d) son arrastrados por la corriente de aire que penetra al canal, junto con un cierto volumen de aire fresco. En cambio los humos situados al lado del orificio del canal, solo se e lim ina n por difusión, es decir muy lentamente. En consecuencia, la ventilación aspirante presenta la ventaja de no empujar el colchón de humos de la voladura a la galería; sin embargo, este sistema de ventilación es incapaz de lograr una limpieza total del frente, salvo si la distancia “d” es demasiado corta; lo anterior no es factible en la práctica teniendo en cuenta que las rocas que saltan durante la voladura van a estrellarse contra la tubería de ventilación cuando e l l a se encuentra cerca del frente de avance ( 8 - 1 2 m). 7.4.1 COMBINACIÓN VENTILACIÓN SOPLANTE -ASPIRANTE Una combinación de los dos métodos anteriores es u-na buena solución a los problemas estudiados. Para ello son necesarios dos canales, provistos cada uno de los ventiladores que sean necesarios; el canal soplante puede ser corto y el ve n t i la d o r de este canal puede ser de poca potencia o reemplazado por un eyector. Es suficiente, en efecto, que el canal soplante aspire el aire al nivel del canal de aspiración o que la distancia entre la toma de aire del canal soplante y el extremo del canal aspirante oscile entre 3 y 5 metros, tal como se muestra en la figura 50. El papel del ventilador soplante es únicamente el de poner en movimiento y homogenizar el fondo de la galería entre el o r if ic i o del canal de aspiración y el frente. Siendo el canal soplante bastante corto se puede utilizar una tubería de diámetro pequeño; esto hace posible poderla avanzar fácilmente cerca del frente.

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En cambio el canal aspirante puede sin perjuicio de la ventilación, encontrarse a una distancia del frente, relativamente grande, aproximadamente de 30 a 40 metros.

7.5 VENTILADORES AUXILIARES: Los ventiladores auxiliares o secundarios son hoy día, poco voluminosos y se instalan de manera relativamente fácil en el interior de la tubería de ventilación. Según la energía utilizada se dividen en eléctricos y neumáticos. El ventilador eléctrico permite la obtención de caudales de aire grandes con un rendimiento de energía muy superior. El ventilador neumático movido por aire comprimido es simplemente un turbo ventilador, es decir, consta de una turbina automotriz y una hélice, montadas sobre el mismo árbol cuyo conjunto está fijo en un tubo canal de forma cilíndrica. En la práctica se pueden montar varios ventiladores en una misma tubería, metálica o plástica reforzada con anillos, a intervalos de 50 a 200 metros, lo que reduce las fugas. Esta distancia debe averiguarse en la práctica mediante una campaña de medición mediante la medición de la presión total en varios tramos del canal empleando para ello un tubo en “U” manguera de plástico y un tubo Pitot. En el punto donde la presión sea igual a cero, se instalará el siguiente ventilador. Ver página 114, problema numeral 7.10. En muchos casos, para ventilar frentes ciegos se utiliza un equipo denominado AIR DRIVER, aparato este que puede suministrar hasta 55 m3/min. Con un consumo de aire de alrededor de 1.6 m3/min. Sus posibilidades de empleo no se limitan solamente a la obtención de un chorro de aire, sino que también se puede usar con tubos de φ 200 a 300 mm, en longitudes de tubería bien instalada, de 50 a 100 metros, de longitud. La potencia de los ventiladores eléctricos oscilan entre 0,6 - 22 Kw. En las minas de Acerías Paz en los años de 1984 se emplearon ventiladores de las casas TURMAG y KORFMAN de Alemania y BERRY de Francia para la ventilación secundaria en potencias que iban desde 4.3 hasta 11 Kw. En minas de carbón se recomienda usar ventiladores cuyos motores estén protegidos contra explosiones de gas metano, de acuerdo a certificación comprobada por las autoridades mineras de los países donde residan las casas proveedoras de estos equipos. Para minas no combustibles de caliza y de hierro así como en minas metalíferas se pueden usar ventiladores que no sean a prueba de explosión. Dentro de los ventiladores de la casa TURMAG, los modelos en que se estudian, van desde el tipo dEL 44,3 hasta los dEL 5 10/2 F. La s i g l a dEL quiere decir que son ventiladores a prueba de explosión. El primer número multiplicado por 100 in d ic a el diámetro del rodete del ventilador en rnilímetros; el segundo número índica la potencia del motor en kilovatios y la ú l t i m a letra, indica el número o juegos de aletas del ventilador (un juego: F y dos juegos: 2F). Los Anexos: ANEXO 14.- DIMENSIONES DE VENTILADORES ELECTRICOS DE LA CASA FABRICANTE TURMAG, y ANEXO 15.- CURVA CARACTERISTICA DE DIFERENTES MODELOS DE VENTILADORES ELECTRICOS DE LA CASA TURMAG, muestran respectivamente, el esquema y demás datos técnicos de los

diferentes modelos de la casa fabricante TURMAG.

