MANUAL DE VENTILACIÓN DE MINAS. CASO PRÁCTICO MINA EL BLOQUE C.I. CARMINALES.pptx

• AGUIRRE VÁSQUEZ ELIANA
• ÁLVAREZ ARGUELLES NATALY
• GONZALEZ THOMAS LUIS
• GUARÍN ARAGÓN MELISSA
• HERNÁNDEZ MONTIEL VICTOR
• PRADA FUENTES CARLOS
• TABARES SANTOS JESÚS
INTEGRANTES

Queremos realizar un manual, sobre la caracterización del sistema de
ventilación principal de una mina. Esto surge a partir de la necesidad
de que el consultor tenga una mejor visión y una fácil interpretación
de dicha caracterización; teniendo en cuenta todos los parámetros
necesarios para su caracterización.
Se tomaron medidas en cada uno de los aforos los cuales se
encuentran en toda la sección de la mina. Se averiguó la cantidad de
personas que trabajan dentro de la mina, los equipos que operan
constantemente en ésta, las voladuras realizadas por día y la cantidad
y el tipo de explosivo utilizado por cada voladura.
INTRODUCCIÓN

OBJETIVO GENERAL
•Crear un manual de ventilación de minas que permita
al lector caracterizar un circuito de ventilación con
parámetros técnicos-ingenieriles.
OBJETIVOS ESPECIFICOS
•Desarrollar y aplicar una metodología para
caracterizar el circuito de ventilación de una mina.
•Recopilar la experiencia obtenida y documentarla de
manera pedagógica en un manual que sirva de guía
para estudiantes y profesionales en el tema de
ambientes mineros al momento de realizar una
caracterización de un circuito de ventilación minera.

El titular de contrato de exploración y explotación No 05-001-
98 es la empresa GEOMINAS S.A., quien desde hace más de
20 años ha explotado el carbón mineral, este tipo de carbón
es caracterizado como bituminoso, y presenta un poder
calorífico de aproximadamente 11.000 BTU.
Actualmente la empresa posee una producción aproximada
de 7.000 toneladas mensuales y cuenta con un personal de
150 trabajadores distribuidos en 2 turnos.
DESCRIPCIÓN
MINA EL BLOQUE

UBICACIÓN Y CLIMA
Se encuentra localizada en la vereda Jonás del Municipio de Fredonia departamento
de Antioquia, tiene una extensión de 289.16 hectáreas. El acceso es desde Medellín,
se hace por la troncal del Café hasta el corregimiento de Camilocé, posteriormente la
vía hacia Fredonia.
El clima de la zona se caracteriza por tener una temperatura promedio de 24ºC y una
precipitación de 2.000 mm/año. La bocamina se encuentra en la cota 1181 m.s.n.m.
Ubicación Mina El Bloque. Fuente de elaboración propia

Geológicamente se caracteriza con 3 unidades litológicas:
• Complejo Polimetamórfico de la Cordillera Central
• Granito de Amagá
• Formación Amagá
El área además está situada en el denominado corredor del sistema de
fallas Cauca-Romeral. Consta de 4 mantos conocidos como Capotera y los
mantos 1, 2 y 3.
Corresponden geológicamente en su mayor extensión por las rocas o
estratos del Terciario Carbonífero de Antioquia o Formación Amagá, por
coberturas recientes compuestos por depósitos, flujos de lodo,
escombros y depósitos aluviales restringidos a los cauces principales.
A escala regional los estratos de la formación Amagá exhiben
plegamientos muy continuos que afectan las capas carboníferas.
GEOLOGÍA

SECUENCIA CARBONÍFERA
Hace parte de los mantos superiores del nivel carbonífero del Miembro
Medio de la Formación Amaga.
Manto 1 es el más atractivo por su espesor (1,1 – 1,4 m), es un carbón
vitrénico.
Manto 2 se encuentra entre 14 y 16 m estratigráfico por debajo del manto
1, con espesor de 1.01 - 1.35 m. Manto 3 está situado a 14 m estratigráficos
por debajo de manto 2 con un espesor de 1.21 m y carece de
intercalaciones.
Los mantos tienen una clara continuidad estructural tanto en el
buzamiento como en el rumbo, especialmente en el sector comprendido
por las estructuras mayores: entre el eje del sinclinal Amagá y el anticlinal
fallado.

MINERÍA
Método de explotación “V” invertida, variante de cámaras y pilares, de
acuerdo a los parámetros: Para los sectores de mayor buzamiento (por
encima de las cotas 1160 m.n.s.m), el cual se inicia desarrollando desde
la clavada de transporte, donde el carbón rueda por gravedad, el sistema
seleccionado es el de cámaras paralelas en el sentido del buzamiento
con 5m de ancho y pilares entre cámaras de 9m de ancho; los pilares son
recortados en su longitud cada 9m con calles de 3 hasta 4 metros de
ancho para así poder aumentar la recuperación y facilitar la ventilación
de las cámaras.
Actualmente la mina cuenta con una producción de 240 toneladas por
día aproximadamente.

