Consorcio Minero Horizonte - Informe de practicas

Practicante: Mayta Cristobal

___________Christian

Responsable: Ing. Augusto

____________Zarate Pardo

2016

INFORME FINAL DE PRÁCTICAS

PRE PROFESIONALES

Universidad Nacional Mayor de

San Marcos

Agradecimientos:

Quiero agradecer a la empresa Consorcio Minero horizonte por permitirme practicar en su unidad, así también agradezco a todo el personal CMH, porque han aportado muchísimo en mi formación como profesional y como ser humado.

Agradezco a Dios por las oportunidades que se me presentan y a mis padres por la confianza que me depositan.

ÍNDICE

I. INTRODUCCIÓN...4

II. UBICACIÓN DE LA MINA, CLIMATOLOGÍA, VARIABLES TERMO AMBIENTALES...4

III. ÁREA DE OPERACIONES MINA...5

IV. APLICACIÓN DEL MÉTODO CORTE Y RELLENO PARA SEMI MECANIZADO...6

V. APLICACIÓN EN CAMPO - RENDIMIENTO DE EQUIPOS... V.1 RENDIMIENTO DEL SCOOPTRAM...8

V.2 RENDIMIENTO DEL JUMBO DD311...13

V.3 RENDIMIENTO DEL BOOLTER “ROBOLT5 – SANVICK”...16

V.4 ANÁLISIS DE MALLA DE VOLADURA...19

V.4.1 CÁLCULO DE COSTOS POR DISPARO...21

V.4.2 CONCLUSIONES DEL ÁREA...22

V.4.3 RECOMENDACIONES...23

VI. AREA DE GEOLOGIA...23

VI.1 CARACTERÍSTICAS DEL YACIMIENTO...23

VI.2 APRECIACIÓN Y TRABAJO EN EL ÁREA DE GEOLOGÍA...24

VI.3 ACTIVIDADES REALIZADAS EN ESTA ÁREA...24

VI.4 CONCLUSIONES DEL ÁREA...26

VII. SERVICIOS AUXILIARES...27

VII.1 SISTEMA DE BOMBEO...27

VII.1.1 SALA DE BOMBAS DEL CX196 - RAMPA 690...28

VII.1.2 ANÁLISIS DE POZA N°03 ...28

VII.2 REPORTE DE RELLENO - TAJO 1633...29

VII.2.4 CONCLUSIONES...35

VII.2.5 RECOMENDACIONES...35

VIII. ÁREA DE VENTILACIÓN...36

VIII.2 REQUERIMIENTO DE AIRE ...40

VIII.3 VENTILADORES...41

VIII.4 PROPIEDADES FÍSICAS DEL AIRE...42

VIII.5 TEOREMA DE BERNOULLI...44

VIII.6 RESISTENCIA AL MOVIMIENTO DEL AIRE...45

VIII.7 CIRCUITO DE VENTILACIÓN...46

VIII.8 APLICACIÓN DE LA TEORÍA...48

VIII.9 CONCLUSIONES...50

VIII.10 RECOMENDACIONES ...50

IX.SEGURIDAD SALUD OCUPACIONAL Y MEDIO AMBIENTE...51

IX.1 DEFINICIONES IMPORTANTES...52

IX.2 ¿POR QUÉ EVALUAR UN RIESGO?...52

IX.3 HERRAMIENTAS DE GESTIÓN INTEGRAL APLICADAS GSI...53

IX.4 EQUIPO DE RESCATE MINERO – LA BRIGADA...55

IX.5 PROBLEMÁTICA: LA SEGURIDAD EN LA EMPRESA ES REACTIVO Y NO PREVENTIVO...55

IX.6 ESTADÍSTICAS DE SEGURIDAD...57

IX.7 CONCLUSIÓN...59

X.ÁREA DE MEDIO AMBIENTE...60

X.1 GESTIÓN AMBIENTAL...60

X.2 MEDIO AMBIENTE...61

X.4 SUPERVISIÓN DE VERTIMIENTOS...61

X.5 PLANTA DE TRATAMIENTO DE AGUAS – INTERIOR MINA...62

X.6 CONCLUSIONES...63

X.7 RECOMENDACIONES...64

XI. CONCLUSIONES GENERALES...64

I. INTRODUCCIÓN:

La empresa Consorcio Minero Horizonte es hoy en día el primer productor de oro a nivel de subterránea, con una capacidad de planta de 2000 Tn/dia y ha sabido mantenerse en la vanguardia.

Esta empresa es a nivel académico “una mina completa”, tiene labores que van de convencional, semi mecanizado y mecanizado debido a que en sus inicios de operación era netamente convencional con una infraestructura de secciones reducidas (chimeneas, galerías y cruceros), pero ha sabido crecer y adaptarse a los nuevos cambios en la tecnología minera. Otra de sus razones es la complejidad de sus vetas principales, debido a la erraticidad del oro.

En el presente informe se detallaran todos los procedimientos, controles y todo lo aprendido en campo en las diferentes áreas, identificando los peligros y riesgos que se pueden presentar el trabajo, seguimos de la descripción de la operación para realizar un análisis con el fin de concluir en recomendaciones que puedan mejorar y dar un mayor beneficio a la compañía siendo parte de su mejora continua.

II. UBICACIÓN DE LA MINA, CLIMATOLOGÍA, VARIABLES TERMO AMBIENTALES

La mina de CMH, se encuentra ubicada en la localidad de Retamas, en el distrito de Parcoy, provincia de Pataz, departamento de La Libertad, situado al lado Occidental del departamento. Ubicación geográfica Latitud Sur: 08° 01'. Longitud Oeste: 77° 29'. Cota Promedio 2750 m.n.s.m. Climatología

Parcoy, se caracteriza por tener un clima templado, durante los meses de abril a octubre, hay escases de lluvias, presentándose el invierno en los meses de noviembre a marzo. La temperatura ambiente en superficie va de 13°C a 15° C, pudiendo llegar hasta 30°C y descender hasta 10.9°C. La humedad relativa (HR) en superficie, varia, siendo la más baja 21%, llegando a 59%, según las estaciones del año.

Accesibilidad

La única ruta terrestre a la zona es mediante la carretera Trujillo-Huamachuco-Parcoy, que es transitable durante todo el año aunque se interrumpe de vez en cuando en época de lluvias.

Lima – Trujillo: Carretera asfaltada de 580 km. Trujillo–Retamas: Carretera afirmada de 360 km

El acceso por vía aérea es mediante la ruta Lima-Pias y Trujillo-Pías, mediante un pequeño aeropuerto construido en una zona amplia ubicada aguas arriba de la laguna Pias.

III. ÁREA DE OPERACIONES MINA

Es una de las áreas más importantes, dentro de la estructura de la mina, pues esta se encarga de poder obtener el metal valioso del subsuelo de la forma más efectiva posible, para cumplir con la producción programada, enfatizado en obtenerlo con bajos costos, velando por la seguridad de sus trabajadores y siendo ambientalmente responsable. En este documento se hará un análisis correspondiente al método utilizado, así como los procesos de perforación y voladura con los que se trabaja en la empresa con el fin de hacer mejorar continuas que permitan un mayor desarrollo y efectividad en nuestra operación.

Descripción del método de minado

El método que se aplica en la Unidad Minera Parcoy, es principalmente el método de “Corte y Relleno Ascendente” con relleno hidráulico, dicho método ha sido elegido dada la adaptabilidad que tiene que este método a las condiciones de la zona donde se aplique. Las condiciones en la Unidad Parcoy son muy variables en las diferentes zonas que la componen, llegando a ser incluso complejas.

Minado Convencional:

Son aplicados donde las vetas son muy angostas y sus potencias son bajas, para ello se utilizan equipos neumáticos como la Jack leg, y sus dimensiones son por lo general de 1.20 x 1.50 m.

Minado Mecanizado y Semi mecanizado:

Se aplica para zonas con vetas de mayor potencia, por lo que obtendrá un mayor volumen de material valioso y por ello son necesarios equipos de mayor capacidad de carga como camiones de bajo perfil, Jumbos, Boolters, etc.

A pesar que el minado mecanizado sea mucho más productivo que el convencional, también está condicionado por la potencia de la veta y por lo general una veta de este tipo, termina convirtiéndose en convencional por su reducción de potencia.

IV. APLICACIÓN DEL MÉTODO CORTE Y RELLENO PARA SEMI MECANIZADO

Para entender mejor su aplicación, se realiza una comparación entre las condiciones necesarias para utilizar el método de corte y relleno, y las compararemos con las condiciones que tienen específicamente la unidad Parcoy y poder así notar los beneficios de la aplicación de dicho método.

Condiciones para el método C y R Caso particular en la Unidad Parcoy  Buzamiento pronunciado

 El mineral debe tener buena Ley

 Disponibilidad de material de relleno

 Las cajas del yacimiento pueden ser irregulares y no competentes

 Buzamiento: Las estructuras en los niveles superiores presentan un buzamiento de promedio de 40º y en los niveles inferiores tiende a 69º.

 Regularidad: La composición del relleno mineral es bastante homogénea tanto en vertical como en horizontal.

 Potencia: La potencia varia de 0.5 a 10 m., es decir es de tipo Rosario presentándose un adelgazamiento y ensanchamiento.

 Comportamiento de Cajas: Estructuralmente las cajas son alteradas y por eso son muy inestables, principalmente en la caja techo.

Explicación del método

El modo de ingreso a los tajos es por medio de la utilización de una rampa basculante, es decir, es una rampa de donde los niveles provenientes de este, cortan en medio de la mineralización obteniendo dos lados (Lado Norte y Sur), dicha rampa comienza con una gradiente negativa de 15% y una longitud de 40m antes de llegar al tajo.