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Los ventiladores Korfmann van desde el tipo ESN 3-8 hasta el ESN 6-150; la s i g l a ESN significa, en forma s i m i l a r al TURMAG, que son ventiladores a prueba de explosión; el primer número m ult ip lic ad o por 100 es el diámetro del rodete en milímetros y el segundo número dividido por 10 es la potencia del ventilador. Los anexos ANEXO 16.- CURVA CARACTERISTICA DE DIFERENTES MODELOS DE VENTILADORES ELECTRICOS DE LA CASA KORFMAN y ANEXO 17.- CURVA CARACTERISTICA DE UN VENTILADOR DE LA CASA KORFMAN MODELO GAL 5-60/60, muestran respectivamente, el esquema y demás datos técnicos

de los diferentes modelos de la casa fabricante Korfmann. 7.6 CONTROL DE FLUJO EN LOS VENTILADORES AUXILIARES MEDIANTE EL EMPLEO DEL TUBO PITOT O ANTENA DE PRANDTL Los aparatos empleados se muestran la figura 53, el método empleado es el de las coronas concéntricas de igual superficie, que describiremos a continuación. Los accesorios para la medición de las presiones dinámicas, total y estática en cada una de las coronas concéntricas son: El tubo Pitot, ver ANEXO 27 El tubo en U, ver ANEXO 28 Estos aparatos se conectan con las mangueras como se describió en el ANEXO 19 Instrucciones para Manejo Minímetro de Askania 7.6.1 MÉTODO DE LAS CORONAS CONCENTRÍCAS DE IGUAL SUPERFICIE: Este método es empleado para una sección geométrica simple, como tubería de ventilación, tobera de entrada de un ventilador principal o a u x ili a r . La sección S que se desea medir se divid e en “N” coronas concéntricas de superf icie igu a l área de superficie igual a S/N. En la práctica se acostumbra obtener un número impar de coronas concéntricas, es decir 3, 5, 7, 9, 11. Supongamos que queremos estudiar una sección de entrada de un ventilador principal la cual hemos adoptado d i v i d i r en cinco coronas concéntricas, según el siguiente diagrama, que para cada diámetro d a r í a 20 medidas para una medición de dos ejes perpendiculares. A su vez cada corona se divide en dos coronas de igual área; el corte de la línea que haga esta división con el de cada diámetro o eje ortogonal definirá el punto de colocación del tubo Pitot. El cálculo matemático para obtener estas distancias, a p a r t i r de la circunferencia de diámetro 2R, sería el siguiente:

100

1.- Distancia X1 : Primera corona concéntrica

A11 + π * (R − X1)2 = Atotal

π R2 + π R2 − 2π RX 1 + π X12 = π R2 10 10X12 − 20RX1 + R2 = 0 X2 =

−20(−R) ± 400R2 − 40R2 20R ± 360R2 = R ± 0.95R = 20 20

El valor de X con R (+), no es congruente; por ello, tomamos, R (-). Entonces, X = R – 0.95 R = 0.05R 2.- Distancia X2 : Segunda corona concéntrica

A11 + π * (R − X1)2 = Atotal

π R2 + π R2 − 2π RX 1 + π X12 = π R2 10 10X12 − 20RX1 + R2 = 0 X2 =

−20(−R) ± 400R2 − 40R2 20R ± 360R2 = R ± 0.95R = 20 20

X = R – 0.83R = 0.17

3.- Distancia X3 : Tercera corona concêntrica

A1 + A2 + A11 + π (R − X3 )2 = Atotal

π R2 π R2 π R2 + + + π R2 − 2π RX 3 + π X 23 = π R2 5 5 10 2 10X 3 − 20RX 3 + 5R2 = 0 20R ± 200R2 400R2 − 200R2 = R ± 0.71R = 20 20 X 3 = R − 0.71R = 0.29R X3 =

−(−20) ±

X = R – 0.71R = 0.29R

4.- Distancia X4 : Cuarta corona concêntrica

101

A1 + A2 + A + A41 + π (R − X4 )2 = Atotal

π R2 π R2 π R2 π R2 + + + + π R2 − 20π RX 4 + π X 4 = π R2 5 5 5 10 2 2 10X 4 − 20RX 4 + 7R = 0 20R ± 120R2 400R2 − 280R2 = R ± 0.55R X3 = = 20 20 X 4 = R − 0.55R = 0.45R −(−20) ±

5.- Distancia X5 : Quinta corona concéntrica

A1 + A2 + A3 + A4 + A5 + π (R − X5 )2 = Atotal 4π R2 π R2 + + π R2 − 2π RX5 + π X 25 = π R2 5 10 2 10X5 − 20RX5 + 9R2 = 0 20R ± 40R2 −(−20) ± 400R2 − 360R2 = = R ± 0.32R 20 20 X5 = R − 0.32R = 0.68R

X3 =

Resumiendo las distancias de la periferia de la circunferencia del canal al centro del mismo, serán para los ejes OA, OB, OC, y OD de la figura anterior las siguientes: X1 = 0.05R X2 =0.17R X3 = 0.29R X4 = 0.45R X5 = 0.68R

Fig 53

Para una sección similar 3 canales de ventilación en tubería metálica como los que se usaron en las minas de Acerías Paz del Río y ventiladores Joy serie 100, empleados en estas minas se obtendrían las siguientes distancias de la periferia de la circunferencia al centro, según se muestra en la Tabla No. 7.