MINERÍA
Método de explotación. Fuente de elaboración propia

Para los sectores de menor buzamiento el sistema de explotación es el de
pilares de 9x9 m, con vías de 4m de ancho; para su explotación se
considera en paneles de explotación, donde cada uno tiene su nivel
permanente de transporte y su circuito de ventilación integrado al circuito
principal.
Las galerías de transportes y contraniveles son construidos en dirección
del rumbo y la cámaras son construidas en dirección del buzamiento.
El sistema de explotación se divide en tres etapas la etapa de preparación,
desarrollo y finalmente la etapa de explotación o recuperación donde se
aprovecha la gravedad debido al buzamiento que presentan los mantos.
MINERÍA

LABORES ESPECIFICAS
MINA EL BLOQUE

PERFORACIÓN (1/1)
Se utiliza un machín eléctrico por frente: motor
trifásico para 220 voltios y con un rendimiento
nominal en carbón de 1 m /minuto.
La perforación se realiza por rotación en seco,
debido a la escasa dureza (2 a 2,5) que presenta
el carbón, provisto de un barreno helicoidal de
1.50 metros de longitud aproximadamente, con
buena capacidad para extraer polvo y de una
broca de perforación de doble ala con
recubrimiento de carburo de tungsteno, con
los cuales se llegan hacer perforaciones de
hasta 1.5 metros de profundidad con un
diámetro de perforación de 1.5 pulgadas que
equivalen a 3.81 cm.
El avance efectivo de la perforación es de 1,4 m.

VOLADURA (1/5)
El explosivo utilizado en la mina el bloque es el Indugel plus PM, tipo
hidrogel, utilizado en los frentes de carbón en la minería subterránea y se
detona con espoleta de seguridad de cobre.
Cada barreno se carga con 2 cartuchos de Indugel plus PM. La carga se inicia
con detonador eléctrico permisible. (Espoleta de cobre). Se hacen voladuras
en nivel, la cual se realiza en dos fases; primero se arranca el carbón y luego la
banca (estéril) .
Malla de voladura en niveles. Fuente de elaboración propia

Voladuras en tambores, bolsillos y tajos; se realizan con 4
barrenos.
VOLADURA (2/5)
Malla de voladura en tambores, bolsillos y tajos. Fuente de elaboración propia

También se realizan voladuras en cruzada, las cuales se
realizan con 21 barrenos (área: b=2.5m, h=1.8m, r=0.2m)
VOLADURA (3/5)
Malla de voladura en cruzadas. Fuente de elaboración propia

VOLADURA (4/5)
Explosivo recomendado por Indumil
principalmente para minería de carbón . Su
característica fundamental es que al detonar
produce una llama de muy corta duración y
no desarrolla altas temperaturas,
permitiendo que pueda ser usado en minas
de carbón, lugares en que suelen producirse
mezclas explosivas de grisú.
Fuente: Catalogo Indumil 2010 -11
PARÁMETRO UNIDADES VALOR
Densidad g/cm3 1,20 + 0,03
Velocidad de detonación (*) m/s 4500 + 300
Potencia absoluta en volumen ABS cal/cm3 948
Potencia absoluta en peso AWS cal/g 790
Potencia relativa en volumen RBS (**) - 1,25
Potencia relativa en peso RWS (**) - 0,89
Resistencia a la humedad - Excelente
(*) al aire sin confinar, en diámetro 32 mm
(**) Relativa al Anfo (densidad 0,85 g/cm3 )
DIMENSIONES DE LOS CARTUCHOS
Diámetro / longitud
mm/mm
Unidades / caja Peso medio
Cartucho (g)
26x250 157 159
32x250 104 240
38x250 74 338
44x250 55 455

VOLADURA (5/5)
Se tienen 3 frentes de explotación, en los que en cada uno hay
un avance en nivel, además de otros 3 trabajos ya sean nivel,
tambor o tajo.
En cada una de las anteriores se realizan dos voladuras por
turno.
Paralelamente se tiene un avance de cruzada con una voladura
diaria. La mina cuenta con dos turnos de producción.
El retacado del tiro se hace generalmente con cartón y barro y
se presiona con una barra manualmente, después se procede a
iniciar con el detonador eléctrico, generalmente en la mina se
realizan de tres a cuatro tiros en cada frente .

DESABOMBE
Esta labor es realizada
inmediatamente después de la
detonación de los tiros con el
propósito de terminar de arrancar
el carbón que queda pegado en el
frente después de ser volado,
para ello el minero utiliza un pico
y arranca el carbón hasta que el
frente quede con las
dimensiones requeridas según el
frente, para empezar un nuevo
ciclo.
Fuente:
http://citma.tripod.com/min32/img/normas1.gif
Consultado 02-02-2012

CARGUE Y TRANSPORTE
El ciclo de la operación de transporte está compuesto por el cargue, la extracción
hasta las tolvas internas de almacenaje temporal donde se descarga ubicadas en
cada nivel, para posteriormente ser cargadas de nuevo en un coche, que lo conduce
hasta superficie. En este ciclo también se considera la despachada del carbón desde
los frentes a través de las canales de P.V.C.
Se cargan los coches en los frentes de los
niveles 15, y 25 y manto 2 sur y norte, y en
las respectivas pilas de almacenamiento
temporal de carbón que se forman en la
desembocadura de los tambores al nivel,
para luego ser descargados en una tolva
interna, y llegan allí por medio de
recorridos por los cocheros y con la ayuda
de malacates, posteriormente el carbón
es llevado por una banda transportadora
a la planta de clasificación.
Fuente: Foto tomada en campo