Aplicación de bresting y sus ventajas

Para la explotación se utiliza el bresting, ya que ello permite perforaciones horizontales y obtener mayor control de nuestra voladura, y a través de procesos repetitivos avanzan hacia los pisos superiores hasta alcanzar una gradiente máxima de 15%, la rampa inicial es rebatida, después de concluir el corte horizontal del tajeo y que posteriormente para brindarle la estabilidad necesaria es rellenada con relleno hidráulico y detrítico.

Ventajas de la utilización de bresting

 La altura del rebaje o tajeo se reduce después del disparo haciendo más fácil el desatado del techo y mejorando la estabilidad.

 Permite controlar fácilmente la dilución y pérdida de mineral de valor, ya que su flexibilidad se presta para disparos que corten el rebaje justamente en el límite del cuerpo de mineral.

 La perforación horizontal es más eficiente cuanto mayor sea el tamaño del disparo (en disparos pequeños hay que perforar y limpiar muchas veces seguidas), por lo que es importante el ancho del tajeo, que de ninguna manera puede ser más amplio que el cuerpo del mineral.

 Los equipos de perforación pueden ser estándar, con los jumbos se puede conseguir altas velocidades de perforación y buen nivel de paralelismo.

 El mejor resultado de la perforación horizontal se obtiene con jumbos y con relleno hidráulico (relave) al que puede hacerse llegar muy cerca al

techo del tajo (0,5 hasta 1,0 m), con lo que puede aumentar la altura del corte al facilitarse la perforación en tajos altos.

 Incrementa la productividad al permitir aumentar la mecanización.

 Incrementa la seguridad al reducir la altura de los cortes y mejorar su estabilidad.

V. APLICACIÓN EN CAMPO - RENDIMIENTO DE EQUIPOS: Zonificación de la labor

Zona: Rosa Orquídea Labor: GL 2382 Sección: 4.20x4.50 m2 Long. Avance: 3.5m

V.1 RENDIMIENTO DEL SCOOPTRAM

Hora de inicio: 8.50 am

Hora Fin: 1:45 pm

Duración: 4 hr 55 min

# Flota disponible: 3 camiones (25 Tn/unidad) 3 camiones (25 Tn/unidad)

Long. Taladro perfor: 13 pies efectivos

Capacidad de cuchara:

4yd

_≈

_{3.06 m}

Aplicación de toma de tiempos

# Ciclo Cargar V. Cargado Descarga V. Vacío Tiempo ciclo Dist. Recorrida 1 0:00:25 0:01:00 0:00:33 0:00:58 0:02:56 163 2 0:00:40 0:01:18 0:00:30 0:01:02 0:03:30 163 3 0:00:35 0:01:18 0:00:33 0:00:52 0:03:18 163 4 0:00:36 0:01:20 0:00:34 0:00:53 0:03:23 163 5 0:00:35 0:01:22 0:00:30 0:00:55 0:03:22 163 6 0:00:38 0:01:18 0:00:34 0:01:03 0:03:33 163 7 0:00:35 0:01:22 0:00:30 0:00:58 0:03:25 163 8 0:00:35 0:01:20 0:00:34 0:00:58 0:03:27 163 9 0:00:33 0:01:15 0:00:34 0:00:56 0:03:18 163 10 0:00:35 0:01:20 0:00:33 0:01:03 0:03:31 163 11 0:00:38 0:01:20 0:00:33 0:01:02 0:03:33 163 12 0:00:40 0:01:18 0:00:30 0:00:53 0:03:21 163

13 0:00:33 0:01:20 0:00:34 0:01:03 0:03:30 163 14 0:00:35 0:01:20 0:00:30 0:00:53 0:03:18 163 15 0:00:35 0:01:22 0:00:34 0:00:58 0:03:29 163 16 0:00:35 0:01:18 0:00:30 0:00:53 0:03:16 163 17 0:00:34 0:01:20 0:00:34 0:00:58 0:03:26 163 18 0:00:38 0:01:15 0:00:34 0:01:02 0:03:29 163 19 0:00:36 0:01:18 0:00:33 0:01:03 0:03:30 163 20 0:00:38 0:01:20 0:00:32 0:00:50 0:03:20 163 21 0:00:35 0:01:22 0:00:32 0:00:53 0:03:22 163 22 0:00:35 0:01:18 0:00:34 0:00:53 0:03:20 163 23 0:00:35 0:01:20 0:00:34 0:01:03 0:03:32 163 24 0:00:36 0:01:22 0:00:34 0:01:03 0:03:35 163 25 0:00:35 0:01:15 0:00:33 0:00:53 0:03:16 163 26 0:00:35 0:01:20 0:00:33 0:00:58 0:03:26 163 27 0:00:35 0:01:22 0:00:32 0:01:03 0:03:32 163 28 0:00:35 0:01:20 0:00:32 0:00:58 0:03:25 163 29 0:00:35 0:01:20 0:00:32 0:01:03 0:03:30 163 30 0:00:40 0:01:20 0:00:33 0:01:03 0:03:36 163 MEDIA: 0:00:35 0:01:19 0:00:33 0:00:58 0:03:25 D:4890m

Análisis estadístico del ciclo:

Intervalos de clase Marca de clase Frec. Absoluta Frec. Relativa Frec. Relat. Acumuladas Li Ls Yi n Fr Hi 0:03:06 0:03:13 0:03:10 1 0.033 0.033 0:03:13 0:03:20 0:03:17 5 0.167 0.200 0:03:20 0:03:27 0:03:24 10 0.333 0.533 0:03:27 0:03:34 0:03:30 12 0.400 0.933 0:03:34 0:03:41 0:03:38 2 0.067 1.000 n TOTAL: 30

Resultados de la estadística:

Media: 𝟑𝒎𝒊𝒏 𝟐𝟓 𝒔𝒆𝒈

Desviación Estándar : 𝝈𝟐

±1min 6 seg

Tiempo Mínimo 2 min 19 seg

Tiempo Máximo 4min 31seg

Nivel de confianza: 68.3% (De acuerdo a la curva de Gauss)

a) Cálculos para la guardia:

Tiempo Promedio de Acarreo por Ciclo (tp) 3 min 25eg / ciclo

Total de Horas de Acarreo 1.71 hr efectivas (No considera espera de camiones) Rendimiento Horario (viajes / hora) 17.54 viajes / hora

Distancia Recorrida 4890 metros

Cálculo de Flota de camiones requerido Área sección (A):17.96 m2 Peso específico (P.e): 3.0 Tn/m3 Factor de esponjamiento (Fe): 30% estándar

Dato real: 11 camionadas utilizadas Factor de sobre rotura: (Fs): ??

1 5 10 12 2 0 2 4 6 8 10 12 14 0:03:10 0:03:17 0:03:24 0:03:30 0:03:38 FR ECUE N CIA S A BS O LUT A S

TIEMPO CICLO DEL SCOOP

Diagrama de Frecuencias del Equipo

b) Capacidad real de la cuchara: 𝑪𝑹𝑪 =𝑽𝒐𝒍 𝒄𝒖𝒄𝒉.∗ 𝒇𝒍𝒍 𝑭. 𝒆 𝑪𝑹𝑪 =𝟑. 𝟎𝟔𝒎 𝟑_{∗ 𝟎. 𝟕} 𝟏. 𝟑 = 𝟏. 𝟔𝟓 𝒎𝟑 Donde:

 CRC: Cantidad real de la cuchara (TMS).

 Volumen de cuchara: Dado por el fabricante (m3).

 Fll: Factor de llenado que depende del tamaño del mineral, estado de la máquina, pericia del operador, etc. Oscila entre 0.5 a 0.8

 F.e: Factor de esponjamiento del mineral roto, es decir espacios vacíos entre trozos; está dado por el p.e, grado de fragmentación, humedad, etc.

c) Volumen Total extraídos m3:

𝑽𝒐𝒍. 𝑻𝒐𝒕. = 𝑪𝑹𝑪 ∗ (#𝒄𝒖𝒄𝒉𝒂𝒓𝒂𝒅𝒂𝒔/𝒄𝒂𝒎𝒊𝒐𝒏) ∗ (#𝑪𝒂𝒎𝒊𝒐𝒏𝒆𝒔) 𝑉𝑜𝑙. 𝑇𝑜𝑡. = 𝟏. 𝟔𝟓 ∗ 𝟓 ∗ 𝟏𝟐 = 𝟗𝟗𝒎𝟑

d) Calculo de factor de sobre rotura: Nos basaremos en los resultados observados en campo para su determinación.

𝑨 ∗ 𝑳_{𝑨𝒗𝒂𝒏.}∗ 𝑭𝒆 ∗ 𝑭𝒔 = 𝑽𝒐𝒍 𝑻𝒐𝒕. 𝟏𝟕. 𝟗𝟔 ∗ 𝟑. 𝟓 ∗ 𝟏. 𝟑 ∗ 𝑭𝒔 = 𝟗𝟗𝒎𝟑

𝑭𝒔 = 𝟏. 𝟐𝟏 ≈ 𝟐𝟏%

𝑻𝒐𝒏𝒆𝒍𝒂𝒋𝒆/𝒄𝒊𝒄𝒍𝒐 = 𝟏. 𝟔𝟓 ∗ 𝟓 ∗ 𝟑 = 𝟐𝟒. 𝟕𝟓𝑻𝒏 𝑻𝒐𝒏𝒆𝒍𝒂𝒋𝒆 𝒕𝒐𝒕𝒂𝒍 𝒆𝒙𝒕𝒓𝒂𝒊𝒅𝒐 = 𝟏. 𝟔𝟓 ∗ 𝟓 ∗ 𝟏𝟐 ∗ 𝟑 = 𝟐𝟗𝟕𝑻𝒏 e) Velocidades del equipo:

𝑽𝒆𝒍. 𝑽𝒊𝒂𝒋𝒆 𝑪𝒂𝒓𝒈𝒂𝒅𝒐 = 𝟏𝟔𝟑 𝒎

𝟕𝟗 𝒔𝒆𝒈= 𝟐. 𝟏 𝒎/𝒔𝒆𝒈

𝑽𝒆𝒍. 𝑽𝒊𝒂𝒋𝒆 𝑫𝒆𝒔𝒄𝒂𝒓𝒈𝒂𝒅𝒐 = 𝟏𝟔𝟑𝒎

𝟓𝟖 𝒔𝒆𝒈= 𝟐. 𝟖𝟏𝒎/𝒔𝒆𝒈 f) Producción por hora:

𝑷𝒓𝒐𝒅./𝒉𝒐𝒓𝒂 = 𝑪𝑹𝑪 ∗ 𝑷. 𝒆 ∗ 𝑹𝒆𝒏𝒅./𝒉𝒐𝒓𝒂 ∗ 𝑬𝒇𝒊𝒄. 𝑷𝒓𝒐𝒅./𝒉𝒓 = 𝟏. 𝟔𝟓𝒎𝟑 ∗ 𝟑 ∗ 𝟏𝟕. 𝟓𝟒 ∗ 𝟖𝟎% = 𝟔𝟗. 𝟒𝟔𝑻𝑴𝑺/𝒉𝒓

Observaciones:

 El estudio no considero horas muertas, porque ello se debe principalmente a un factor externo (la espera de los camiones que reciben la carga).