102

En la práctica se acostumbra intercalar a intervalos regulares a lo largo del canal de ventilación un pequeño canal de 50 centímetros de longitud tal corno muestra la figura anterior al cual se provee de una toma para adaptar un tubo Pitot. El tubo tiene un sistema impermeable que alineado con la toma de aire p e r m i t i r á el deslizamiento del Pitot para efectuar N medidas de presión sobre un diámetro. El tubo Pitot está provisto de una graduación para f a c i l i t a r la colocación de la toma de presión del tubo Pitot a diferentes distancias del centro de le sección o de la periferia del pequeño canal de medición; en un eje se harán entonces N/2 mediciones correspondientes a igual número de coronas consideradas y de igual superficie. El caudal Q esta en función de N mediciones de presión dinámica:

pdinamica = ω *

V 2i (66) 2g

por medio de la siguiente fórmula:

Q=

2g S N * Σi =1 pdinamica (67) ω N

ω = peso específico dei aire en Kg./m3 2 S =sección del canal en m g = aceleración de la gravedad 3 Q = caudal en m /s pdi = presión dinámica promedia en mm columna de agua (CA) N = numero de mediciones de presión dinámica. En la práctica con N > 16 se puede obtener ∆Q/Q < 5 a 7% como margen de error en la medición con una sola serie de mediciones. 7.7 TUBERÍAS: El capítulo de ventiladores auxiliares o secundarios obliga a exponer y describir sobre los conductos que son empleados para l l e v a r e e l a i r e d e v e n t i l a c i ó n a los frentes. En la antigüedad se utilizaban canales de madera y en láminas de acero, los cuales por su peso había que construirlos en tramos de pequeñas longitudes; lo que aumentaba .las posibilidades de pérdidas de caudal a raíz de la multiplicidad de uniones. Hoy día, por la introducción de excelentes materiales plásticos los cuales son resistentes a la abrasión, rotura, temperatura se ha generado el uso de canales plásticos, los cuales se obtienen en tamaños de diferentes longitudes y diferentes diámetros Las fórmulas que dan una pérdida de carga ∆X en un conducto circular de longitud “l” de diámetro (φ) D, donde pasa un flujo Q, se derivan de la formula de Darcy y son de la forma:

∆x =

16 ω 1 * Q2 * 5 * λ * l (68) 2 * 2g D π

en donde: ω = es el peso específico del aire en Kg./m3 g = aceleración de la gravedad (9,81 m/s2) Q. = caudal de aire en m3/s L = longitud del tramo de canal considerado en metros, λ = coeficiente de pérdida de carga, el cual no tiene dimensión. 2 ∆X = en milímetros de agua o Kg./m En la relación anterior que l i g a la pérdida de carga o de presión con la relación del caudal (flujo), por diámetros se observa que estos tres parámetros son los más importantes. Estas relaciones nos dicen que si para un caudal de aire, se desea una pequeña pérdida de presión en una longitud determinada de tubería, es necesario emplear velocidades pequeñas y esto se logra aumentando el diámetro del canal..

103

Puesto que la perdida presión varía inversamente con la quinta potencia del diámetro; un aumento de éste produce una disminución considerable de aquella. No es completamente exacto que las pérdidas por rozamiento sean proporcionales al cuadrado de la velocidad; pero como en las presiones usadas en la industria la aproximación es muy grande, pedemos aceptarlo sin inconveniente" pues el error que se comete es casi despreciable. La formula (68) se puede escribir también en la siguiente forma:

∆X = ri * Q2

∆x =

ω 16 (70) *λ * 2 π 2gD5

Aproximadamente igual a :

0.1 *

λ D5

para ω = 1.227 Kg./m

3

Con canales de diferentes materiales se tienen los siguientes valores de lambda (λ):

En la práctica la pérdida de carga de un canal flexible se calcula por la siguiente fórmula:

∆x = 0.1 *

λ * l * Qα 5 D

mm columna de agua (71)

En donde α = el exponente de Q el cual se toma igual a 1.7. Q está en m /s D = diámetro nominal del canal en metros. l = longitud del tramo de canal considerado en metros λ = coeficiente sin dimensión el cual varía entre 0.021 para un canal bien suspendido a 0.026 para un canal que tenga flechas acentuadas entre dos puntos de suspensión sucesiva. 3

7.8 PERDIDAS EN CANALES: En la práctica no se considera un canal, impermeable. En general, las fugas en los canales de v e n t i l a ción son debidas, entre otras, a las siguientes causas: uniones imperfectas y malos acoples paredes de tubería porosa, pequeños orificios en la tubería, rotos accidentales que son muy frecuentes. Para un tramo de canal corto de longitud l, que da lugar a numerosas y pequeños fugas, de la misma naturaleza, y uniformemente repartidas, el flujo de fuga que es una función creciente de !a presión “'h”, la cual se puede representar por una relación de la forma:

Q = b * hβ * l

(72)