CARGUE Y TRANSPORTE
Ubicación nivel 15, manto 2 Sur y Norte. Fuente: Elaboración propia

SOSTENIMIENTO
La mayor parte del sostenimiento se
hace con madera tipo pino pátula, pino
ciprés o eucalipto. En las clavadas
principales, cruzadas y niveles de
explotación se asegura mediante
puertas alemanas cuya densidad
depende de las condiciones de
inestabilidad del techo.
En promedio puede considerarse la
instalación de una puerta por cada
metro de avance, en los frentes de
explotación se sostiene con tacos de
pino y guadua acompañado de tablas
(orillo) usados provisionalmente para
mantener segura la explotación.

En Colombia las labores subterráneas están regidas por el decreto 1335
de 1987, donde se expide el reglamento de seguridad en las labores
subterráneas.
El Titulo II de dicho decreto corresponde al tema de ventilación. Fue
con el que se desarrolló gran parte de este trabajo y el que un capataz o
encargado de mina debe tener en cuenta. Enunciamos las principales
características a continuación:
MARCO LEGAL VIGENTE (1/4)
Valor límite permisible de gases. Fuente: Reglamento de seguridad en las labores subterráneas, Decreto 1335, 1987

Fuente: Reglamento de seguridad en las labores subterráneas, Decreto 1335, 1987

Calibrar y revisar los equipos
(Buen estado)
Establecer nodos de bifurcación y
ubicar puntos de control
Medición de velocidad viento y
medidas del tramo y
temperaturas.
METODOLOGÍA UTILIZADA

Se hicieron diferentes recorridos por toda la mina tomando la velocidad
de aire y temperaturas en puntos estratégicos, como en las estaciones
de aforos y en los tramos muy largos se ubicaron puntos de control,
con sus respectivas mediciones de secciones transversal de la galerías.
La mina el bloque tiene tres entradas:
BANDA TRANSPORTADORA
Fuente: Tomada en campo

BOCA MINA

BOMBEO DE AGUA

MEDICIÓN DE LAS VARIABLES Y DE LAS
CARACTERÍSTICAS AERODINÁMICAS
El caudal de aire es el principal factor en la
caracterización de un sistema de ventilación,
ya que de aquí se establecen las condiciones
ambientales de la mina, y depende de él las
condiciones climáticas, tales como
temperatura y humedad, las cuales le
brindan al trabajador confort en sus labores.
El caudal se ve afectado por las resistencias
generadas por las galerías y la capacidad de
los ventiladores. Entre mas obstáculos y
mas objetos se opongan en el camino del
aire, menos caudal se manejará

La velocidad promedio se utiliza para
hallar los caudales. Se mide
utilizando el anemómetro digital o de
paletas, dependiendo de la
sensibilidad del equipo y en casos
donde el equipo no es sensible se
debe hacer utilizando una emisión
controlada de humo que no sea
tóxico y visible. En una galería se
deben ubicar tres estaciones, con el
fin de abarcar toda la longitud de la
galería e identificar zonas donde
existan fugas y cambios de sección
muy comunes en la mina.
MEDICIÓN DE LA VELOCIDAD
PROMEDIO
Fuente: http://www.pce-iberica.es/medidor-detalles-
tecnicos/images/medidor-velocidad-viento-pce-am82-uso.jpg

ANEMÓMETRO
La medición de este equipo depende de un
recorrido uniforme a través de la galería para
abarcar completamente la sección
transversal en cuestión, haciendo un
recorrido en forma de ocho durante un
minuto.
Para realizar este tipo de medidas se debe
tener en cuenta la dirección del flujo del aire
para la ubicación del equipo, este debe
encontrarse siempre perpendicular al flujo
del aire; la persona que esté realizando la
medición debe ubicarse de tal forma que
ofrezca la menor resistencia posible (se
recomienda que se ubique a un lado de la
galería)

REQUERIMIENTOS DE AIRE
Las necesidades de aire al interior de la mina,
deben ser determinadas en base al personal,
gases de voladura, polvo, al número de
equipos que trabajan al interior de las labores
en los niveles que componen la mina,
además de conocer el método de
explotación.
El cálculo de las necesidades, permitirá
ventilar las labores mineras en forma
eficiente, mediante un control de flujos tanto
de inyección de aire fresco, como de
extracción de aire viciado. Esto permite diluir
y extraer el polvo en suspensión, gases
producto de la tronadura o de la combustión
de los vehículos.