 No se presentó mucho tránsito de vehículos que puedan ocasionar paros en el proceso de carguío.

 EL operador cuenta con más de 5 años de experiencia y está capacitado.

 No se presentaron incidentes. Cargado 17% Viaje Cargado 39% Descarga 16% Viaje Vacio 28%

Distribucion de tiempos del ciclo del

Scooptram

V.2 RENDIMIENTO DEL JUMBO DD311 Resultado de análisis de tiempo:

# Taladro Posicionamiento + Emboquillado Perforación 1 0:00:24 0:01:38 2 0:00:19 0:01:40 3 0:00:12 0:01:43 4 0:00:20 0:01:30 5 0:00:22 0:01:30 6 0:00:28 0:01:40 7 0:00:16 0:01:45 8 0:00:28 0:01:46 9 0:00:20 0:01:42 10 0:00:22 0:01:40 . . . . . . 57 0:00:16 0:01:40 58 0:00:20 0:01:40 59 0:00:22 0:01:40 60 0:00:18 0:01:44 61 0:00:29 0:01:30 62 0:00:22 0:01:45 63 0:00:21 0:01:43 64 0:00:21 0:01:40 Tiempo/tal. 0:02:01

Análisis estadístico:

Lim. Inf. Lim. Sup. Marca Clase Frecuencia Frec. Relativ.

Frec. Relat. Acumulada 0:01:50 0:01:55 0:01:53 8 0.13 0.13 0:01:55 0:02:00 0:01:58 8 0.13 0.25 0:02:00 0:02:05 0:02:03 36 0.56 0.81 0:02:05 0:02:10 0:02:08 8 0.13 0.94 0:02:10 0:02:15 0:02:12 4 0.06 1.00 64 Resultados: Media: 0:02:01≈ 2min/tal Desviación estándar: ±0:00:36 Límite superior: 0:02:37 Límite Inferior: 0:01:25 Nivel confianza: 68.3% 0 5 10 15 20 25 30 35 40 0:01:53 0:01:58 0:02:03 0:02:08 0:02:12 Fr e cu e n ci a Tiempo/ciclo

Diagrama de frecuencias del Jumbo

Hora de inicio: 1:15 PM Hora Fin: 4:10 PM Duración: 2hr 55 min

V.2.1 CALCULOS:

Ciclo del Jumbo ≈ 2min/tal

a) 𝑽𝒆𝒍𝒐𝒄𝒊𝒅𝒂𝒅 𝒅𝒆 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊ó𝒏: 𝟑𝟗𝟎𝒄𝒎/𝟏𝟐𝟎 𝒔𝒆𝒈 = 𝟑. 𝟐𝟓𝒄𝒎/𝒔𝒆𝒈 𝑽𝒆𝒍. 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊𝒐𝒏 = 𝟏𝟏𝟕𝒎/𝒉𝒓 b) Velocidad de Penetración: 𝑽𝒆𝒍. 𝑷𝒆𝒏𝒆𝒕𝒓𝒂𝒄𝒊𝒐𝒏 = 𝑳𝒐𝒏𝒈 𝒅𝒆 𝒍𝒂 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒂 𝑻𝒊𝒆𝒎𝒑𝒐 𝒆𝒏 𝒓𝒆𝒄𝒐𝒓𝒓𝒆𝒍𝒐 𝑽𝒆𝒍. 𝑷𝒆𝒏𝒆𝒕𝒓𝒂𝒄𝒊𝒐𝒏 = 𝟑𝟗𝟎 𝒄𝒎 𝟏𝟎𝟎𝒔𝒆𝒈 = 𝟑. 𝟗𝒄𝒎/𝒔𝒆𝒈

c) Perforación específica: Es la relación de cuantos metros se necesitan perforar por m3 _{de material.} 𝑷. 𝒆 = 𝟑. 𝟗𝟔 𝒎 𝒕𝒂𝒍∗ 𝟔𝟔𝒕𝒂𝒍 𝟐𝟗𝟕𝒕𝒏∗ 𝟗𝟎% 𝑷. 𝒆 = 𝟎. 𝟕𝟗𝒎𝒑/𝒕𝒏 d) Rendimiento general del Jumbo:

𝑹𝒅 = 𝟏𝟑𝒑𝒊𝒆𝒔/𝒕𝒂𝒍 𝟎. 𝟎𝟑𝟑𝒉𝒓/𝒕𝒂𝒍= 𝟑. 𝟗𝒎/𝒕𝒂𝒍 𝟎. 𝟎𝟑𝟑𝒉𝒓/𝒕𝒂𝒍 𝑹𝒅 = 𝟏𝟏𝟖. 𝟏𝟖 𝒎/𝒉𝒓

13.0%

61.2%

25.9%

Distribucion de tiempos - Jumbo Operando

T. Posicionamiento T. Perforacion Demoras operativas

e) Calculo de tiempo efectivo: Tiempo total de perforación por guardia: 𝑵𝒕 ∗ 𝑳𝒐𝒏𝒈. 𝑻𝒂𝒍 𝑽. 𝑷 = 𝟔𝟒 ∗ 𝟑. 𝟗𝟔𝒎 𝟏𝟏𝟕𝒎/𝒉𝒓 = 𝟐. 𝟏𝟕 𝒉𝒓 ≈ 𝟐𝑯𝒓 𝟏𝟎𝒎𝒊𝒏/𝑳𝒂𝒃𝒐𝒓 𝒕𝒓𝒂𝒃. f) Tiempo improductivo: 𝑻𝒊𝒆𝒎𝒑𝒐 𝑻𝒐𝒕𝒂𝒍 − 𝑻𝒊𝒆𝒎𝒑𝒐 𝒆𝒇𝒆𝒄𝒕𝒊𝒗𝒐 = 𝟐. 𝟗𝟐 𝒉𝒓 − 𝟐. 𝟏𝟕𝒉𝒓 𝟎𝟕𝟓𝒉𝒓 ≅ 𝟒𝟓 𝒎𝒊𝒏 g) Calculo de eficiencia:

Demora de perforación real: 2.92 Hr Tiempo efectivo de trabajo: 2.17 Hr.

𝑬𝑭𝑰𝑪𝑰𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = (𝟎. 𝟕𝟓𝒉𝒓

𝟐. 𝟗𝟐𝒉𝒓) ∗ 𝟏𝟎𝟎% = 𝟕𝟒. 𝟐𝟗% ≈ 𝟕𝟒% Observaciones:

 El tipo de roca del punto perforado es competente (cuarzosa)

 La maga de ventilación estaba a 15m del frente de acuerdo al D.S 055 E.M, sin embargo estaba muy dañada en algunas zonas que no permitía una buena ventilación en el frente donde estaba el operador del Jumbo.

 La mayor demora de la perforación se dio en la parte alta de la caja techo (corona), pues esta es la zona más fracturada de todo el frente de la galería.

V.3 RENDIMIENTO DEL BOOLTER “ROBOLT5 – SANVICK” Tipo de perno: Split Set L perno: 7 pies

Hora de inicio: 4:23 PM Hora Fin: 5:00 PM Duración: 37min

# T. emboquill. T. perf. Cambio de barra

T.

empernado

colocación de

perno Tiempo ciclo 1 0:00:16 0:01:07 0:00:03 0:00:20 0:00:09 0:01:55 2 0:00:18 0:00:57 0:00:03 0:00:18 0:00:09 0:01:45 3 0:00:15 0:01:03 0:00:03 0:00:20 0:00:10 0:01:51 4 0:00:16 0:01:11 0:00:03 0:00:18 0:00:10 0:01:58

5 0:00:17 0:01:03 0:00:03 0:00:20 0:00:10 0:01:53 6 0:00:17 0:01:03 0:00:03 0:00:20 0:00:10 0:01:53 7 0:00:17 0:01:03 0:00:03 0:00:20 0:00:10 0:01:53 8 0:00:17 0:01:02 0:00:03 0:00:18 0:00:10 0:01:50 9 0:00:14 0:01:02 0:00:03 0:00:18 0:00:10 0:01:47 10 0:00:12 0:01:02 0:00:03 0:00:18 0:00:09 0:01:44 11 0:00:18 0:01:02 0:00:03 0:00:18 0:00:09 0:01:50 12 0:00:15 0:01:03 0:00:03 0:00:18 0:00:09 0:01:48 13 0:00:15 0:01:03 0:00:03 0:00:18 0:00:09 0:01:48 14 0:00:15 0:01:03 0:00:03 0:00:18 0:00:09 0:01:48 Prom: 0:00:16 0:01:03 0:00:03 0:00:19 0:00:10 0:01:50 V.3.1 Análisis estadístico:

Lim. Inf. Lim. Sup. Marca

Clase Frecuencia Frec. Relativ.

