AIRE

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

2. límites presentados en el Cuadro 1 (Hartman, 1997).
Los estándares nacionales adoptados deben ser usados
mas como guías que como una demarcación fija entre
concentraciones seguras e inseguras. Existen dos
razones importantes para esto: (1) La respuesta propia
a cada substancia cambia de un individuo a otro y, (2)
los valores limites, e índices de exposición biológica
están sujetos a revisiones que varían con el tiempo a
medida que nuevas evidencias son generadas. Para
asegurar el correcto funcionamiento de acuerdo a los
requerimientos necesarios, los ingenieros de
ventilación, deben familiarizarse con las propiedades
de los gases existentes en la mina, la forma en que
estos son generados, y los métodos de control. Una
practica común es la de establecer un factor de
seguridad al estimar los requerimientos de aire.
c) Cuando una vía de aire es utilizada para el transporte
del personal, la velocidad del aire se transforma en
otro factor limitante. Para dimensionar vías de trafico,
una buena practica es utilizar las siguientes
velocidades de aire:
Vía de transporte Velocidad, m/s
Galería de inyección 5 a 7
Pozo de inyección < 10
Galería de correas 1.5 a 3
Estaciones de carga 0.75 a 2.
A velocidades mayores que 4 m/s, partículas de polvo
en reposo son levantadas y entran a la corriente de
aire. El problema es mayor si el aire es húmedo y
circulado a una alta velocidad. El factor de
enfriamiento del aire disminuye rápidamente con la
velocidad bajando su temperatura hasta el punto de
congelación, representando así un riesgo más de
seguridad que de salud ocupacional.
d) En minas profundas con una gradiente geotermal
pronunciada, el calor y la humedad pueden crear
condiciones adversas y afectar el rendimiento de los
trabajadores negativamente. La temperatura de bulbo
húmedo de un psicrómetro es un buen indicador del
stress del calor. Una buena practica es mantener esta
temperatura igual o menor a 27 °C. Si la temperatura
húmeda es mayor que esta, entonces el sistema de
ventilación no es suficiente para crear condiciones
seguras de trabajo, debe ser mejorado aumentando el
caudal del aire fresco o implementando un sistema de
refrigeración.
2 Descripción del Método de Explotación
El método utilizado es el de caserones abiertos con relleno
u “Open Stoping with Fill”. Este método se utiliza
generalmente en mineralizaciones tabulares y con
inclinaciones sub-verticales. El relleno, una mezcla de
grava, cemento, agua y aditivos, es utilizado para llenar el
caserón, servir de pilares temporales, y sostener los
bloques adyacentes que serán minados posteriormente.
Cuadro 1. Valores Limites (TLV) para gases en minas
Sustancia
TLV – TWA
ppm
TLV – STEL
ppm
Monóxido de
Carbono, CO
50 400 – 15min
Dióxido de
Carbono, CO2
5000 15,000 – 15min
Sulfuro de
Hidrógeno, H2S
10 20 – 5min
Dióxido de
Nitrógeno, NO2
2 15 -5min
Dióxido de
Sulfuro, SO2
5 20 – 5min
TLV-TWA: Concentración del contaminante para un
turno de 8 horas. TLV-STEL: Concentración
permisible para un periodo menor a 15 minutos.
El método permite explotar el área mineralizada en
caserones alineados a lo largo de la veta o cuerpo
mineralizado, recuperando los caserones primarios (en
etapa de perforación, voladura y acarreo), y preparar
simultáneamente los caserones secundarios intermedios (en
etapa de desarrollo) que serán explotados una vez que los
caserones primarios han sido extraídos y rellenados.
Los caserones primarios son explotados inicialmente,
para luego ser rellenados y continuar con la extracción de
los caserones secundarios en forma descendente. El cuerpo
mineralizado definido por el contorno geológico difiere de
la cantidad estimada en la fase de planificación y esta de la
fase de extracción. La diferencia representa la dilución por
el ingreso de la roca estéril, aumentando el tonelaje y
reduciendo la ley. La Figura 1 muestra los cambios de
tonelaje y ley con las fases de dilución.
2.1 Requerimientos y Características del método de
caserones abiertos
 Tamaño: El ancho mínimo de la mineralización
varia de 3 m a 6 m, y en casos especiales puede
bajar a 1.5 m.
 Forma: La forma del depósito es generalmente
tabular y de forma regular entre los niveles.
 Inclinación: La inclinación del cuerpo
mineralizado debe ser mayor que el ángulo de
reposo del material, preferentemente vertical a sub-
vertical para aprovechar la gravedad en la
extracción del mineral. Cuerpos sub-horizontales
generalmente presentan problemas de inestabilidad
y caídas de roca de la pared colgante. Además,
estas caídas contribuyen a la dilución del mineral
extraído.
 Geotecnia: El método requiere de un cuerpo
mineralizado de competencia moderada a alta, con
contactos competentes entre el cuerpo
mineralizado y la roca encajonante.
 Largo del caserón: La longitud de los caserones
varía de un depósito a otro. Los colapsos de roca y
584