Donde
Q: Es el caudal total para “n” personas que trabajen en interior de mina (m3 / min)
F: caudal mínimo por persona (3 m3 / min)
N: número de personas en el lugar
Entonces tenemos:
Según el decreto número 1335 de 1987 se exige una corriente de aire fresco de
no menos de tres metros cúbicos por segundo (3 m3 / s) por persona al interior
de la mina. (Debido a que esta se encuentra a menos de 1500 m.s.n.m
NOTA: se debe considerar “F” solo como referencia, pues no toma en cuenta otros factores
consumidores de oxígeno, como lo son la putrefacción de la madera, la descomposición de la
roca, la descomposición de los equipos
CAUDAL REQUERIDO POR NUMERO DE PERSONAS:

CAUDAL REQUERIDO POR EXPLOSIVOS:
Se explicó con anterioridad que en la mina el bloque se realiza tres tipos de
voladura, una en avance en nivel, otra en la preparación del tambor y por último
en la producción del tajo mediante el método de ensanche de tambores como se
observa en la Figura
Esquema de explotación. Fuente: Elaboración propia
Se calculan tres caudales requeridos
para diluir los gases producidos en cada
una de las voladuras.
Hay dos frentes activos por turno de
producción, voladuras no simultaneas,
por lo general primero una y después
las otras. Se tomó como factor de
seguridad el hecho de que se puede
presentar que se realicen las tres
voladuras al tiempo, por tanto se
calculará un caudal total para las tres
voladuras, que pueda diluir los
gases producto de las voladuras

Caudal requerido para diluir los gases producidos por la voladura:
Calculamos cantidad de explosivo utilizado.
Cada barreno se carga con 2 cartuchos de Indugel plus permisible PM.
CAUDAL REQUERIDO POR EXPLOSIVOS:
Así utilizando el diámetro de cada tubo de Indugel (2.6 cm) se calculó el área de la
sección transversal del tubo utilizando la formula
Arrojando un área de 5,31cm2, multiplicando por la longitud del cartucho (25 cm)
da como resultado un volumen de 132,73 cm3. Luego de calculado el volumen del
cartucho se multiplica por la densidad del explosivo obteniéndose una masa de
159,28 g por cartucho.
Este valor se corrobora con la tabla de información del producto que nos
suministra Indumil.

VOLADURA EN AVANCE DE NIVEL:
Para voladuras en nivel se utilizan 7 barrenos, cargados con dos cartuchos de Indugel
cada uno. Total de 14 tubos por voladura, Se utilizan aproximadamente 2230 g de
explosivo.
1 kg de explosivo genera 561 litros de gases, donde 65% CO y 35% restante son NxOy
(364.65 litros de CO y 196.35 litros de NxOy).
En un nivel se utilizan 0.22 kg de explosivo, se producen 80.22 litros de CO y 43.2 litros
de NxOy.
(123.42 litros de gases ).
Un nivel se trata de construir en forma trapezoidal con altura 2m, base mayor de 2,5m
y base menor de 2m. Área = 4,5m2.
Nota: Se debe tener en cuenta que estas dimensiones son las esperadas y que por
diversos factores en la mayoría de los casos, es difícil que se alcancen estas medidas,
en este manual se toman esas dimensiones para el cálculo del volumen de dilución de
los gases producidos de la voladura. Se tomó una longitud de nivel de 15 metros.

VOLADURA EN AVANCE DE NIVEL:
La voladura se efectúa en menos de un segundo, en base a las dimensiones
anteriormente descritas, se tomó como volumen de control para la voladura en nivel de
67.5m3 (área de la galería por la longitud).
Así la concentración de CO viene dada por:
El valor límite permisible es 50 ppm. Estamos 24 veces por encima.
La concentración de NxOy viene dada por:
Valor Límite Permisible es 5 ppm. Estamos120 veces por encima del límite.
Calculamos caudal para diluir en 15 minutos (según decreto 1335) la concentración de
CO y NxOy:
Lo cual nos indica que necesitamos como mínimo de un caudal de de aire
para que los gases lleguen a los VLP en 15 minutos.

VOLADURA EN PREPARACIÓN DE TAMBOR:
La voladura en un tambor se realiza con 4 barrenos, cargados cada uno con dos
cartuchos de Indugel para un total de 8 cartuchos por voladura en tambor. Se
utilizan en total 1275 g de explosivo aproximadamente.
Como en un nivel se utilizan 0.13 kg de explosivo, se producen 72.93 litros de
gases donde 47.4 litros son de CO y 25.53 litros son de NxOy.
Tambores avanzan en sección rectangular con ancho de 2m y altura
dependiendo de la potencia del manto de carbón (promedio de 1,1m): Área de
sección transversal = 2.2m2.
Avance promedio de tambor = 80 m. El volumen para dilución de los gases
producidos en voladura de un tambor es igual a 176m3.
El valor límite permisible es 50 ppm. Estamos 6 veces por encima del límite

Ahora calculamos el caudal para diluir en 15 minutos (según decreto 1335) la
concentración de CO y NxOy:
VOLADURA EN PREPARACIÓN DE TAMBOR:
Valor límite permisible 5 ppm. Estamos 40 veces por encima del límite.
Lo cual nos indica que necesitamos como mínimo de un caudal de de
aire para que los gases lleguen a los VLP en 15 minutos.