Frec. Relat. Acumulada 0:01:45 0:01:50 0:01:47 2 0.143 0.143 0:01:50 0:01:55 0:01:53 6 0.429 0.571 0:01:55 0:02:00 0:01:58 5 0.357 0.929 0:02:00 0:02:05 0:02:03 1 0.071 1.000 14 2 6 5 1 0 1 2 3 4 5 6 7 0:01:47 0:01:53 0:01:58 0:02:03 Fre cu en cias Tiempo/ciclo

Diagrama de frecuencias del Boolter

Resultados:

Media: 1 min 55 seg

Desviación estándar: ±19seg

Máximo: 2min 14seg

Mínimo: 1min 36seg

Confiabilidad: 68.3%

V.3.2 Cálculo:

a) 𝑽𝒆𝒍𝒐𝒄𝒊𝒅𝒂𝒅 𝒅𝒆 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊ó𝒏: 𝟐𝟏𝟑. 𝟒𝒄𝒎/𝟏𝟏𝟓 𝒔𝒆𝒈 = 𝟏. 𝟖𝟔𝒄𝒎/𝒔𝒆𝒈 𝑽𝒆𝒍. 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊𝒐𝒏 = 𝟔𝟔. 𝟖𝟎𝒎/𝒉𝒓

b) Rendimiento general del Boolter:

𝑹𝒅 = 𝟕𝒑𝒊𝒆𝒔/𝒕𝒂𝒍 𝟎. 𝟎𝟑𝟐𝒉𝒓/𝒕𝒂𝒍=

𝟐. 𝟏𝟑𝒎/𝒕𝒂𝒍 𝟎. 𝟎𝟑𝟑𝒉𝒓/𝒕𝒂𝒍 𝑹𝒅 = 𝟔𝟔. 𝟔𝟖 𝒎/𝒉𝒓

c) Calculo de tiempo efectivo: Tiempo total de perforación por guardia: 𝑵𝒕 ∗ 𝑳𝒐𝒏𝒈. 𝑻𝒂𝒍 𝑽. 𝑷 = 𝟏𝟒 ∗ 𝟐. 𝟏𝟑𝒎 𝟔𝟔. 𝟖𝟎𝒎/𝒉𝒓 = 𝟎. 𝟒𝟓 𝒉𝒓 ≈ 𝟐𝟔. 𝟖𝒎𝒊𝒏/𝑳𝒂𝒃𝒐𝒓 𝒕𝒓𝒂𝒃𝒂𝒋𝒂𝒅𝒂 d) Tiempo improductivo: 𝑻𝒊𝒆𝒎𝒑𝒐 𝑻𝒐𝒕𝒂𝒍 − 𝑻𝒊𝒆𝒎𝒑𝒐 𝒆𝒇𝒆𝒄𝒕𝒊𝒗𝒐 = 𝟒𝟓𝒎𝒊𝒏 − 𝟐𝟔. 𝟖𝒎𝒊𝒏 = 𝟏𝟖. 𝟐𝒎𝒊𝒏 e) Calculo de eficiencia:

Demora de perforación real: 45min Tiempo efectivo de trabajo: 26.8min

𝑬𝑭𝑰𝑪𝑰𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = (𝟏 − 𝟏𝟖. 𝟐

𝟑𝟕𝒎𝒊𝒏) ∗ 𝟏𝟎𝟎% = 𝟓𝟎. 𝟖% ≈ 𝟓𝟏% Observación:

 Se observó deficiencias mecánicas, el operador afirma que su equipo necesitaba un mantenimiento

V.4 ANÁLISIS DE MALLA DE VOLADURA

El objetivo del análisis, es hacer un comparativo entre el pasaporte establecido en la labor y el trabajo real que se hace en la labor obteniendo sus respectivos resultados y el costo que implican desarrollarlos.

Seguiremos analizando la galería anteriormente trabajada: “GL 2382 - Rosa” Malla de perforación recomendada en el Pasaporte de la labor:

Rendimiento:

Rendimiento: Unid. 12pies

factor de carga: Kg/m3 1.16 Factor potencia Kg//Tn 0.39

Malla real – Desarrollado en campo:

En la experiencia se desarrolló de una forma un poco diferente como: 1. El precorte se aplicó solo en la corona y no en los hastiales. 2. Su L. avance es menor al estándar (11.5 pies)

3. En los taladros de la corona (cañas), se utilizó 1 cartucho Semexsa (Cebo) y 3 Cartuchos Exablock.

Rendimiento: Unid. L. avance. 11.5 pies factor de carga: Kg/m3 0.92 Factor potencia Kg//Tn 0.31 Comparativos:

Malla Según Pasaporte Malla Real Aplicada

Variación: Rendimiento: Unid. 12pies Rendimiento: Unid. 11.5 pies

factor de carga: Kg/m3 1.16 factor de carga: Kg/m3 0.82 0.34

Factor potencia Kg//Tn 0.39 Factor potencia Kg//Tn 0.27 0.12

“Con la malla en campo, se realizaron menos perforaciones y los resultados son mejores puesto que tienen menos carga en 0.34 y 0.12 respectivamente, evitando alterar la roca (menor realce).”

V.4.1 CÁLCULO DE COSTOS POR DISPARO Costo solo de explosivos por malla:

Malla Según

Pasaporte Malla Real

Taladros cargados 53 52

Total taladros 78 66

#Cartuchos Semexsa 45 1-1/8”x12” 330 378

#Cartuchos Exablock 7/8”x7” 138 45

Costo Semexsa (0.53$/cartucho) 174.9 200.34

Costo Exablock (0.26$/cartucho) 35.88 11.7

Calculo total de costos por disparo:

Malla Pasaporte Malla Real Variación: ($) C1-C2

Unidad Precio Cantidad Costo1 Cantidad Costo2

Guia de Seguridad (2.4m) $/m 0.86 1 0.86 1 0.86 0.00

Pentacord $/m 1.31 15 19.65 15 19.65 0.00

Exsanel (4.8m) $/pieza 1.61 53 85.33 52 83.72 1.61 Cartucho Semexsa 45 $/cart. 0.53 330 174.9 378 200.34 -25.44

Cartucho Exablock 7/8”x7” $/cart. 0.26 138 35.88 45 11.7 24.18

Costo total: 316.62 $/disparo 316.27 $/disparo 0.35$/disparo

V.4.2 CONCLUSIONES DEL ÁREA: Toma de tiempos:

 El estudio de tiempos es importante porque con ello podemos determinar la cantidad de tiempo que un equipo requerirá para hacer un y utilizarlo para el planeamiento de los equipos.

 Su importancia radica en detectar dentro del ciclo del equipo los puntos muertos para poder hacer mejoras que permitan un ciclo más continuo y mejor productividad.

 El proceso de tomar tiempos nos permite detectar incluso las fallas de los propios equipos y cuáles son sus deficiencias para poder corregirlas.

Voladura:

 No necesariamente contornear desde el hastial implica mejor control del terreno donde se trabaja.

 Queda probado que para esta labor no se requiere contornear con cañas los hastiales

 La operación es mucho más rápida con la aplicación de la malla desarrollada en campo por el ahorro de tiempo al tener menos taladros (Tiempo de perforación del Jumbo + Tiempo de cargado de explosivo.)

Resultado: “Hay un ahorro total de 0.35 $/disparo con un factor de carga menor al establecido como estándar”

V.4.3 RECOMENDACIONES:

 Al estar expuesto al campo mismo del trabajo y calcular los rendimientos, noto que hay un problema serio con la buena distribución de equipos lo que hace que se vuelva un sistema lento de baja producción. Los equipos deben tener tiempos precisos para estar en determinados puntos para cumplir su labor, el rendimiento puede ser alto pero si no hay buena distribución de equipos, la producción se precipita.

 Hacer un análisis de los pasaportes actuales brindados comparándolos con los resultados obtenidos en campo, así se puede hacer un trabajo operacionalmente más eficiente por tomar menor tiempo en perforación implicando también en ahorro por reducción de taladros perforados.

VI. AREA DE GEOLOGÍA

El yacimiento explotado por Consorcio Minero Horizonte, está emplazada en Rocas Intrusivas ígneas, denominadas granodiorita con ciertas zonas de tonalitas, dioritas y monzogranitos; el intrusivo fue intensamente fragmentado y fallado por la orogenia andina del Batolito de Pataz formando estructuras que se orientan regionalmente Norte - Sur.

El relajamiento de fuerzas tectónicas compresivas a lo largo del intrusivo y las zonas axiales originaron zonas de debilidad, fallas geológicas regionales, las que sirvieron de canales de circulación de fluidos hidrotermales.

VI.1 CARACTERÍSTICAS DEL YACIMIENTO:

 El yacimiento se ubica en un valle joven en “V”, que está sometida a grandes esfuerzos, donde las rocas presentan, fallas geológicas de poco desplazamiento, pero sí de intenso fractura miento.

 El grado de alteración de las rocas y del mineral es leve a moderado por cloritización y sericitización.

 La presencia de aguas subterráneas se manifiesta por aguas meteóricas, fósiles, por permeabilidad secundaria en las rocas y en la estructura mineralizada.

 Las operaciones se desarrollan entre los 350 a 1200m bajo la superficie, donde la manifestación de esfuerzos del macizo son evidentes.

 Las familias de discontinuidades presentan hasta cinco sistemas, siendo las principales paralelos a la estructura mineralizada.

 Espaciado de discontinuidades: entre 0.05 a 0.25m.

 Resistencia: mayor 75MPa en caja y mayor de 65MPa en mineral.