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

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

5. Cuadro 2. Resistencias para Diferentes Tipos de Ramales
por cada 1000 m de longitud
Descripción del
Ramal
Sección
m
Factor K
kg/m3
Resistencia
Ns2
/m8
Rampa
(W x H)
6 x 5 0.0122 0.00970
Galería
(W x H)
5 x 5 0.0123 0.01574
Pique (D) 3 0.0051 0.13669
Pozo (D) 5 0.0050 0.01048
Chimenea (D) 3 0.0052 0.013921
Muro de
concreto
10.
Contra-puertas 3 x 4 5
W = ancho; H = alto; D = diámetro
4.2 Requerimientos de Aire
En minas mecanizadas donde se utilizan equipos diesel, el
caudal de aire requerido es determinado multiplicando los
kW utilizados por los motores y un caudal mínimo por kW
de potencia (factor de caudal). En la industria, este factor
varia entre 0.05 y 0.10 m3
/s por kW del motor a diesel
(Duckworth, 2004) y depende mucho de la calidad del aire,
el tipo de diesel, y el programa de mantenimiento del
vehículo. Un factor de 0.079 m3
/s/kW es usado en este
estudio. El cuadro 3 muestra un resumen de los equipos a
diesel utilizados en este proyecto.
Cuadro 3. Resumen del Numero y Tamaño de Equipos a
Diesel Utilizado en la Mina
Equipo
minero
Tipo de maquina y
especificaciones
Potencia
kW
Cargador
(LHD) R 2900 Elph (producción) 268
" TORO 500 D (producción) 242
“ R 1700 Elph (producción) 231
“ R 1600 Elph (desarrollo) 210
Camión 40 ton 264
“ CAT 69 D 362
“ CAT 73 B 485
“ CAT AD 55 495
“ TORO 60 D 567
“ TORO 50 D 354
Charge-up Normet 1814 B 112
Camión
General CAT 950 F IT (uso general) 164
Camión de
diesel 125
Compresor Sullair 328
Jumbo Minimatic 250 D 85
Grader 134
En la práctica, los requerimientos de aire son
calculados en base al tamaño (kW del motor) de los
equipos a diesel, la utilización de estos y un factor de
caudal. Muchas veces, estos caudales son ajustados por las
condiciones locales de cada mina, incluyendo las fugas de
aire. Para diseños preliminares, se recomienda utilizar un
factor de caudal entre 0.06 a 0.08 m3
/s/kW del motor.
El cuadro 4 muestra un resumen de los equipos a diesel
requeridos para las diferentes actividades, porcentaje de
utilización de las maquinas y el caudal total del aire
requerido. Este cuadro muestra también los caudales
requeridos para el personal de la mina y tres talleres
subterráneos. De acuerdo a este cuadro, para alcanzar una
producción de 2000 tpd, la mina requerirá de un caudal de
317 m3
/s de aire. Esta cantidad es estrictamente caudal
requerido para ventilar los diferentes frentes de trabajo. No
incluye las perdidas de aire a través de muros y puertas
utilizadas para aislar las labores antiguas. En minas
metálicas, como un promedio, estas perdidas representan
aproximadamente el 20 % del caudal total requerido.
Incluyendo estas perdidas, el caudal total del sistema
(extraído por el ventilador primario) será de 380 m3
/s.
Cuadro 4. Calculo inicial de los requerimientos de aire
Equipo No. de
equipos
kW/u Utiliza-
ción %
Caudal
m3
/s
Camión de
50 ton
5 485 60.0 115
Palas
(desarrollo)
2 243 50.0 19
Palas
(producción)
2 254 50.0 20
Jumbo DHD 1 120 80.0 8
Jumbo
(drill)
3 100 80.0 18
Camión
Auxiliar
2 100 50.0 8
Equipos de
Reparación
5 100 50.0 20
Equipos
Livianos
9 100 30.0 21
Talleres
Deposito Explosivos
Deposito Diesel
Estación de Recarga
Aire para personal (0.1 m3
/s / persona)
30
13
15
10
20
Sub-total
Perdidas
317
63
Total 380
4.3 Selección del Ventilador Primario
El ventilador principal del sistema fue seleccionado
utilizando el programa Ventsim Visual. Este es un
programa basado en un modelo grafico o red de ventilación
587