VOLADURA EN TAJO:
Al igual que la voladura en tambores, se realiza
con 4 barrenos. Consumo de explosivo es el
mismo (1275 g), de igual forma los gases
producidos. Existen muchas diferencias en
cuanto al volumen de dilución, ya que esta
voladura se considera como voladura de
producción.
La voladura en tajo se realiza en los “bloques
de carbón”. Los tambores están separados
entre 12 y 15 metros entre sí.
Para cálculos de volumen de dilución:
Asumimos separación de tambores en 15 m y
dividimos en el tambor de 80 m en 4 partes
iguales (20 m cada parte). Asumiendo que
longitud del tambor de derecha e izquierda es
30 m. Una vez alcanzado 20 m en tambor, se
desvía en diagonal con ángulo no mayor a 60º,
alcanzando 10 metros mas de profundidad. Con
esto se forma la figura mostrada:

VOLADURA EN TAJO:
El volumen límite permisible es de 50 ppm lo cual indica que estamos 3 veces por
encima del límite.
Valor límite permisible es 5 ppm con lo cual se está 14 veces por encima del límite
Ahora calculamos el caudal para diluir en 15 minutos (según decreto 1335) la
concentración de CO y NxOy:
Lo cual nos indica que necesitamos como mínimo de un caudal de de aire
para que los gases lleguen a los VLP en 15 minutos.

CAUDAL REQUERIDO POR METANO (CH4):
Para nivel:
Una tonelada de carbón produce aproximadamente 1 m3 de CH4 , con esto se obtiene
la cantidad de metano que se produce en un nivel cuando se genera una voladura.
Se producen 8.775 m3 de CH4 por voladura en el nivel, así la concentración inicial
tomando un volumen de control de 67.5 m3 es:
= 130000 ppm
Este 13% se encuentra dentro de el límite de explosividad (5-15%) o (50000-150000
ppm), el limite permisible es de 1% o 10000 ppm.

Con:
V=volumen de control
t=tiempo de dilución
Ci=Concentración inicial
Cf=Concentración permisible o limite permisible
Calculemos el caudal para diluir el metano en 15 minutos utilizando la ecuación de
dilución, esta formula puede utilizar valores tanto en % como en ppm:

Para tambor:
Tomando un área de sección transversal del tambor de 2.2 y una
profundidad del barreno de 1.5 m se tiene que:
Se producen 4.29 m3 de CH4 por voladura en tambor, así la concentración inicial
tomando un volumen de control de 176 m3 es:
Este valor esta por fuera del rango de explosividad del metano, pero
aproximadamente3 veces por encima del limite permisible (1%= 10000 ppm).
Este caudal es necesario para diluir el metano en un tiempo de 15 minutos.
Si se desea diluir el metano en 1 segundo, (tiempo de una voladura), se necesita un
caudal de 9446 m3/min teniendo en cuenta que se debe llevar a un limite de 1%, dificil
de suministrar.

Para tajo:
En el tajo se producen 535.6 ton de carbón aproximadamente, explotada en cada
subpanel. si suponemos que la mitad del panel es explotado se tiene una
producción de carbón de 267.8 ton de carbón, con lo cual se producen 267.8 m3 de
metano, tomando un volumen de control de 412 m3 ,que es el volumen de dilución
para la totalidad del subpanel, se toma este volumen como factor de seguridad
que garantice la dilución del metano.
Este valor esta 65 veces por encima del limite permisible.
Para diluirlo es necesario un caudal de:

CAUDAL REQUERIDO PARA DILUIR EL POLVILLO DE CARBON:
El polvo de carbón es explosivo en concentraciones superiores a 100 g/m3 lo cual
es equivalente a 0.0001 ton/m3. Se estima que en la mina existe una tasa de
producción de polvo de carbón de 150 g/m3 (0.00015 ton/m3) por tonelada de
carbón extraída en la voladura con una granulometría de 75µ.
En avance en tambor se producen 4.29 toneladas de carbón, suponemos que la
mitad del panel es explotado se tiene una producción de carbón de 267.8 ton de
carbón, en avance de nivel se explotan 8.775 ton carbón.
En total se produce: 280. 86 ton/día de polvo
producción real de la mina es de 240 ton/día
Área donde se produce carbón (nivel, tambor y tajos) es de 280. 86 ton/día el
cual se tomará como factor de seguridad.

NIVEL
Producción de 8.775 ton/día, se producen 0.00015 ton/m3 de polvillo de
carbón, se tendría una producción de 0.0013 ton de polvillo de carbón por
cada metro cubico de galería. volumen de control de 67.5 m3 para niveles,
lo cual se tendría 0.087 ton (1 g/s) de polvillo de carbón suspendida en la
atmosfera.
Donde:
K: Concentración total de polvo de carbón en las
galerías
Qe: Caudal de aire a la entrada
Qc: Caudal de aire a la salida
Ce: Concentración inicial que se tiene por tonelada
arrancada
Cs: Concentración límite permitida a la que se debe
llevar Ce.

TAMBOR
Producción de 4.29 ton/día, así se producen 0.00064 ton/m3 de polvo de carbón,
para un volumen de control en tambores de 176 m3 se tienen 0.11264 toneladas (1.3
g/s)de polvo de carbón suspendidas en la atmósfera por día.
Así, para mantener una tambor seguro se deberá mantener un caudal de 1.3
m3/min. Hay que tener en cuenta que el polvillo de carbón es mejor disminuirlo
por medio de aspersores agua.