 Para el control y su estabilización se emplea concreto lanzado reforzado con fibra metálica (Shotcrete estructural) más malla electro-soldada esto como elemento preventivo de sostenimiento y como sostenimiento definitivo a los pernos de compresión y fricción axial de 7 pies

VI.2 APRECIACIÓN Y TRABAJO EN EL ÁREA DE GEOLOGÍA

El área de geología es un área fundamental dentro de la operación minera, pues esta se encarga de entender el comportamiento de la mineralización (Rumbo, buzamiento, potencia) así como los agentes que la afectan (fallamientos).

La unidad Parcoy tiene una estructura geológica compleja, el cual requiere una gran habilidad interpretativa para poder guiar al área de operaciones por las zonas que son más económicamente viables de explotar.

Ley de corte: 8gr Au/ton VI.3 ACTIVIDADES REALIZADAS EN ESTA ÁREA:

1.- Control de Calidad

Se inicia el trabajo haciendo un recorrido hasta las labores donde se hayan producido carga por efecto de voladura de la guardia anterior. El objetivo es poder determinar de forma clara el valor de la carga asi como confirmar la validez de los resultados obtenidos de los muestreos, con ello se realiza un marcado de carga para determinar el punto específico de destino (tolva de mineral o de desmonte), para ello se categoriza el resultado en:

a. MINERAL: Es la carga que tiene leyes mayores a los 8 gr/ton y por ello es fundamental en la operación dado que dicha carga paga los gastos realizados en su extracción así como el margen de beneficio, se representa pintando la carga con la letra “M”.

Reconocimiento: Se reconoce por su alta cantidad de pirita masiva en su carga y su alto peso específico producto de la concentración del Au.

b. EVALUACION: Es la carga que tiene leyes mayores a 4 gr/tn pero menores a 8. Son consideras valiosas también aunque son secundarias respecto al mineral.

c. RELLENO DETRÍTICO: Es la carga que tiene leyes menores a 4gr/tn, es producto de la alteración de las cajas y no tienen valor económico para la mina. Su valor radica en su función de relleno, es decir esta carga hace que los costos de relleno sean muy bajos dado que es el mismo relave o esta carga la que se está utilizando. Su representación es con “RD”.

d. DESMONTE: Es la carga cuya ley es nula, se produce generalmente en la realización de accesos o cruceros (atravesar roca fresca), esta carga se utiliza para relleno detrítico. Su forma de representación es con “D”.

CLASIFICACION: LEYES gr/ton MINERAL [8 – mas]

EVA [4-8>

RD <0-4>

DESMONTE -

2.- Mapeo Geológico

El trabajo consiste en estar en el frente del tajo a trabajar y poder entender el comportamiento de la veta con el objetivo de poder marcar sus límites, predecir la dirección por donde va a continuar y así ser un guía para los maestros de la labor.

Modo de trabajo:

I. Lo primero que debe hacerse frente a la labor es determinar el limite encajonante, es decir, delimitar la roca alterada de la roca fresca (sin alteración). Esto se realiza para limitar la alteración y poder entender por dónde continuara.

II. Una vez establecido las rocas encajonates (piso y techo) se delimita la potencia de la veta pintando sus límites (líneas con terminales de flecha apuntando al interior de la veta).

III. Para poder llevar al plano lo observado en el frente, se utiliza la brújula Brunton.

 Utilizar los puntos topográficos establecidos por el área de planeamiento.

 Posicionarse en el centro del tajo y calcular la distancia y su azimut, del punto conocido al punto donde uno está parado (centro del tajo).

 Medir las distancias del punto centro a los hastiales.

 Representar lo obtenido en el mapa geológico que se tiene.

Una vez teniendo todos los datos en el mapa se puede observar una orientación del movimiento de la veta, y dando una proyección se puede determinar el curso con el que continuara.

Importancia de la actividad:

Esta actividad es fundamental en la operación porque es un guía confiable que sigue a la veta, si su operación fuese incorrecto ocasionaría a los maestros hacer una voladura

donde no se obtengan los resultados deseados, más al contrario implicaría un costo elevado por la utilización de los explosivos y sus accesorios así como un costo alto el de reorientación de tajo en sentido de la veta.

Observaciones:

Dentro del mapa que acaba de ser actualizado, se utilice la nomenclatura de colores para determinar el tipo de alteración así como su cantidad de pirita y material económico. Nomenclatura de colores: cuarzo pirita Clorita Cericita

La escala de los mapas dependerá del tipo de labor que se quiera representar puesto que algunos requieren mayor detalle que otros.

Para el caso de Galerías y Cruceros, la escala será de 1:250 Para By Pass y Rampas, la escala será de 1:500

“Para llevar a plano el trabajo, se debe utilizar los puntos topográficos marcados por el área de planeamiento, con ello tomamos distancias desde el punto conocido hacia el frente del tajo. Para operar correctamente el operador debe estar en el centro de la labor y debe contar con las herramientas adecuadas como Brujula y distanciometros. Las medidas son plasmadas en el plano y analizadas para proyectar su comportamiento.” VI.4 CONCLUSIONES DEL ÁREA

 La mina Parcoy se encuentra emplazadas en rocas Intrusivas ígneas de tipo granodiorita intensamente fracturadas y alteradas, con intrusiones localizadas de microdiorita y diques andesíticos menos competentes en menor proporción de observa tonalitas y dioritas en contacto indefinido.

 La comprensión de la geología del yacimiento nos permite definir su comportamiento y poder hacer un correcto seguimiento por las zonas de mayor valor económico.

 El trabajo de geología es una labor diaria y continua, no puede interrumpirse porque se perdería la proyección del comportamiento geológico.

 La geología aporta un importante factor para la toma de decisiones del modo de extracción del material económico, no considerarla nos arriesga a causar demasiada inestabilidad en el terreno causando realces o derrumbes.

VII. SERVICIOS AUXILIARES:

Es un área importante que ayuda de modo indirecto a la operación, puesto que esta área se encarga de preparar y tener las conexiones necesarias para poder realizar un correcto trabajo en la labor.

En esta área nos enfocaremos principalmente en las bombas utilizadas y el relleno de tajos, los cuales son muy importantes dado que no se podría hacer ningún tipo de perforación o sostenimiento sin un caudal necesario del agua, por otro lado el tema de relleno es importante porque permite el avance de la mina a un siguiente corte (rebatido) así como dar estabilidad al macizo rocoso.

VII.1 SISTEMA DE BOMBEO

La actividad minera para satisfacer las demandas de agua, muchas veces acude a utilizar el agua subterránea, pero debido al exceso, en algunas minas requiere de instalar drenajes para facilitar el minado, comúnmente esto es extraída por bombeo.

Por acción del bombeo y desagüe de minas, se producen variaciones de los niveles freáticos, lo cual facilita tener más eficiencia en el proceso de minado, tanto así que las bombas en minería se determinan como factores muy importantes, de modo que tenemos que hacer un estudio muy detallado de las mismas.

Las bombas son máquinas que crean el flujo en los medios líquidos (agua, lodos) es decir desplaza y aumenta la energía del líquido, por eso en el funcionamiento de la bomba, la energía mecánica (recibida por un motor) se transforma en energía potencial y cinética, y en un grado insignificante, en calorífica, del flujo líquido.

Función de las bombas:

Es impulsar al agua ya sea a niveles superiores como hacia la superficie, existen diferentes tipos de bombas como: De émbolo, De diafragma, Rotativas de placas, Rotativas de Engranajes, Rotativas Helicoidales, Centrífugas, Autocebantes, Axiales, De torbellino o Vortex, Bombas a Chorro para Líquidos.

Descripción del sistema de bombeo actual

Actualmente en consorcio minero horizonte se cuenta tres líneas de cámaras acumuladoras de agua o también llamadas pozas de bombeo cada línea ubicada en una rampa principal con pendiente negativa de 12%.

Bombas utilizadas actualmente.

Actualmente, para el bombeo de agua del frente, se vienen utilizando las bombas sumergibles tipo MAJOR dela marca grindex, las cuales bombean hasta las pozas principales.

Para evacuar el agua de las pozas principales se vienen utilizando las bombas del tipo MATADOR y tipo MAXI.

Tuberías de bombeo utilizados actualmente.

Actualmente se está usando las tuberías de polietileno, pero de diferentes diámetros como se muestra a continuación:

1. Bomba MAXI, tiene una línea de bombeo de 4” de diámetro. 2. Bomba MATADOR, tiene una línea de bombeo de 4” de diámetro. 3. Bomba MAJOR, tiene una línea de bombeo de 2” de diámetro. VII.1.1 SALA DE BOMBAS DEL CX196 - RAMPA 690

Recepciona el agua proveniente de las pozas de la rampa 690, la misma que cuenta con 3 pozas principales las cuales se encargan de recibir todas estas aguas y pasar de poza en poza para evitar la acumulación de los sedimentos.

La poza principal n° 03 es la última en recibir el agua la cual envía su agua a través de 2 tuberías de 12” por una pequeña chimenea ubicada debajo de la poza hasta las 2 pozas ubicadas en la sala de bombas las cuales cuentan con 6 válvulas de succión que cumplen la función de regular la presión del agua.

La sala de bombas manda el agua a través de 2 bombas estacionarias por una chimenea de 160 m. de altura hasta la cuneta del nivel 2430 las cual circula hasta la poza de sedimentación la cual flocula el agua y la manda hasta bocamina Balcon.