6. y utilizado para determinar la distribución balaceada de
caudales y presiones de aire en la mina. El modelo grafico
(Figura 5) es una colección de nudos y ramales usados para
emular los diferentes conductos de aire en la mina
incluyendo las entradas principales, labores intermedias y
salidas de aire. En este modelo, cada ramal o pasaje de aire
es representado por dos nudos (entrada y salida) y una
resistencia fija, calculada usando la ecuación de Atkinson y
las dimensiones físicas de cada pasaje incluyendo su
diámetro, longitud y tipo de revestimiento (rugosidad de la
superficie interna). Además de una resistencia, un frente
activo requiere de otro parámetro de identificación, el
caudal requerido. Este es el volumen de aire limpio que
deber ser circulado por el frente para remover o diluir los
contaminantes generados. La distribución balaceada de aire
en la mina es alcanzada reiterando las leyes de Kirchhoff
para diferentes requerimientos de aire y diferentes
presiones del ventilador. Un modelo económico es
alcanzado seleccionando un ventilador cuyo punto de
operación, además de satisfacer los requerimientos del
caudal de aire, minimiza el consumo total de energía
eléctrica.
Durante la simulación, el objetivo fue alcanzado
ejecutando el programa para diferentes presiones del
ventilador y evaluando las resistencias de los reguladores
en los ramales de caudal fijo. Dependiendo de la presión
del ventilador, esta resistencia puede ser positiva o
negativa. Una resistencia positiva indica que la presión del
ventilador es muy alta y que el caudal requerido en un
frente puede ser alcanzado solamente instalando un
regulador. Una resistencia negativa indica que el ventilador
primario no genera la presión necesaria para ventilar los
frentes de trabajo con los caudales requeridos. Dicho
caudal puede ser alcanzado solo con la ayuda de
ventiladores secundarios. El proceso de simulación fue
repetido para varias presiones del ventilador y los
resultados analizados sistemáticamente hasta obtener una
presión optima que minimice las resistencias de los
reguladores. Para satisfacer los requerimientos del Cuadro
4, el ventilador deber extraer 372 m3
/s de aire a una presión
de total de 3.5 kW. Estos datos luego fueron utilizados
para seleccionar el ventilador. En este caso, se eligió un
ventilador Spendrup de la Serie 366-200-900 con sus
alabes en posición 3. Cuando la red de ventilación fue
actualizada con los datos del ventilador, el simulador
genero los siguientes resultados:
Presión Total: 3610 Pa
Caudal: 367 m3
/s
Potencia del aire: 1325 kW
En base a los datos anteriores, y utilizando una
eficiencia del 76 %, la demanda por energía eléctrica para
el ventilador alcanza a 1744 kW.
La Figura 6 muestra el punto de operación del
ventilador Spendrup de 3.66 m de diámetro que opera a
una velocidad de 900 RPM.
Figura 5. Esquema de Ventilación de la Mina
Figura 6. Punto de Operación del Ventilador
4.4 Ventilación Auxiliar
En minas mecanizadas, ventiladores auxiliares son
utilizados para proveer de aire limpio a frentes ciegos, y
tajos en desarrollo o en producción. En muchas minas la
utilización de estos equipos representa más del 50% de la
energía eléctrica consumida. En general, un sistema de
ventilación auxiliar consiste de tres elementos: uno o mas
ventiladores, ductos de ventilación, y acoples. Los
ventiladores pueden ser de tipo axial o centrifugo. Los
ventiladores axiales son preferidos para trabajos de
desarrollo tales como galerías y rampas, y los centrífugos
para profundización de pozos. Los ductos pueden ser
rígidos o flexibles. Los ductos flexibles o mangas son
utilizados en un sistema de ventilación soplante (presión
positiva) y acoplados en serie a la salida del ventilador, y
los ductos rígidos (metálicos o de fibra) en un sistema
aspirante (presión negativa). Su instalación requiere de un
equipo especial. Los acoples, incluyendo los reductores,
sirven para unir los ductos entre si y el conjunto de estos al
ventilador. Para alcanzar rendimientos aceptables, es
imprescindible tener una instalación adecuada. Acoples
mal instalados son fuentes de perdidas de aire (fugas).
588