TAJO
Suponemos que la mitad del panel es explotado, se tiene una producción de
carbón de 267.8 ton de carbón, entonces se producen 0.04017 ton/m3 de polvo
de carbón, para un volumen de control de 412.5 m3 se tienen 16.57 ton de polvo
de carbón suspendida en la atmósfera, realizando la conversión a gramos por
segundo es igual a 191.8 g/s.
Es de notar que el valor de 230 m3/min es un caudal muy difícil de alcanzar, por
lo que se demuestra que el polvo de carbón no es recomendable diluirlo con
aire únicamente, se deben tomar medidas como rociar agua constantemente
en las zonas de explotación para captarlo in situ.

MEDICIÓN DE LA
RESISTENCIA AERODINÁMICA
Este es el dato fundamental. Los valores de la resistencia han
de ser los más precisos como se pueda; por este motivo, para
la medición de la resistencia aerodinámica de la mina se
debe tener en cuenta las resistencias reguladas (resistencia
generada en los tramos rectos de la mina) y las resistencias
singulares o locales (resistencia generada por los cambios
bruscos de dirección del aire).

RESISTENCIA REGULADA:
Resistencia generada en los tramos rectos de la mina, solo depende de las
características geométricas de los túneles de la mina y del peso específico del aire.
Donde:
g: aceleración de la gravedad
λ: coeficiente de frotamiento
γ: peso específico del aire
P: perímetro de la sección de la galería o túnel
L: longitud de la galería o túnel
S: área de la sección recta de la galería o túnel.
Si las características de la galería varían entre sus extremos se le puede descomponer
en tramos Li y la resistencia total estaría dada por:

Para el coeficiente de frotamiento se tuvo en cuenta las condiciones de las
paredes y del piso y el total se calculó por medio de la siguiente ecuación:
Donde
: Coeficiente de frotamiento de las paredes
: Coeficiente de frotamiento del suelo

RESISTENCIA SINGULAR (CODOS)
Fuente Manual de ventilación de minas. Luke V.

En el ejercicio práctico, se identificaron 20 codos de cambios
bruscos en diferentes puntos de la mina. El cálculo de la
resistencia en los codos se realiza utilizando la siguiente
ecuación:
Donde
R = Resistencia en Murges (μ)
ε = Coeficiente de pérdida de carga singular
S = Sección transversal de la galería (m2)
Donde ε depende del ángulo del codo y el área de la
galería, para cada caso se tomaron las medidas necesarias
para obtener la siguiente tabla:

Ramal Codo Angulo [°] Area [m2] Ԑ Resistencia [kµ] Resistencia Del Ramal [kµ]
C1 87,5 4,5 1,14 0,0035
C2 53 3,8 0,46 0,0020
C3 106 0,7 1,62 0,2026
C4 106 0,7 1,62 0,2400
C5 92,7 1,4 1,27 0,0413
C20 104,5 1,8 1,58 0,0302
C6 100 1,8 1,46 0,0273
C7 99 1,9 1,43 0,0245
C8 95,7 2,5 1,34 0,0131
C9 96 2,5 1,35 0,0132
C10 85,7 2,2 1,10 0,0144
C11 125,2 1,6 2,21 0,0568
C12 69,6 1,9 0,75 0,0127
C13 121,7 1,6 2,10 0,0492
C14 112 3,0 1,80 0,0122
C15 56,7 3,1 0,52 0,0034
FG Arriba C16 88,2 2,5 1,16 0,0120 0,0120
FG Abajo C17 101,8 3,0 1,51 0,0107 0,0107
C18 88,4 2,4 1,16 0,0122
C19 85,5 2,7 1,09 0,0092
BC 0,0055
RESISTENCIAS SINGULARES
DE Abajo 0,5140
DE Arriba 0,2112
EF 0,0155
GH 0,0214
Fuente: Elaboración propia

RESISTENCIA EQUIVALENTE DE LA MINA
Para el cálculo de la resistencia equivalente de la mina se tiene en cuenta las
resistencias totales de cada ramal del circuito. Luego de tener estas
resistencias se procede con la posterior simplificación del sistema principal
de ventilación.
Para esta simplificación se debe tener en cuenta los ramales que están en
serie y/o en paralelo.
Para las resistencias en paralelo re procede de la
siguiente forma:

Para las resistencias en serie se procede de la siguiente manera:
En el caso práctico, se identificó el siguiente circuito de ventilación:
Al realizar la reducción de los ramales en paralelo, se obtuvo el siguiente
circuito en serie:

0,0170
0,0154
0,0748
1,1336
3,6952
0,2645
0,2606
0,2616
0,7979
0,0040
0,4695
0,0653
1,6761
Resistencia Total AC [kµ]
Resistencia Total CD [kµ]
Resistencia Total DE Abajo [kµ]
Resistencia Total FGArriba [kµ]
Resistencia Total BC [kµ]
Resistencia Total DE Aarriba [kµ]
Resistencia Total EF [kµ]
Resistenciaequivalente de lamina [kµ]
Resistencia Total FGAbajo [kµ]
Resistencia Total GH [kµ]
Resistencia total AC en paralelo con BC [kµ]
Resistencia total DE (DE Arriba en paralelo con DE Abajo) [kµ]
Resistencia total FG(FGArriba en paralelo con FGAbajo) [kµ]
De los cálculos realizados, se obtuvo los siguientes resultados:

CURVA CARACTERÍSTICA DE LA MINA
La curva característica de la mina se obtiene de graficar la
perdida energética en la mina vs el caudal (ΔX,Q) para la
resistencia equivalente de dicha mina. La pérdida energética
está dada por la siguiente ecuación:
Donde
R: resistencia equivalente de la mina [Kµ]
Q: caudal [m3/s]
:perdida energética [mmca]
:

En el caso práctico, con una Req de 1,6761 Kµ, al darle valores al caudal
se obtuvo la siguiente curva característica.
Fuente: Elaboración propia

TIRO NATURAL
El tiro natural se debe en las minas a la diferencia de peso específico del aire
entrante y el saliente. Esta diferencia de peso específico proviene principalmente
de la diferencia de temperatura del aire, en menor grado a la diferencia de
presión, y menos aún a la variación de la humedad y composición química del aire.
Donde
Te: Temperatura de entrada (°K)
Ts: Temperatura de salida (°K)
: Promedio de la cota de entrada y salida de la mina [m]
: Tiro natural [mmca]

Cuando Δh>100m se debe multiplicar TN por un
coeficiente de corrección, entonces el tiro natural
corregido será:
Para el ejercicio práctico, donde la mina estudiada
presenta Te= 24°C y Ts=31°C con una cota en bocamina de
1181msnm y 1230msnm en la salida, se obtuvo un
TN=32,5mmca

CLIMATOLOGIA
Conocer y analizar los parámetros climatológicos que presenta la mina,
permitirá evaluar las condiciones en las cuales se encuentran operando en la
mina.
•Temperatura
•Temperatura de bulbo seco (Tbs)
•Temperatura de bulbo húmedo (Tbh)
•Temperatura efectiva (Te)
Dónde:
Te= Temperatura efectiva (ºC), = Temperatura de bulbo seco (ºC)
Tbh= Temperatura de bulbo húmedo (ºC), = Velocidad del viento (m/s)

Te (ºC) Tiempo de permanecía (Horas)
28 Sin limitación
29 6
30 4
31 2
32 0
Tiempos de permanencia para un trabajador en el frente de
explotación

HUMEDAD
Los datos tomados en
campo, fueron
registrados en la carta
Psychrometric,
registrando un promedio
de 82% de humedad, La
carta psicrométrica fue
obtenida del software
CYTSoft Psychrometric
Chart Versión 2.2 Beta, a
una presión de 695.66
mmHg.
GRÁFICA.
Temperatur
a Húmeda
Temperatur
a Seca
Velocidad
del Aire
[m/s]
Temperatura
Efectiva
Día 1-Punto
P1H
Bocamina (Con
entibación)
19.5 22.4 0.3 20.1
P2H
Estación de aforo (1
bifurcación)
20.5 22.8 1.5 19.7
P3H
Tambor ventilación
del nivel 2 al nivel 4
22.5 24.5 1.5 21.6
Día 2
P4H
Estación de aforo 9
25.4 27.7 1.7 24.4
P5H
25.5 27.5 2.1 24.0
P6H
25.2 27.6 3.6 22.3
Día 3
P7H
25.5 28.3 0.5 25.8
P8H
27.4 28.5 0.4 27.3
PH9
27.4 29.7 0.4 27.7
Fuente: Elaboración Propia

REGISTRO DE TEMPERATURAS (AÑO 2007)
Nodo Ts (ºC) Th (ºC) Ubicación
32 29 28 Nivel 25 Entrada
34 31 30 Nivel 25 Final
38 30 29 Clavada-N15
60 27 26 Nivel 10
49 30 29 M3 Salida
44 28,5 28 M3 Entrada
7 28,5 26,5 Nivel 5
8 27 26 Nivel 4
Fuente: Gómez G. (2007)

La humedad se calculo a partir de una carta psicrométrica para
una altura de 1181 m.s.n.m, usando los parámetros de
temperatura de bulbo húmedo, seco y la presión atmosférica.
La carta psicrométrica fue obtenida del software CYTSoft
Psychrometric Chart Versión 2.1 Beta, donde se introdujeron
los parámetros mencionados anteriormente, calculando una
humedad para ocho nodos muestreados en la mina, arrojando
una humedad promedio de 93%.
Las condiciones de trabajo con alta humedad dificultan el
rendimiento de las personas en el trabajo.

Fuente: Gómez G. (2007)
UBICACIÓN DE LOS NODOS,
CARTA PSICROMÉTRICA PARA
1181 M.S.N.M AÑO 2007

DENSIDAD DEL AIRE
El aire es una mezcla de gases
cuya composición se muestra
en la siguiente tabla, pero para
efectos prácticos se
considerara O2 21% y N2:79%. Se
asume la masa específica del
aire como 1,225 Kg/m3 a nivel
del mar, a una presión de 1 atm
ó 760 mmHg y una
temperatura de 288,15 K (15
ºC); disminuyendo ésta con el
aumento de la altura.
Gas Porcentaje
Oxigeno (O2) 20,93
Nitrógeno (N2) 78,10
Argón (Ar) 0,9325
Dióxido Carbono (CO2) 0,03
Hidrógeno (H2) 0,01
Fuente: Reglamento de seguridad en las labores subterráneas, Decreto 1335, 1987.