En la cual: Qf = caudal de fuga en m /s; h = diferencia de presión estática entre la parte interior y exterior del canal en mm, columna de agua; l= longitud del tramo considerado en m.; b y β = son dos factores que caracterizan la conducción del flujo y que se conocen con el nombre de coeficientes de fuga; ellos oscilan de una instalación a otra; especialmente 'b', el cual puede v a r i a r entre 0 y 1, para tuberías en mal estado y 1 x 10- 9, para tuberías casi impermeables. Por esto, en los estudios de un canal se recomienda que estos valores sean calculados a presión constante o volumen constante. Los reglamentos de v e n ti l a c i ó n europeos no permiten fugas mayores de 3-5 % para cada 100 mts. de canal, es decir 3,5 a 5 m 3/min. por cada 100 m3/mín. de aire y por cada 100 metros de longitud de canal. En los canales de las minas de Acerías se observó que se tienen fugas que oscilan, en canales metálicos, entre 10 a 15% por cada 100 metros en canales de 500 mm. de diámetro. En los canales del SENA se observaron perdidas superiores al 25%.

104

En el cálculo de la cantidad necesaria para suministrar al frente, entonces, debe tenerse en cuenta la cantidad de aire por concepto de fugas. 7.9. ESCOGENCIA DEL VENTILADOR A UTILIZAR PARA UN FRENTE CIEGO Y ADOPCION DEL DIAMETRO DE LA TUBERÍA En este libro hemos incluido el ANEXO 18.- DIMENSIONES Y CONDICIONES DE INSTALACION DE UN VENTILADOR AUXILIAR, como una herramienta pr ác t ic a que sirve al ingeniero que desee escoger la instalación de ventilación auxiliar, e n un canal de v e n t i l a c i ó n p a r a u n f r e n t e c ie g o , el cual debe considerar: a) tipo de vía b) sección de la vía c) cantidad de aire necesario en el frente de trabajo, d) d) longitud en metros hasta donde se desea llevar el canal de ven t ilac ió n desde el sitio dé la toma de aire fresco. Como ejemplo para manejar este nomograma se proponemos resolver el siguiente ejercicio: Se tiene una galería en roca (frente ciego) con un área o sección de la vía de 14 m2. Se desea estudiar cuál sería la potencia y tipo de ventilador, diámetro de la tubería de ventilación y cantidad de a i r e en el frente sabiendo que el frente en cuestión se debe avanzar hasta una distancia de 500 mts de! s i t i o de toma del aire fresco. En la parte izquierda del nomograma, ANEXO 18, se tienen líneas inclinadas que nos dan la velocidad del aire de retorno en m/s, según el t i p o de frente. En el ejemplo anterior para una galería en roca la velocidad del aire de retorno debe ser igual a 0,2 m/s. La línea inclinada de este tipo de vía se corta con la perpendicular levantada en la abscisa 14 m2 correspondiente a la sección de esta galería. El punto de unión de estas rectas se proyecta a la derecha a la ordenada de CAUDAL REQUERIDO do o 3 NECESARIO EN EL FRENTE en m /min. Según el ejemplo, estudiado, este caudal sería de 170, m3/min. La línea anterior así proyectada se corta con la perpendicular, en el sector derecho del nomograma, la recta da en la abscisa 500 m ó sea longitud hasta el cual puede avanzarse el frente con este ventilador y canal. Si esta intersección no corta ninguna de las curvas del nomograma, sector derecho, se elige, entonces, la curva siguiente, más próxima hacia a r r i b a , tal como se muestra en la f igu ra . En este caso sería la curva numerada en su parte izquierda con la numeración: “600/5-15V/3”. La primera c i f r a nos da el diámetro de la tubería que se debe usar en este frente, o sea 600 mm; el segundo numero m u l t i p l i c a d o por 100, será el diámetro del vent i lador en mm es decir, se necesita un v e n t i l a d o r con un rodete de 500 mm de diámetro. El tercer número nos da la potencia en kilovatios del ventilador, que en este caso sería de 15 kilovatios. La letra “V” quiere d e c i r que debe escogerse un v e n t i l a d o r de aletas r e g u la b l e s y el u l t i m o número 3, en este caso nos dice que la p o s ic i ó n de las al tas debe ser la número 3. Puede observarse que esta curva, así escogida cortará la línea de caudal, correspondiente a 170 m3 /mín. en un punto que al proyectarse perpendicularmente a la abscisa de LONGITUD DE TUBERÍA la cortará en 640 metros. Ello quiere d e c i r que el ventilador y tubería anterior, escogida nos s u m i n is t r a r í a un caudal de aire de 170 m3/min. de aire, hasta una l o n g i t u d aprovechable de canal de tubería de 640 metros.

105

Problema

Se tiene un canal en tubería plástica donde se han hecho las mediciones que aparecen en el gráfico y que h emos tabulado en la tabla. En un gráfico como se muestra en la figura y a la escala que establezca el lector coloque las presiones totales y establezca donde se vuelve cero la presión total, donde debería instalarse un ventilador para llevar aire al frente. Calcule en cada punto el caudal de aire que pasa en cada uno de ellos, sabiendo que el canal tiene un diámetro de 600 milímetros. Establezca la pérdida de caudal entre el punto 1 y el punto 2 y el porcentaje de esta pérdida para dar sus recomendaciones.