VII.1.2 ANÁLISIS DE POZA N°03 Bomba Matadora n° 49

Profundidad Ancho Largo 1.30 m. 4.50 m. 5.00 m Llenado 30 minutos Volumen de la poza: 1.30 x 4.50 x 5.00 = 29.35 m3 Q =29250 lt 30 min = 975 𝑙𝑡/𝑚𝑖𝑛 Q = 975 lt/min 60 = 16.25 𝑙𝑡/𝑠𝑒𝑔 1m3 _{= 1000 litros}

Q = 975 𝑙𝑡/ min 𝑥 60 = 58500 𝑙𝑡/ℎ𝑟

 La poza N° 03 se llena con el agua de la cuneta y esta es bombeada a través de una bomba matadora a la sala de bombas del CX 196 a una

distancia de 153 m. VII.2 REPORTE DE RELLENO - TAJO 1633

Zona: Candelaria

Tipo de Labor: Semi mecanizado

Contrata responsable: INCEMIN

Sección: 3 x 3 m2

Dimensiones: 25 m (1ra cámara) y 10m (2da cámara). # Trabajadores: 3 (1 maestro, 2 ayudantes).

VII.2.1 Herramientas utilizadas:

 Llave mixta ¾"

 Cuchilla

 Taladro roto percutor Hilti de 36V

 Broca para Hiltti de Ø ¼"

 Barretillas de 4, 6, 8, 10 y pies  Comba de 4 Lb  Flexómetro  Cuñas  Escalera  Lampa y pico VII.2.2 Materiales utilizados:

 Poliyute

 Tubería de PVC de 4 pulgadas de diámetro.

 Tablas de 2" x 8"x 2.40  Redondo de 6"  Estaca de madera  Tubería de polietileno de 4"  Clavos de 3" y 5"  Puntas de fierro  Amarras plásticas de 80 cm

VII.2.3 Procedimiento

1. Inspeccionar las condiciones de la labor donde se va a trabajar

1.1 Revisar el pasaporte de la labor, para este caso “no se encontró pasaporte de la labor” lo cual incurre en una falta grave. Los trabajadores responsables de la labor alegan que exigen el pasaporte pero no han obtenido respuesta.

1.2 Se observó a la manga de ventilación a una distancia de 15m del punto donde se pondrá el entablado, ofreciendo cantidad de aire necesaria a los trabajadores.

1.3 El punto a trabajar ya se encontraba con relleno detrítico (Aproximadamente un 80% de espacio)

1.4 Presencia de shocrete craquelado, especialmente en el lado derecho (Sur). 1.5 Presencia de una cavidad de longitud de 25m (inaccesible por su alto riesgo de aplastamiento) y una abertura en el lado derecho.

2. Colocación de las barreras de madera

Para ello se cabo una zanja de 0.3m por debajo del nivel a rellenar para evitar fugas cuando se coloque la malla de Poliyute.

3. Hermetizacion con Poliyute

Se extiende dicha tela en toda la extensión de la labor, para ello se utilizaban clavos de 5” para clavar en la madera y clavos de 3” para clavar en el shocrete (uso de

Taladro roto percutor).

Para el caso de la madera, se realizaban los clavados respecto a la siguiente malla.

Para el caso del Shocrete, los clavos son colocados a un promedio de 80 cm sobre el entablado con la finalidad de extender y terminar de hermetizar la labor.

Observaciones:

Para todos los casos, en cada punto se utilizó 2 clavos (Sea de 5” o 3”).

4. Acoplar las tuberías de PVC de Ø 4" y 3 m de longitud entre ellas

En total se acoplaron 6 tubos (18m), colocados desde el lado sur de la labor, posteriormente se prepararon orejas (tiras de poliyute amarradas en los pernos de la corona), en los cuales fueron colgados los tubos de PVC para mantenerlos en forma horizontal y evitar atascamientos.

En total se acoplaron 6 tubos (18m).

5. Acoplamiento del tubo PVC con el HDPE

Se acoplan estos tubos:

ØPVC: 4”

ØHDPE: 4” Exterior 3” Interior

6. Comunicación con planta

6.1. Se comunicó con el operador de la planta de relleno para verificar el estado de la línea de abasteciendo inicialmente agua, luego de dar conformidad planta envía agua en un promedio de 10 a 15 min, para asegurar que el punto de destino del relleno es el correcto y no se presentaran inconvenientes (proceso de prueba).

6.2. Se inicia el proceso de suministro de pulpa y su duración depende de las dimensiones de la labor.

7. Terminado el relleno

Se recupera la manguera flexible Ø 3", las tuberías de PVC Ø 4"(si se pudiera), residuos Poliyute y madera.

8. Cuantificación de materiales utilizados

Cantidad Unidad

Poste de 8" x 3m 1 Und

Tablas de 3 m 15 Und

Tela de Poliyute (ancho 2m) 45 m

Clavos de 3" 1 bolsa Clavos de 5" 1 bolsa Marchavante 2 Und Cantoneras 6 Und Tubos PVC 6 Und 9. Recogido de finos

Se construyó una poza en el lado sur del tajo, para empozar el relleno y evitar que la pulpa se deslice por el crucero.

Nota: Se tuvo que realizar 2 pozas, la primera para la parte del dique ubicado en la zona sur de la labor y la segunda para el frente principal.

Material Cantidad Unidad

Tablas de 3 m 6 Und

Marchavante 1 Und

Redondo de 7" x 2.40 m 1 Und Bolsa de clavos de 5" 1 Bolsa Bolsa de clavos de 3" 1 Bolsa

10. Calculo de tiempo de relleno

Volumen teórico: Se considera una altura de 3m A=25x3 +3x3 + 10.2x2.8

A=112.56 m2

Vol. a rellenar =112.56x3= 337.68 m3

Volumen de R. Detrítico: (80% VOL) = 0.8x337.68 = 270.14 m3 Vol. de R. Hidráulico: (20% VOL) = 0.2x337.68 = 67.54 m3

11. Calculo de tiempo de relleno: Datos de planta:

Bomba utilizada: FELUWA Caudal: Q=18m3/hr Se sabe: 𝑸 =𝑽𝒐𝒍 𝒕 => 𝒕 = 𝑽𝒐𝒍 𝑸 𝒕 = 𝟔𝟕. 𝟓𝟒𝒎𝟑 𝟏𝟖𝒎𝟑/𝒉𝒓= 𝟑. 𝟕𝟓𝒉𝒓 ≈ 𝟒 𝒉𝒓

Como el proceso no es del todo exacto, se le adiciona al tiempo efectivo un 20% 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑑𝑒 𝑟𝑒𝑙𝑙𝑒𝑛𝑜 = 120% 𝑥 4ℎ𝑟 = 4.5 ≈ 5ℎ𝑟

12. Resultados reales del trabajo

El dia 25/02 se terminó de realizar la preparación para el rellenado de la labor, pero en planta no se contó con stock suficiente de relave, por ello el proceso de relleno tomo 2 guardias en finalizarlo (Guardia noche 25/02 y Guardia día 26/02).

Día 25/02

Hora de inicio 4:25 PM Tiempo de demora

envió de Agua 4:25 4:30 0:05

Lavado de tubería 6:00 6:15 0:15

Hora fin 6:15 PM

Tiempo total 1 hr 50 min Tiempo Carga 1hr 30 min

Día 26/02

Hora de inicio 8:55 AM Tiempo de demora

Envió de Agua 8:55 9:00 0:05

envió de pulpa 9:00 13:45 4:45

Lavado de tubería 13:45 14:00 0:15

Hora fin 14:00 PM

Tiempo total 6 hr 55 min Tiempo Carga 6 hr 15 min

12.1 Cuadro resumen:

Suma de las 2 guardias

Tiempo total 6 hr 55 min

Tiempo Carga 6 hr 15 min

12.2 Comparativo:

Tiempo

teórico Tiempo real Diferencia Variación Solo carga (Flujo de Pulpa) 5 hr 6 hr 15 min 1 hr 15 min 20% Tiempo total 5 hr 20 min 6 hr 55 min 1hr 35 min 23%

13. Riesgos potenciales:

1.1. Aplastamiento por desprendimiento de rocas o shotcrete. 1.2. Caídas de personas a diferente nivel.

1.4. Daños a la salud por inhalación de partículas suspendidas. 1.5. Ceguera por impacto de partículas/pulpa a los ojos. 1.6. Atropello por equipos en movimiento.

1.7. Seccionamiento.

VII.2.4 CONCLUSIONES:

 Para mantener un buen sistema de bombeo de la poza N° 03 de la rampa 690 a la sala de bombas se tiene que estar en constante mantenimiento, ya que por ser una poza pequeña se acumula de arenilla y lama que baja por la cuneta.

 En la poza N° 04 sus bombas deben estar constantemente monitoreadas para que no haya inconvenientes (inundaciones) debido a que es la principal poza receptora del agua de la rampa 690.

 Las condiciones de relleno por lo general no son buenas (presencia de shocrete craquelado generalmente), lo cual hace riesgosa la operación, por ello todo personal debe ser capacitado para trabajar sin exponer su vida.

VII.2.5 RECOMENDACIONES

 Para evitar pérdidas de presión por fricción en las tuberías se debe usar bridad o acoples y evitar los empalmes con niples hechizos de fierro.

 Antes de enviar a los trabajadores a su labor se debe tener un estricto control de los materiales que van a utilizar, puesto que si ello no se da se presentaran paros en el proceso de preparación (demoras por espera de materiales), lo cual disminuye el rendimiento operacional puesto que podría avanzarse otras labores.

 Es recomendable que el maestro de la labor, no exponga a sus ayudantes a trabajos de alto riesgo sino más bien delegar labores que puedan facilitar su trabajo, mientras ellos adquieren la habilidad necesaria.

 Es importante antes de realizar la operación de relleno, revisar y exigir el pasaporte de la labor para conocer la situación del punto donde se va a trabajar. Es de alto riesgo asumir la labor sin saber a qué condiciones se enfrenta.

VIII. ÁREA DE VENTILACIÓN

La empresa Consorcio Minero Horizonte, sabe lo importante que es brindar a sus trabajadores las condiciones necesarias para que puedan realizar un trabajo eficiente, sin embargo hay muchas variables que hacen que el circuito de ventilación dentro de la unidad sea compleja.