7. La Figura 7 muestra los elementos principales de un
sistema de ventilación auxiliar. Esta figura muestra
también el principio básico que debe ser observado durante
el diseño y la instalación del sistema.
Figura 7. Esquema de ventilación Auxiliar
4.4.1 Diseño del Sistema
El diseño del sistema empieza con la estimación del caudal
requerido para el frente de trabajo (Qo) y termina con el
cálculo de la presión del ventilador (PT). El caudal
requerido depende del volumen de contaminantes
generados en el frente y los limites permisibles adoptados
en la mina. Para un diseño adecuado, el caudal de aire en la
galería primaria (QT) debe ser por lo menos de 1.5 a 2
veces el caudal requerido (Thorp, 1982). Con este principio
se evita el problema de recirculación del aire contaminado.
La presión del ventilador es calculada utilizando la
ecuación de Bernoulli:
PT = P + (1 + x) Pv (1)
Donde P es la presión estática, Pv la presión dinámica, y x
es un coeficiente usado para representar las perdidas de
presión por obstrucciones y cambios de dirección del aire
(coeficiente de choque). La presión estática es calculada de
la ecuación de Atkinson como sigue:
QRP
2

(2)
A
..
3
LPerk
R 
(3)
Donde:
P = caída de Presión, Pa
R = resistencia del ducto, N.s2
/m8
Q = caudal del ventilador, m3
/s
k = coeficiente de fricción, kg/m3
Per = perímetro del ducto, m
L = longitud del ducto, m
A = área transversal del ducto, m2
.
El coeficiente de fricción depende de la rugosidad o la
superficie interna del ducto. Para un diseño preliminar es
común utilizar uno de los siguientes valores:
Ducto flexible liso (manga): 0.0022 kg/m3
Ducto flexible reforzado: 0.0041 “
Ducto Metálico (nuevo): 0.0028 “
La presión dinámica y la potencia del ventilador son
calculadas de las siguientes ecuaciones:
2
2
V
Pv
 (4)

QP
W T
.
 (5)
Donde:
Pv = Presión dinámica, Pa
ρ = Densidad del aire (= 1.2 kg/m3
)
V = Velocidad del aire en el ducto, m/s
W = Potencia, kW
η = Eficiencia
El caudal de aire circulado por un ducto de ventilación
disminuye con la distancia dependiendo del estado de los
acoples y la presión del ventilador. Cuanto mayor es la
presión, mayor es la perdida de caudal por los acoples, y
menor la cantidad del aire que llega al frente de trabajo.
La Figura 8 muestra un esquema donde se usan tres
sistemas de ventilación auxiliar. Aquí es importante aclarar
que cuando un depósito es explotado por el método de
caserones abiertos (open stoping) es posible reducir el
caudal total de aire utilizando el principio de ventilación en
serie, es decir diluyendo el aire contaminado con aire
fresco de una galería principal y utilizando la mezcla para
ventilar un frente activo, sin embargo, este método requiere
de varios monitores de gases y un buen sistema de control.
Figura 8. Esquemas de ventilación auxiliar utilizados con
el método de caserones
4.4.2 Ejemplo Numérico
Una galería es desarrollada utilizando métodos
convencionales de perforación, voladura y transporte. La
galería tiene las siguientes dimensiones: 4 m de alto, 5 m
de ancho y 200 m de longitud. La galería es ventilada
589