PRESIONES en mm Columna de agua

A 2 metros del ventilador

A 52 metros del ventilador

ptotal

85

40

pdinámica

45

22

pestátoica

40

18

106

CAPITULO VIII COSTOS 8. CONCEPTO DE COSTOS PARA VENTILACIÓN PRINCIPAL V AUXILIAR: Con el objeto de referirnos a este problema vamos a estudiar una situación práctica de una Mina como la Chapa de Acerías Paz del Río, la cual podría ser a s i m i l a b l e O comparable a una situación part icular de otra mina cualquiera. La Mina La Chapa en el año 1975 contaba con un personal de 600 hombres bajo tierra, repartidos en 3 turnos; con una red de vías para conducción del aire d e ve n t ilac ió n p r in c ip a l, de aproximadamente unos 10.000 mts. Sus entradas de aire fresco se hacían por cinco boca minas: - Túnel Central - Túnel 1 (Tambor de ventilación) - Bajada 1 - Primer Nivel superior - Perforación subestación Bajada Central

Las salidas de ventilación de la Mina se hacían por: - Túnel desagüe (Salida ventilador principal) - Túnel 3 - Pérdidas puertas túnel 1 Para una producción de 1.500 ton./día repartida en 3 tajos correspondientes a los mantos 4, 6 (coquizables) y 7 con 250 hombres bajo tierra en el turno de más personal se tienen las siguientes instalaciones generales de ventilación. 8.1 VENTILACIÓN PRINCIPAL 8.1.1 Un ventilador marca Joy referencia 60-261/2-1750 r.p.m, con una potencia nominal de 125 HP(93 Kw).

Instalado a la s a l i d a del túnel de desagüe. Este ventilador suministra 2.167 m3/min., tomando 300 m/min. del c i r c u i t o de venti l a ci ó n del túnel 1 (Ver 2.1.2). 8.1.2. Ventilador Joy referencia 42 - 26 - 1750 r.p.m. con una potencia nominal de 22 H.P. (16 Kw.). Instalado en el tambor de ventilación túnel 1. Por este ventilador pasaba un caudal de 871 m 3/min. De este caudal, 500 m3/min. alimenta una sección en zona del túnel 3, fuera de servicio y sin producción. La producción total de la mina era de 1.500 toneladas diarias y se ventilaba con 2.167 m3/mín. de aire efectivo para atender las secciones de desarrollo, preparación y arranque de carbón. 8.2 8.2.1

VENTILACIÓN AUXILIAR ORGANIZACIÓN Y NECESIDADES DE EQUIPO UTILIZADOS:

El volumen de producción de 1,500 ton./día exigía un desarrollo y preparación que se resume en los siguientes trabajos: Dos frentes de desarrollo, Seis frentes de preparación 1 tambor de preparación 1 frente de emergencia para llenar vacantes de personal de los nueve trabajos anteriores. Estos frentes ciegos necesitan de ventilación a u x i l i a r , suficiente para la respiración del personal, buscando que la velocidad del aire de retorno permita la rápida remoción de los humos de las voladuras con explosivos, d i l u c i ó n del metano resultante en el avance de los frentes y para mantener una temperatura aceptable de trabajo en toda la mina. Por lo anterior se hacía necesario dotar cada frente de los mencionados de un ventilador a u x i l i a r con su respectivo canal de ventilación. De acuerdo con el tipo de frente, área del túnel, cantidad de personal que trabaja en ellos y longitud de avance de túneles y galerías, se disponía del empleo de 10 ventiladores a u x i l i a r e s así: 5 ventiladores de 10 kilovatios, para avance de túneles de 500 a 1.000 metros de longitud, hasta el lími te de avance fijado por el planeamiento de la mina.

107

5 ventiladores de 4.3 k ilovatios para el avance de túneles, galerías y tambores, hasta 200-250 mts de avance. En este cálculo tendremos en cuenta, solamente los costos de amortización o servicios de capital por la vent i l a c i ó n de la inversión para la compra de 2 ventiladores principales y 10 auxiliares, así como el valor de la energía para mantener en marcha los ventiladores durante 24 horas. 8.3 CALCULOS DE COSTOS DE LA VENTILACION PRINCIPAL Y AUXILIAR Para llevar a cabo cálculo se deben tener en cuenta los costos de amortización de la inversión referidos a la mina La Chapa, a pesos de 1974, mantenimiento de equipos, personal de supervisión de las instalaciones, gastos de energía en servicio de 24 horas, tres turnos. El autor espera que este aspecto le sirva de guía al lector, en el análisis de costos de la ventilación de una mina de hoy, que es un rubro de importancia al proyectar una explotación minera. La información que aquí se suministra, entonces, es necesario actualizarla. Una manera de hacerlo para llegar a este análisis es suponer que en ese año un dólar costaba $15 colombianos. 8.3.1 VENTILACION PRINCIPAL: La situación de ventilación principal de la mina La Chapa se llevaba a cabo con dos ventiladores principales instalados en el Túnel de Desagüe y en el tambor de ventilación Túnel 1, encima del manto 2 cuyas especificaciones eran las siguientes: TUNEL DESAGUE: Ventilador Joy, referencia 60-26.5-1750. Potencia 100 hp (75 Kilovatios; 1hp = 0.746 kilovatios) TAMBOR VENTILACION: Ventilador Joy, referencia 42.5-26.5-1750. Potencia 24 hp(18 kilovatios). Potencia total instalada para la ventilación principal: 93 Kilovatios 8.3.1.1. COSTOS DE INVERSION DE CAPITAL: DATOS Para llevar calcular los costos unitarios de esta inversión recomendamos utilizar la fórmula de anualidades por el sistema de cuotas fijas “R”, con el objeto de calcular los servicios de capital anuales o mensuales, que nos dan la recuperación de la inversión o del capital en un tiempo determinado. La ecuación es la siguiente: n