Por medio de las siguientes líneas se detallara el sistema de trabajo de CMH respecto a la ventilación así como un análisis de resultados obtenidos y recomendaciones obtenidas de la experiencia en el trabajo.

Obligación de la empresa según reglamento

Objetivo del estudio de la ventilación en la unidad

 Permitir la manutención del oxígeno necesario para la vida de los trabajadores en cantidad y calidad.

 Suprimir los gases tóxicos producidos en las tronaduras con explosivos.

 Evitar la formación de mezclas explosivas gas-aire.

 Eliminar concentración nociva de polvo en suspensión.

 Reducir la temperatura en zonas muy calurosas.

 Proporcionar el aire suficiente para el trabajo seguro de equipos diésel dentro de la mina.

El aire

Es una mezcla de gases con propiedades como ser incoloro, inodoro, sin sabor. Su importancia radica en sustentar las combustiones y la vida, dependiendo de su caudal podemos elevar o disminuir el rendimiento del equipo así como también dependiendo de su calidad y calidad los trabajadores podrán cumplir sus tareas de forma efectiva por tener las condiciones necesarias.

El titular minero dotará de aire limpio a las labores de trabajo de acuerdo a las necesidades del trabajador, de los equipos y para evacuar los gases, humos y polvo suspendido que pudieran afectar la salud del trabajador. Todo sistema de ventilación en la actividad minera, en cuanto se refiere a la calidad del aire, deberá mantenerse dentro de los límites de

exposición ocupacional para agentes químicos de acuerdo al ANEXO Nº4 establecido en el DS Nº055-EM.

COMPOSICION DEL AIRE SECO

GAS % en volumen % en peso

Nitrógeno - N2 78,09 75,53

Oxígeno - O2 20,95 23,14

Anh. Carbónico - CO2 0,03 0,046

Argón y otros 0,93 1,284

Debe tenerse presente que el aire seco no existe en atmósferas normales. El aire normal es aire húmedo, con contenidos de vapor de agua que varían de 0,1 a 3% en volumen. (En las minas generalmente excede el 1%).

Oxigeno

Es el gas presente en el aire que sustenta la vida y la combustión. El hombre respira mejor y trabaja más fácilmente cuando el aire contiene alrededor de 21% de oxígeno, que es la cantidad normal que contiene la atmósfera al nivel del mar. Puede vivir y trabajar donde haya menos oxígeno.

En la siguiente tabla se ha colocado los efectos que la disminución del oxígeno en el ambiente produce en los individuos, debemos considerar que todos estos antecedentes relacionan los porcentajes del oxígeno con la altura desde el nivel del mar, tomando en cuenta situaciones normales.

EFECTOS DE LA DEFICIENCIA DE OXIGENO. Contenido de

Oxígeno

Efectos

17 % Respiración rápida y profunda. Equivale a 2.500 m.s.n.m. 15 % Vértigo, vahído, zumbido en oídos, aceleración latidos. 13 % Pérdida de conocimiento en exposición prolongada.

9 % Desmayo e inconsciencia.

7 % Peligro de muerte. Equivale a 8.800 m.s.n.m.

6 % Movimientos convulsivos, muerte.

Flujo de aire

Referido a la cantidad y calidad del aire que se necesita para ventilar un determinado lugar en trabajo en mina.

 Para que el aire fluya a través de la mina, es necesario que exista una diferencia de presión entre la entrada y la salida.

 Para la circulación del aire, es necesario que la energía que dispone la corriente de aire, deberá ser mayor que la energía requerida para vencer la resistencia del conjunto de labores que constituye la mina y que definen los circuitos de ventilación.

Estudio de presión

Es la medición de las pérdidas de energía, poder, densidad del aire, cantidades de aire y dimensiones de los conductos de ventilación a través de una mina o porción de esta.

Al determinar la presión de una mina, nos permite evaluar las condiciones actuales de la mina, cuya información es esencial para la planificación a futuro de la mina.

Objetivos del estudio de presión:

 Localizar áreas en las cuales la caída de presión es anormalmente elevada.

 Determinar las cantidades para la resistencia en los distintos conductos.

 Determinar las cantidades para la resistencia en los distintos conductos de ventilación.

 Obtener información necesaria para las necesidades de planificación a futuro (es decir tipo y tamaño de los conductos de ventilación, funcionamiento de los ventiladores.)

 Indicar el poder total en las diferentes partes de la mina.

 Determinar si el poder suministrado de aire se está utilizando correctamente.

Aire de minas

Es el aire que participa en el circuito de ventilación en interior mina, y por ello este aire sufre cambios en su composición anteriormente presentada.

Se considera que el aire de mina se compone de: aire atmosférico, gases activos (gases explosivos o nocivos que se forman en el interior de la mina) y aire muerto (mezcla de anhídrido carbónico 5 al 15% y nitrógeno 95 a 85%). Revisar el Anexo Nº1 – Limites de exposición ocupacional a agentes químicos.

Si no existe una diferencia de presiones no existe una cantidad de flujo Mientras mayor sea la Presión mayor será el Caudal

Polvo de minas

El polvo de minas es un conjunto de partículas que se encuentran en el aire, paredes, techos y piso de las labores mineras. Cuando el polvo se encuentra en el aire, forma un sistema disperso llamado "aerosol", puede permanecer en él un largo tiempo, dependiendo esto de varios factores, a saber: finura del polvo, de su forma, peso específico, velocidad del movimiento del aire, de su humedad y temperatura.

Polvos neumoconiógeno.

El polvo no tóxico contenido en el aire en cantidades importantes, irrita las v¡as respiratorias y los ojos, ataca a los pulmones y desorganiza las funciones del organismo humano en conjunto, provocando la enfermedad conocida con el nombre de "neumoconiosis". Según la clase de polvo se dividen en:

 Silicosis (tisis de minero), por s¡lice libre.

 Silico-tuberculosis (complicación de TBC por s¡lice).

 Asbestosis, por asbesto.

 Silicatosis, por otros silicatos.

 Siderosis, por fierro o sus minerales.

 Antracosis, por carbón, incluyendo bituminosos y antracita. VIII.1 CLASIFICACIÓN DE LOS GASES DE MINA

IRRITANTES, ASFIXIANTES: Monóxido de Carbono CO Hidrógeno Sulfurado H2S Humos Nitrosos NO2 Anhídrido Sulfuroso SO2

SOFOCANTES Nitrógeno N

Anhídrido Carbónico CO2 Acetileno HC

Metano CH4

EXPLOSIVOS INFLAMABLES Metano CH4

Monóxido de Carbono CO Hidrógeno Sulfurado H2S Acetileno HC

VIII.2 REQUERIMIENTO DE AIRE

Según el Decreto Supremo 055-2010-EM, en el Capítulo IV, articulo 236, inciso d. Da a conocer cuánto de aire se necesita por hombre a otras altitudes:

 De 0 a 1500 msnm el aire necesario será de 3 m3_/min

 De 1500 a 3000 msnm, aumentara en 40% que será igual a 4 m3_/min.

 De 3000 a 4000 msnm, aumentara en 70% que será igual a 5 m3_/min.

 Sobre los 4000 msnm aumentara en 100% que será igual a 6 m3_/min.

Respecto a lo anterior, de acuerdo a la altitud de la unidad se utilizaran los siguientes valores para los cálculos posteriores a realizar.

Requerimiento por persona: 4m3/min – hombre Requerimiento por HP del

equipo:

3m3/min–hp

Dilución de gases

Es el caudal necesario para mantener una labor ventilada y eliminar las emisiones de gas producidas por la voladura, esta considera los niveles en producción.

𝑸 = 𝑽 𝒙 𝑨 𝒙 𝒏 V: Velocidad de aire mínima según RSSO

A: Área Transversal de la galería o chimenea o de ingreso al tajeo

VIII.4 VENTILADORES

Son los equipos utilizados para mejorar el circuito de ventilación en la mina, su utilización se da a partir que el aire natural no puede cubrir el requerimiento necesario para poder trabajar. Estos equipos deben cumplir con lo establecido por el DS-055-EM como:

Tipos de ventiladores Se clasifican en:

Según su tipo: Según su función: Sistema de ventilación: 1. Radiales o Centrífugos 2. Axiales 1. Ventiladores principales o de superficie 2. Ventiladores secundarios 3. Ventiladores auxiliares 1. Sistema Impelente 2. Sistema Aspirante 3. Sistema Mixto

“Para la unidad de Consorcio minero horizonte, se trabaja con ventiladores de tipo axiales, las cuales cumplen funciones específicas siendo principales secundarias o auxiliares operando en sus frentes con un sistema impelente”

En ningún caso la velocidad del aire será menor de veinte (20) metros por minuto ni superior a doscientos cincuenta (250) metros por minuto en las labores de explotación, incluido el desarrollo,

preparación y en todo lugar donde haya personal trabajando.

En labores que posean sólo una vía de acceso y que tengan un avance de más de sesenta (60) metros, es obligatorio el empleo de ventiladores auxiliares. En longitudes de avance menores a sesenta (60)

metros se empleará también ventiladores auxiliares sólo cuando las condiciones ambientales así lo exijan. Se prohíbe el empleo de sopladores para este objeto.

Explicación de requerimiento de ventiladores axiales y no centrífugos: La elección se debe principalmente a 2 parámetros:

 El alto costo de los ventiladores centrífugos.

 La baja capacidad de caudal de aire que puede proporcionar el centrífugo, siendo mucho menor a la capacidad de un ventilador axial.

Condiciones para instalar un ventilador:

 Ser instaladas en casetas incombustibles y protegidas contra derrumbes, golpes, explotación y agentes extraños.

 Tener por lo menos dos (2) fuentes independientes de energía eléctrica que, en lo posible, deberán llegar por vías diferentes.

 Estar provistos de dispositivos automáticos de alarma para el caso de disminución de velocidad o paradas.