8. usando ductos flexibles de 0.91 m de diámetro. El caudal
requerido es de 24 m3
/s (incluyendo fugas) y el coeficiente
de choque, x igual a 1.5. Para estos datos, el problema es
determinar la capacidad y la potencia del ventilador para
una eficiencia del 76 %.
Solución. La caída de presión y la energía requerida por el
ventilador pueden ser calculadas utilizando las ecuaciones
anteriores de la siguiente manera:
1. Resistencia del ducto:
Para A = 0.65 m2
; Per = 2.86 m; L = 200 m;
k = 0.0022 kg/m3
→R = 4.58 Ns2
/m8
(ecuación 3)
2. Presión Estática:
Para la resistencia anterior y un caudal de 24 m3
/s
→ P = 2634 Pa (ecuación 2)
3. Presión Dinámica:
Para V = Q/A = 36.9 m/s; ρ = 1.2 kg/m3
→ Pv = 818 Pa (ecuación 4)
4. Presión Total:
Para P = 2634 Pa; x = 1.5 y Pv = 818 Pa
→ PT = 4684 Pa (ecuación 1)
5. Potencia del ventilador:
W = 148 kW (ecuación 5).
En resumen, para completar el desarrollo de la galería
será necesario contar con un sistema de ventilación auxiliar
equipado con un ventilador de 24 m3
/s de caudal y 3370 Pa
de presión, y 200 m de ducto flexible de 0.91 m de
diámetro. Asumiendo una eficiencia de 76 %, el ventilador
debe estar equipado con un motor de 148 kW de potencia.
5 Discusiones y Conclusiones
Vetas sub-verticales en roca competente con alto contenido
metálico hoy son explotadas por el método de caserones
abiertos con o sin relleno usando equipos a diesel. Con este
método, el cuerpo mineralizado es dividido en bloques
primarios y secundarios por medio de labores horizontales
y verticales. Los caserones de los diferentes niveles son
ventilados por un sistema de ventilación ascendente donde
el aire fresco es primero inyectado a los niveles inferiores
para luego ser dirigido a los frentes activos en sentido
ascendente y de estos a la superficie por intermedio de
pozos o piques equipados con extractores de aire. Una vez
establecida la ventilación primaria, el aire requerido es
derivado hacia los caserones utilizando ventiladores
auxiliares.
El cálculo del caudal de aire requerido para la mina es
la parte más empírica en el diseño del sistema de
ventilación. Usualmente, este caudal es calculado sobre la
base de los contaminantes generados y los estándares
adaptados. En minas mecanizadas con intensa utilización
de equipos a diesel, este caudal es calculado multiplicando
la potencia total del motor por un factor de caudal que
varia entre 0.05 y 0.10 m3
/s / kW de potencia, dependiendo
del tipo de diesel usado y el programa de mantenimiento de
las maquinas. En este estudio, este caudal fue calculado
usando un factor de 0.079 m3
/s/kW, y corregido por el
porcentaje de utilización de los equipos a utilizar.
En el ejemplo numérico, para alcanzar una producción
de 2000 tpd, la potencia acumulada de los equipos a diesel
es de 5439 kW, y el caudal requerido, sin incluir fugas, es
de 317 m3
/s.
El sistema de ventilación de una mina consiste de
pasajes de aire (entradas y salidas), ventiladores, y
controles de ventilación. Una vez conocido el caudal de
aire requerido, el diseño del sistema generalmente empieza
con la construcción de una red de ventilación, continua con
la determinación de resistencias para los diferentes
ramales, y termina con la selección del ventilador. La
capacidad del ventilador y otros parámetros del sistema son
generalmente determinados utilizando un software de
ventilacion capaz de simular distintos escenarios que
puedan ocurrir durante la vida de la mina. En este estudio,
el tamaño del ventilador fue determinado con a ayuda del
programa Ventsim. Para las condiciones indicadas en el
ejemplo numérico, y los caudales requeridos, el sistema de
ventilación de la mina requerirá de un ventilador de 367
m3
/s de caudal que opera con una presión de 3610 Pa. Para
una eficiencia del 76%, este ventilador requerirá de un
motor de 1744 kW.
La calidad del aire en los diferentes frentes de trabajo
depende en gran medida de la operación continua de los
ventiladores auxiliares. Con el método de caserones
abiertos, cada caserón y cada frente ciego es ventilado por
un sistema de ventilación auxiliar equipado con un
ventilador de 148 kW. Para operar 6 caserones en
producción, 4 caserones en preparación, y dos frentes
largos, la mina requerirá de 12 ventiladores con una
demanda acumulada de energía eléctrica de 1776 kW. Esta
demanda es prácticamente igual a la demanda por energía
eléctrica del ventilador principal.
6 Referencias
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for the Grasberg block cave mine. Proceedings of the
10th U.S. Vent Symp. Ganguli, ed., A.A. Balkema
Publishers, New York, pp. 483 - 502
Hartman H.L. et.al., 1997. Mine Ventilation and air
Conditioning, Chapter 11. 3rd Edition. John Wiley &
Sons, Inc., New York, NY: 405-430.
McPherson M.J., 1993. Subsurface Ventilation and
Environmental Engineering. Chapman & Hall, London
SE1 8HN, UK: 89-133.
Thorp N., 1982. Auxiliary Ventilation Practice,
Environmental Engineering in South African Mines.
The Mine Ventilation Society of South Africa, Cape
Town, South Africa: 277-311.
Ventsim, 2011. www.ventsim.com
Wallace G.K., and Codoceo O., 1997. Ventilation Planning
at the El Indio Mine. Proceedings of the 6th
International Mine Ventilation Congress. R. Ramani,
ed., SME, Littleton, CO, pp. 47- 51.
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