P * i(1 + i) R= (73) (1 + i)n − 1 Esta ecuación o fórmula se refiere a la modalidad de operación financiera en la cual durante todo el tiempo de duración de la operación financiera se liquida la misma cantidad de dinero “R” en cada período de liquidación del interés, para amortizar la inversión. P

2

1

3

n-2

n-1

n = períodos de interés

… R1

Rn

R

108

En el caso de una mina este repago dividido por las toneladas de mineral extraído nos dan el costo de la tonelada de carbón. Dicho de otra manera, en el caso de la ventilación, este sería el costo unitario de la ventilación por cada tonelada de carbón que se extraiga o produzca. En esta ecuación, los términos que intervienen son los siguientes: R = servicio de amortización en pesos ($) por cada anualidad (anual o mensual) P = Monto de la inversión o valor presente (VP) del equipo empleado i = interés bancario (%) o costo anual o mensual del capital por 100 unidades. Si es mensual usted, debe dividir el interés anual por 12 meses. n = años de vida útil del equipo. Si desea obtener el costo de capital mensual multiplique el número de años de vida del equipo por doce meses. Actualmente es fácil resolver esta ecuación utilizando la calculadora o el computador. Si el monto de la inversión de los ventiladores de la mina La Chapa es $780.000 a pesos de 1.974, para una vida útil de 10 años tiempo en el cual se calcula en Acerías Paz de Río el análisis de esta inversión el servicio de capital R/P es:

Servicio de capital =

R 232.128 = = 0.298 P 780.000

Entonces: R = 0.298 x 780.000 = $ 232.440/año Este valor se obtiene resolviendo por calculadora la ecuación (73) Si la mina extrae 1500 toneladas mensuales, al año extraerá 18.000 toneladas y el costo de ventilación por tonelada será $12.91/tonelada. Si el precio del carbón lavado era $1.500/tonelada, entonces el costo de la ventilación representa un 0.86% de ese costo de producción. Si el costo anual del servicio de mantenimiento de este equipo fuera un 10% del costo de inversión, o sea $78.000 anual. Entonces el costo del mantenimiento anual sería de $4.33 (78.000/18.000), que sumado al costo de inversión nos daría un costo total de la ventilación equivalente a $17.24 que representa un 1.15% del costo de producción de una tonelada de carbón. El lector puede sacar sus propias conclusiones, a pesos de hoy, si el costo de extracción, hoy, de una tonelada de carbón fuera de $45.000, y aplicando el 1.15% obtenido para La Chapa en 1974; este costo de ventilación estaría hoy, alrededor de los $ 518 pesos por tonelada de carbón extraído. Al costo anterior, todavía no le hemos incluido el costo de energía, para accionar ambos ventiladores, costo de la instalación para que trabajen los ventiladores (caseta, cables, contactores eléctricos), equipos para control de la atmósfera de trabajo, ni el costo de supervisión. Entonces, el costo de la ventilación estará por encima de la cifra analizada anteriormente y que veremos a continuación. Solamente de los costos anteriores analizaremos el relacionado a la energía para que sirva de base y de guía al lector. Costo de energía: Potencia instalada 93 Kilovatios-hora Potencia consumida 24 horas: 93 Kilovatios/hora * 24 horas de trabajo en la mina: 2.232 Kw. Costo unitario de energía (1.974): $0.40/kilovatio-hora Costo diario de energía: $892.80 Costo unitario de energía por tonelada: $0.60 (892.80/1.500)

109

8.4. VENTILACION AUXILIAR: Para ventilar los diez frente que hemos venido anotando se utilizó el siguiente equipo de ventilación auxiliar a pesos del año1.974: Cinco (5) ventiladores de 10 Kw a prueba de explosión. Precio de cada ventilador = $ 100.000 (US$6.700) Subtotal = $500.000. estos ventiladores se usaron en frentes de más de 200 m de longitud Cinco (5) ventiladores de 4.3 Kw, para longitudes menores de 200 m. Precio nominal de cada ventilador: $60.000(US$ 4.000). Subtotal $300.000. Inversión total de capital: $500.000 + $300.000 = $800.000