En la práctica para el cálculo de la masa específica del aire, se utiliza la siguiente
expresión empírica que ha sido verificada en repetidas oportunidades, válida si la
temperatura ambiental se encuentra entre 10°C a 50°C y el estado del aire es de
saturación o casi saturación. (Luque, 1988).






 3
m
Kg
462
.
0
T
P

Dónde:
P = Presión absoluta, (mm Hg).
T = Temperatura absoluta, (K).
La presión absoluta se obtiene con un barómetro. Cuando no se cuenta con este
instrumento, es posible obtener el valor de la presión absoluta en función de la
presión barométrica en superficie (Castro, W. 1984).
















2
034
.
0
1
T
T
Z
Z
Ps
P
s
s
Dónde:
PS: Presión barométrica de referencia, (mm Hg).
(ZS – Z): Diferencia de cota entre superficie y el punto de interés, (m).
TS: Temperatura absoluta en superficie, (K).

Para obtener la presión barométrica de referencia Ps (en Bocamina) aplicamos
la siguiente ecuación:
Dónde:
Po: Presión de referencia a nivel del mar (mmHg) = 760 mmHg
Zs: Altura de referencia en bocamina (m) = 1181m.s.n.m
Ts: Temperatura absoluta en superficie (en bocamina) (°K) =
24°C = 297°K
Con esta presión se puede hallar la presión absoluta en un punto de interés
dentro de la mina utilizando la siguiente ecuación:
















2
034
.
0
1
T
T
Z
Z
Ps
P
s
s

El punto de interés al cual se va a calcular la presión y la densidad será
en el aforo 9 ubicado en la cruzada del centro del nivel 15 (ver anexo) el
cual está a una cota de 1045 m.s.n.m a una temperatura de bulbo seco
de 27.7 °C que en grados kelvin es de 300.85°K


















2
85
.
300
15
.
297
1045
1181
034
.
0
1
09
.
658
K
K
m
m
mmHg
P
P= 695.68 mmHg






 3
m
Kg
85
.
300
68
.
695
462
.
0

=
 1.07 





3
m
Kg

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
•En el estudio realizado en la mina, se registró una humedad promedio del 82%, lo cual nos
indica que en los últimos 4 años se ha logrado disminuir en un 11% la humedad promedio
en el ambiente de la mina en comparación con el estudio realizado en el 2007 por Gabriel
Gómez donde se reportó una humedad promedio del 93%, afirmando entonces que la
mina tiene actualmente mejores condiciones de temperatura.
•En los resultados obtenidos para las resistencias, se evidencio valores mayores en los
tramos y tambores de menor área de sección, por lo cual se recomienda un ensanche de
sección para reducir la resistencia generada en estos tramos.
•La ventilación debe ser esencial en todo mina, ya que es quien garantiza las condiciones
necesarias para un óptimo entorno en términos de las condiciones atmosféricas de la
mina.
•Es necesario establecer el requerimiento de los caudales para la explotación minera,
teniendo en cuenta los gases generados por voladuras, maquinaría diesel material
particulado producto del carbón y dilución de gases a límite seguros en todos los lugares
donde el personal está en trabajo.
•Se debe de hacer un mantenimiento constante a las vías de ventilación, para tenerlas
libres de obstáculos, generando así una menor resistencia al caudal suministrado a la
mina.

BIBLIOGRAFIA
[1] LUQUE, V. C. Manual de ventilación de minas. Pedeca S. Coop. Ltda, España, 1988.
[2] CASTRO, W. Planeamiento de una campaña de medidas de ventilación. Universidad
Nacional de Colombia Sede Medellín, 1984.
[3] REY I. Estudio físico químico de los carbones de la Formación Amagá en el área
Albania-Titiribí-Sabaletas. Universidad Nacional de Colombia Sede Medellín, 1993.
[4] RIVERA L. Mejoramiento del rendimiento del sistema de transporte en la mina el
Bloque en Fredonia Antioquia. . Universidad Nacional de Colombia Sede Medellín,
2004.
[5] MINISTERIO DE MINAS Y ENERGÍA - INSTITUTO COLOMBIANO DE GEOLOGÍA Y
MINERÍA. El Carbón Colombiano Recursos, Reservas Y Calidad. Bogotá Colombia, 2004.
[6] ANDRADE, S. Guía metodológica de seguridad para ventilación de minas. Servicio
nacional de geología y minería, Santiago de Chile, 2008.
[7] GÓMEZ, G. Caracterización del sistema principal de ventilación de la mina “El
Bloque”, CC. Carminales. Universidad Nacional de Colombia Sede Medellín, 2007.
[8] RAMIREZ, Y. Diseño y evaluación de los ademenes de madera, en la empresa C.I.
Carminales, en el municipio de Fredonia. 2009. [En línea recuperado el 29 de octubre
2011 En: http://www.bdigital.unal.edu.co/855/1/8029815_2009.pdf

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