 Contar con otras precauciones aconsejables según las condiciones locales para protegerlas

VIII.4 Propiedades físicas del aire

Estas propiedades son tan básicas como fundamentales para realizar los cálculos que serán posteriormente detallados.

Presión atmosférica:

La presión de un gas se expresa en atmósferas absolutas o atmósferas técnicas.

Por una atmósfera absoluta se entiende la presión po = 1,0333 Kg/cm2 de una columna

de 760 mm. De mercurio a 0ºC y al nivel del mar. Con el cambio de la altura sobre el nivel del mar y de la temperatura, la presión "p" cambia según la relación siguiente:

𝑳𝒐𝒈(𝑷) = 𝟏. 𝟒𝟕𝟔 − ( 𝒉 𝟏𝟐𝟐. 𝟒 ∗ 𝑻) P: Pulg Hg

h: Altitud (pies) T: Temperatura (o_R)

Densidad del aire: es la cantidad de masa de aire contenida en una unidad de volumen 𝑫 =𝟏. 𝟑𝟐𝟕 ∗ 𝑷

𝑻

D: Densidad (Lb/pie3₎

T: Temperatura (o_R)

Ley general de los gases:

𝑷. 𝑽 = 𝑹𝑻𝒏

"Ecuación general de estado de los gases perfecto".

p*v = R* T o sea

p1 * v1/T1 = p2 * v2/T2 = R = cte.

Donde "R" es una constante que depende únicamente de la clase de gas de que se trate y es llamada "constante de los gases".

R = 29,27 para el aire seco R = 47,1 para el vapor de agua.

Humedad del aire.

El aire siempre tiene cierta cantidad de agua formando una mezcla, según la ley de Dalton la presión de la mezcla ser:

p

= p

+ p

pa = presión parcial del aire seco;

pv = presión parcial del vapor de agua.

Según la forma como se calcula la cantidad de vapor de agua que contenga el aire tenemos dos tipos de humedad:

a. Humedad absoluta, es el contenido de vapor de agua, en gramos, en un metro cúbico de aire. Mientras más elevada sea la temperatura del aire, mayor cantidad de vapor de agua puede contener, llegando a un punto donde, con esa temperatura, se tenga el máximo de vapor de agua, en este punto el aire se encuentra saturado, y la presión parcial del vapor de agua es la máxima.

b. Humedad relativa, es la relación del contenido de vapor de agua (gr/m3_{) con}

el máximo posible que pueda contener a una temperatura dada.

Se define a la humedad relativa como el cociente entre la presión parcial del vapor de agua y la presión de saturación, a igual temperatura:



= (p

/

p

) * 100 %

El teorema de este destacado científico estableció el principio de conservación de la energía, expresando que la altura de carga total de un fluido que circula por cualquier sistema se mantendrá constante si no hay pérdida por rozamiento, compresión, incorporación o pérdida de fluido.

La altura de carga total es igual a la suma de las alturas de carga estática (altura de presión), cinética (altura de velocidad) y de elevación (altura geodésica):

ht = hs + hv + hz

Reemplazando las alturas de carga en función de las presiones en un lugar del movimiento del fluido, el cual identificaremos como "1", tendremos:

pt = ps1 + pv1 + pz1

Considerando el movimiento del fluido dentro de un ducto donde hemos definido el punto "1" y determinamos otro punto "2", sin tener agregado ni pérdida de fluido en ese trayecto, Bernoulli dice:

Donde:

ps1 y ps2 = presiones estática en punto 1 y 2;

V1 y V2 = velocidad del fluido en punto 1 y 2;

 = densidad del aire;

G = aceleración de gravedad;

Z1 y Z2 = altura geodésica de los puntos 1 y 2.

ps1 + V1 2 + Z1 = ps2 + V2 2 + Z2  2g  2g

VIII.6 RESISTENCIA AL MOVIMIENTO DEL AIRE

Resistencia de los conductos de ventilación (perdidas de Energía en conductos de aire) De la ecuación de Atkinson: H = R Q2

Caída de presión:

𝑯 =𝑲𝑷𝑳𝑸

𝟐

𝑨𝟑

La resistencia de un conducto de ventilación (R) está afectada principalmente por:

 La rugosidad del conducto (K)

 Sus características geométricas (S/A3₎

 La densidad del aire que fluye a través de el () Resultando: 𝑹 = 𝑲 ∗ 𝑺 𝑨𝟑∗  𝟏. 𝟐 Donde: R: Resistencia (Ns2_/m8_{) o (Kg/m}7₎ K: Coeficiente de fricción S: Superficie del conducto = P*L A: Área o sección del conducto

: Densidad del aire

VIII.14.1 Perdida de energía por Fricción (Hf)

𝑯𝒇 =𝑲 ∗ 𝑷 ∗ 𝑳 ∗ 𝑸

𝟐

𝟓. 𝟐𝑨𝟑

Hf: Perdida de energía o caída de presión por fricción (pulg. H2O) K: Factor de fricción (Lb. min2_/pie4₎

P: Perímetro del conducto (pies) L: Longitud del conducto (pies)

A: Sección transversal del conducto (pies2₎

Q: Flujo de aire (pies3_/min)

Se producen por los cambios en la dirección de los flujos de aire o cambios en la sección transversal de los conductos. Pueden presentarse en:

 La entrada de un conducto de ventilación  Obstrucción del conducto

 Ángulos en el conducto

 Aumentos súbitos del tamaño del conducto  Reducciones súbitas del tamaño del conducto  La salida de un conducto

Para hacer simplificaciones se utiliza el método de longitudes equivalentes.

𝑯𝒙 =𝑲 ∗ 𝑷 ∗ 𝑳𝒆 𝟓. 𝟐𝑨𝟑 ∗ 𝑸

𝟐

Pérdidas de Energía en Total (H)

𝑯 = 𝑯𝒇 + 𝑯𝒙

𝑯𝒙 =𝑲 ∗ 𝑷 ∗ (𝑳 + 𝑳𝒆) 𝟓. 𝟐𝑨𝟑 ∗ 𝑸

𝟐

VIII.7 CIRCUITO DE VENTILACIÓN

Una vista macro de todas las labores conectadas es lo que nos permite ver el circuito, donde están integrados todos los puntos donde hay equipos y personal laborando, este debe tener el caudal de aire suficiente. Es un hecho que se encontraran retos, labores con caudal de aire suficiente pero baja presión y otros con presión necesaria pero no con el caudal requerido.

Para poder resolver estos inconvenientes y mejorar el circuito, hay 2 tipos de circuitos utilizados:

Circuito en serie:

Propiedades:

1. La resistencia total es igual a la suma de las pérdidas o resistencias de cada una de las galerías por donde viaja el flujo.

2. De acuerdo a la ecuación

𝑯 = 𝑹𝑸𝟐= 𝑹𝟏𝑸𝟐+ 𝑹𝟐𝑸𝟐+ ⋯ + 𝑹𝒏𝑸𝟐

= 𝑸𝟐∗ (𝑹𝟏+ 𝑹𝟐+ ⋯ + 𝑹𝒏)

3. En circuitos en serie los requerimientos de fuerza o energía eléctrica son altos, para un determinado volumen, porque los HP para trasladar el peso del aire son acumulativos.

Circuito en paralelo:

Propiedad:

1. El volumen total que fluye es la suma de volúmenes en cada ramal. 2. La pérdida de resistencia es la misma a través de cualquier ramal o

galería

𝑯 = 𝑯_𝟏 = 𝑯_𝟏=𝑯_𝟐=𝑯_𝒏 3. Con relación a las resistencias se tiene:

𝟏 √𝑹 = 𝟏 √𝑹𝟏 + 𝟏 √𝑹𝟐 + ⋯ + 𝟏 √𝑹𝒏

4. El costo de la fuerza eléctrica en HP se reduce fuertemente para una determinada cantidad de aire cuando se establece circuitos en paralelo.

5. Cada tajo debe ser un ramal de un circuito en paralelo para lograr frescura y aire no tan contaminado pero de modo controlado, en la cantidad que requiere este a la velocidad mínima de transporte. Objetivo: Aumentar el caudal conservando la misma presión de aire

VIII.8 APLICACIÓN DE LA TEORÍA

1. Se superviso el TJ 2382, con el fin de determinar el caudal necesario para una correcta operación.

Zonificación de la labor

Zona: Rosa Orquídea Labor: TJ2382 Sección: 4.2x4.5 m2 Long: 45 m

# Ventilador: VE. 1

Longitud de la manga: 430m

Distancia manga al frente: 18m

Nivel: 2330 Datos de labor Requerimiento Caudal (m3/min) # Trabajadores: 4 (1 Maestro, 1 ayudante, 2 operadores) 4m3/min-hombre 16 Equipos: Scoop frontenero 122 Hp 3 m3/min-hp 366

Total: 382

𝑻𝒐𝒕𝒂𝒍: 𝟑𝟖𝟐 𝒎𝟑

𝒎𝒊𝒏≈ 𝟏𝟒 𝟎𝟎𝟎𝑪𝑭𝑴 Resultados de la utilización del anemómetro:

Se realizó con el método de los 9 puntos en la zona de rebote del aire obteniendo:

Iz. Centro Derecha

0.6 0.6 1

0.53 0.5 1

0.43 1.2 0.8

Vel. Prom. =0.74 m/s

𝑸 = 𝟏𝟕. 𝟗𝟔𝒎𝟐 ∗ 𝟎. 𝟕𝟒𝒎/𝒔 ∗ 𝟐𝟏𝟏𝟗 ≈ 𝟐𝟖𝟏𝟓𝟎𝑪𝑭𝑴

Lo cual hace que los trabajadores puedan realizar una correcta función porque el ventilador está a una distancia no muy lejana y su capacidad es mayor a lo que se requiere en un momento crítico de la operación.