Servicio de capital =

R $238.080 = = 0.2976 P 800.000

Este valor de R se obtiene resolviendo, por calculadora, la ecuación (73) R = 0.2976x800.000 = $ 238.080 Si la mina produce 1.500 toneladas diarias este costo de inversión alcanza la cifra de $13.22 por tonelada de carbón extraído. El costo de energía resulta entonces: Potencia total: 72 Kilovatios-hora (5x10+ 5*4.3) Potencia consumida por día: 72 * 24 horas = 1.728 Kilovatios Costo energía por día: $ 691.20 Costo unitario energía por concepto ventilación auxiliar: $ 0.46/tonelada Asumiendo todos los costos mencionados y sin en cuenta montajes, aparatos de control y supervisión, el costo de ventilación total por concepto de ventilación principal y auxiliar, es del orden de: $35.85 lo que representa para ese momento un 2.29% del consto total del carbón lavado. Si este costo lo proyectamos a un valor actual de la tonelada de carbón de $45.000, a pesos de hoy el costo de ventilación por este concepto sería del orden $1.039 por tonelada de carbón, cifra que no nos parece exagerada habida cuenta de lo que representa para el minero esta inversión para seguridad de la mina.

8.5

OTRAS CONSIDERACIONES:

Cantidad de aire que circula en un día por el ventilador p r i n c i p a l (Referencia 60 - 26.5 - 1750}

2.167 m3 1.440 min 3.120.480 m3 de aire x = min dia dia Peso específico de! aire a la a lt u r a de la mina la Chapa;

0.86

Kg m3

Peso del aire que recorre los circuitos de producción por día:

3.120.480 m3 Kg Kg x0.86 3 = 2.683.613 aproximadamente 2684 toneladas dia m dia Relación peso de aire que pasa por los circuitos de producción de la mina por tonelada de carbón extraído: Cifra característica de ventilación:

2.684 toneladas de aire = 1, 784 1.500 toneladas de produccion

110

o sea, aproximadamente, 2 como cifra característica de ventilación. Es decir que por una tonelada de carbón producida en la mina La Chapa se introducían aproximadamente 2 toneladas de aire. Esta cifra comparada con los índices europeos es relativamente baja; sin embargo, ello se debe a los factores que no pesan, gravemente, sobre nuestras minas de montaña, como son: la temperatura de las minas a causa de su poca profundidad y la no importante desgasificación de metano, como es el caso de las minas europeas, ya sea por la composición o por la antigüedad de los carbones. En el caso que nuestras minas tengan una mayor profundizaron y un aumento en la desgasificación de metano a través del arranque, será necesario aumentar esta cifra característica. No obstante, con posterioridad al año 1974 este índice mejoró notablemente al incrementarse el volumen de aire introducido a la mina, cuando se hizo circular un volumen de aire a 3.000 metros cúbicos por minuto, con una nueva instalación de ventilación en el Túnel 1, Nivel patio.

111

BIBLIOGRAFÍA ACERÍAS PAZ DEL RÍO, Boletín norma de ventilación H°) , Mediciones para calculo de abertura equivalente, Acerías Paz del Río S.A. 197*K ACERÍAS PAZ DEL RIO, Boletín Norma de ventilación N'3, Control de la atmósfera de una frente de trabajo empleando metanómetro y oxigenómetro 1975• ACER iS PAZ DEL RIO Reglamento de ventilación para minas de carbón, hierro y caliza, Acerías Paz del Río S.A. Edición revisada y mejorada, Enero 1975ACERÍAS PAZ DEL RIO, Reglamento para el control de gas en minas bajo tierra, Edición revisada en 1968» (EMPRESA NACIONAL, Cálculo de las redes de ventilación con ayuda de un ordenador d igital Estudios (informática). Mayo de 1975. FERNÁN D0 M0NTES Y HERNÁN DUQUE, Ventilación de Minas, Tesis de grado, "FRITZSCHE C, HELLMUT, Tratado de laboreo de Minas. Tomos I y I!. Traducción del alemán de José Castells. GUNTHER VIEREGGE, La precisión de los métodos aproximativos para el cálculo del servicio de capital tomado de la revista GLUCHAUF N° 11de 1959. Por Alfonso Rodríguez y W illiam Botero, 1969, AceríasPazdel Río, JOURNAL OFFICIEL DE LA REPÜBL1QUE FRACAISE, Réglament géneral sur 1i/exp1oitation des mines de combus ti bles mineraux sol ides. Ediciónjunio de 1963* Journauxofficíels 26 Rué de Saix, París 15. LUIS JORDANA, Aire comprimido - España. MONTAN CONSULTNG, Análisis de la ventilación principal y Auxiliar en las minas de _Acerías Paz del Rio S„A,, corn propuestas y recomendaciones para su mejoramiento y control , Essen Alemania, Septiembre 1975. MONTAN CONSULTING, RAG, Das Wetternetz-Programm, Tomos I, II y III (Benutzer- Dokumentation?, Documentación y descripción de un programa de computador para redes de ventilación, Diciembre 1973 NOVITZKY A, Ventilació n de minas, Buenos Aires, 1962, PEELE ROBERT, Mine Engineer's Handbook, Vol. J, 2 y 3, edición John Wesley and Sons Inc. New York, 1961. VIDAL V, Exploitation des Mines, Tomo II Dunod París, 1962» WERNER BARTH,.Formación de redes de ventilación actualizadas Castrop Rauxel, Revista Gluckauf Nov, 1975, tomado por Heribert Schorer, Agosto 1975. VARIOS AUTORES, Revue de l'Industrie minérale, Documento S.I.M, N° 1 Aéreage, prémiere partie. Números especiales Julio y noviembre 1962, CATÁLOGOS, Joy Manufacturing Company, Henry W. Oliver Turmag 4322 Sprock Hovel/ Westfalia Schlies facj 138O Wuppertal Strasse 3  Korfmann, Maschinen fab r il Korfmann Gmbh Wit ten - Ruhr  O l d o r i t, Kunststoffe Gmbh 4370 Marl/Westfalen postfach 109.  G. F. G Gesell Schaft, Fur Geratebau m b h und Co K G 46 Dortmund, Westfalen Damm 26/273

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INDICE DE ANEXOS 2. ANEXO 1 FORMA DEL CONO LUMINOSO (aureola) DE LA LAMPARA DE BENCINA CON PUNTILLA DE SAL 3. ANEXO 2 FORMA DEL CONO LUMINOSO (aureola) DE LA LAMPARA DE BENCINA SIN PUNTILLA DE SAL 4. ANEXO 3 APARATO WÖSTHOFF: DESCRIPCION Y EMPLEO EN ANALISIS DE CH4, CO2, CO 5. ANEXO 4 CAMARA DE COMBUSTION PARA EL ESTUDIO DE LA AUREOLA DE METANO 6. ANEXO 5 Fig. 1: CURVAS DE VARIACION ALTURA LLAMA SEGÚN PORCENTAJE DE OXIGENO Fig. 2: COMPORTAMIENTO DE UNA LAMPARA EN FUNCION DE LA CONCENTRACION DE OXIGENO Y METANO DE UNA ATMOSFERA Fig. 3: EFECTO DEL MONÓXIDO DE CARBONO EN EL HOMBRE EN FUNCION DE LA CONCENTRARON EN LA SANGRE Fig. 4: EFECTO DEL MONOXIDO DE CARBONO EN EL HOMBRE EN FUNCION DE LOS TIEMPOS DE EXPOSICION 7. ANEXO 6 NORMA PARA LAS MEDICIONES DE LAS VARIABLES PARA EL CALCULO DE LA ABERTURA EQUIVALENTE 8. ANEXO 7 PSICROMETRO 9. ANEXO 8 10. ANEXO 9 NOMOGRAMA PARA EL CALCULO DE LA TEMPERATURA EFECTIVA 11. ANEXO 10 NOMOGRAMA PARA LA DETERMINANCION DE LA RESISTENCIA DE VENTILACION EN GALERIAS Y TAJOS DE EXPLOTACION 12. ANEXO 11 NOMOGRAMA PARA LA DETERMINACION DEL PESO ESPECIFICO DEL AIRE 13. ANEXO 12 Fig.-1: DIAGRAMA DE BARÓMETROS ANEROIDES DE LECTURA OPTICA Fig.-2: MICROBAROMETRO DE ASKANIA FIG. 3 CURVAS DE CORRECCION DE UN BARÓMETRO ANEROIDE 14. ANEXO 13 INSTALACIONES PARA MONTAJE DE UN VENTILADOR JOY EN UNA MINA CUALQUIERA 15. ANEXO 14 DIMENSIONES DE VENTILADORES ELECTRICOS DE LA CASA FABRICANTE TURMAG 16. ANEXO 15 CURVA CARACTERISTICA DE DIFERENTES MODELOS DE VENTILADORES ELECTRICOS DE LA CASA TURMAG 17. ANEXO 16 CURVA CARACTERISTICA DE DIFERENTES MODELOS DE VENTILADORES ELECTRICOS DE LA CASA KORFMAN 18. ANEXO 17 CURVA CARACTERISTICA DE UN VENTILADOR DE LA CASA KORFMAN MODELO GAL 5-60/60 19. ANEXO 18 DIMENSIONES Y CONDICIONES DE INSTALACION DE UN VENTILADOR AUXILIAR 20. ANEXO 19 HOJA 1 MINIMETRO DE ASKANIA: INSTRUCIONES DE MANEJO 21. ANEXO 20 DATOS EJEMPLO NUMERICO DE UNA MINA PARA RESOLVER EN EL COMPUTADOR 22. ANEXO 21 FORMA 05 DATOS PARA CALCULO DE LA RED PARA PASAR AL FORMULARIO 14 VIAS 23. ANEXO 22 FORMATO 14 DATOS VIAS PARA ENTRAR AL COMPUTADOR 24. ANEXO 23 FORMATO 03 ALTURAS 25. ANEXO 24 FORMATO 15 TAREAS VIAS CON FLUJO DETERMINADOS 26. ANEXO 25 FORMATO 16 GRUPO DE VIAS 27. ANEXO 26 PROGRAMA DE VENTILACION RESOLUCION DE UN PEQUEÑO EJEMPLO NUMERICO 28. ANEXO 27 TUBO PITOT 29. ANEXO 28 TUBO EN “U” FIGURA 6 30. ANEXO 29 FORMATO CURVA DE UN VENTILADOR UTILIZADO EN LA NORMA 6 31. ANEXO 30 TABLA GASES MAS FRECUENTES EN LAS MINAS

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