Ingeniero Técnico de Minas

Tecnología nuclear. Voladuras controladas. Ingeniería Geológico Ambiental, Mineralúrgica y Metalúrgica. Túneles y Excavaciones. Prevención de Riesgos Laborales. Calidad Total. Topografía subterránea

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Exámenes del curso 2003-2004 de 1er curso del 2º ciclo de Ingenieros de Minas de la Escuela Técnica y Superior de Ingenieros de Minas de León (España).

Examen de Tecnología Nuclear. ............................................................. pag. 2

Examen de Voladuras Controladas. .......................................................... pag. 10

Examen de Centrales Subestaciones y Aparamenta. ..................................... pag. 24

Examen de Ingeniería Geológico Ambiental. .............................................. pag. 45

Examen de Ingeniería Mineralúrgica y Metalúrgica. ....................................... pag. 56

Examen de Complementos de Laboreo. ................................................ pag. 71

Examen de Túneles y Excavaciones. ................................................ pag. 73

Examen de Prevención de Riesgos Laborales. .................................... pag. 77

Examen de Ingeniería de la Calidad Total. ................................................ pag. 82

Ingeniería de los Rec. Minerales Energéticos e Hidrogeológicos ................... pag. 85

Examen de Topografía subterránea. ................................................ pag. 87

Examen de Tecnología Nuclear fecha 18-12-03

Parcial de asignatura cuatrimestral (prácticamente el 70 % de la asignatura)

1,2,3,4 1,5 puntos

5,6 2 puntos

1.- Si después de 3 días de transporte, la actividad de un núclido es 1/10 de su valor original. ¿Cuál es su periodo de desintegración? ( 1,5 puntos )

A= ð * N

A0= ð * N0 A / A0 = 1 / 10 N / N0 = 1 / 10

ð = ln 2 / T 1/2

N = N0 e - ð t N / N0 = e - ð t

N / N0 = e - t ln 2 / T 1/ 2 ln N / N0 = - t ln 2 / T 1/2

T 1/2 = - t ln 2 / ln N / N0 = - 3 días * 0,693 / ln 1 / 10 = 0,903089 días = 21 h. 40 m. 26,9 s

2.- Explica brevemente el procedimiento de datación por carbono 14.

El carbono de los organismos vivos contiene carbono 14 en una proporción de 1 por 1012. ¿Cuál es la proporción correspondiente para una muestra de 40.000 años de antigüedad? T1/2 = 5730 años

El carbono 14 ( 14C ) es un isótopo radiactivo del elemento Carbono. Los organismos vivos (animales o plantas ) durante su vida van acumulando carbono 14 procedente de la atmósfera, del suelo, de la comida, etc. hasta llegar a una proporción con los átomos de carbono que siempre es fija. En el momento en que el animal se muere deja de acumular este isótopo del carbono y en cambio como es radiactivo este isótopo pierde la relación de átomos de carbono 14 a átomos de carbono ( 14C / C ) en función de la fórmula de descomposición de los elementos radiactivos N = N0 e - ð t

Por lo que sabiendo la cantidad de átomos de carbono 14 ( N ) existentes en un fósil, podemos por ello conocer la fecha de la muerte de dicho organismo vivo ya que sabemos la cantidad de átomos de carbono 14 que tenía cuando murió ( N0 ) que es la misma que tiene cualquier organismo vivo.

14C / C = 1 / 1012 N = N0 e - ð t N / N0 = e - t ln 2 / T 1/ 2

N / N0 = e - 40.000 años ln 2 / 5700 años = e - 4,86316 = 0,007726

Luego si antes había 1 átomo de carbono ahora nos queda 0,007726 átomos, luego la relación 14C / C = 1 / 1012 quedará 14C / C = 0,007726 / 1012 o lo que es lo mismo: 14C / C = 7,726 / 1015

3.- Dibuja esquemáticamente un reactor nuclear e indica en que partes y como se podría producir una contaminación del ambiente y el tipo de isótopos radiactivos producidos

Elementos De Un Reactor Nuclear

'Ingeniero Técnico de Minas'

.

1. Núcleo

5. Vasija

9. Agua de refrigeración

2. Barras de control

6. Turbina

10. Agua de refrigeración

3. Generador de vapor

7. Alternador

11. Contención de hormigón

4. Presionador

8. Condesador

El Combustible:
Material fisionable utilizado en cantidades específicas y dispuesto en forma tal, que permite extraer con rapidez y facilidad la energía generada. El combustible en un reactor se encuentra en forma sólida, siendo el más utilizado el Uranio bajo su forma isotópica de U-235. Sin embargo, hay elementos igualmente fisionables, como por ejemplo el Plutonio que es un subproducto de la fisión del Uranio.
En la naturaleza existe poca cantidad de Uranio fisionable, es alrededor del 0,7%, por lo que en la mayoría de los reactores se emplea combustible "enriquecido", es decir, combustible donde se aumenta la cantidad de Uranio 235.

Barras de Combustible:
Son el lugar físico donde se confina el Combustible Nuclear. Algunas Barras de Combustible contienen el Uranio mezclado en Aluminio bajo la forma de laminas planas separadas por una cierta distancia que permite la circulación de fluido para disipar el calor generado. Las laminas se ubican en una especie de caja que les sirve de soporte.

Núcleo del Reactor:
Esta constituido por las Barras de Combustible. El núcleo posee una forma geométrica que le es característica, refrigerado por un fluido, generalmente agua. En algunos reactores el núcleo se ubica en el interior de una piscina con agua a unos 10 a 12 metros de profundidad, o bien al interior de una vasija de presión construida en acero.

Barras de Control:
Todo reactor posee un sistema que permite iniciar o detener las fisiones nucleares en cadena. Este sistema lo constituyen las Barras de Control, capaces de capturar los neutrones que se encuentran en el medio circundante. La captura neutrónica evita que se produzcan nuevas fisiones de núcleos atómicos del Uranio. Generalmente las Barras de Control se fabrican de Cadmio o Boro.

Moderador:
Los neutrones obtenidos de la fisión nuclear emergen con velocidades muy altas (neutrones rápidos). Para asegurar continuidad de la reacción en cadena, es decir, procurar que los "nuevos neutrones" sigan colisionando con los núcleos atómicos del combustible, es necesario disminuir la velocidad de estas partículas (neutrones lentos). Se disminuye la energía cinética de los neutrones rápidos mediante choques con átomos de otro material adecuado, llamado Moderador.
Se utiliza como Moderador el agua natural (agua ligera), el agua pesada, el Carbono (grafito), etc..

Refrigerante:
El calor generado por las fisiones se debe extraer del núcleo del reactor. Para lograr este proceso se utilizan fluidos en los cuales se sumerge el núcleo. El fluido no debe ser corrosivo, debe poseer gran poder de absorción calorífico y tener pocas impurezas. Se puede utilizar de refrigerante el agua ligera, el agua pesada, el anhídrido carbónico, etc..

Blindaje:
En un reactor se produce gran cantidad de todo tipo de Radiaciones, las cuales se distribuyen en todas direcciones. Para evitar que los operarios del reactor y el medio externo sean sometidos indebidamente a tales radiaciones, se utiliza un adecuado "Blindaje Biológico" que rodea al reactor. Los materiales más usados en la construcción de blindajes para un reactor son el agua, el plomo y el hormigón de alta densidad, cuyo espesor es superior a los 1,5 metros.

La rotura de las vainas que contienen el combustible provoca una contaminación del refrigerante y del moderador, posteriormente la contaminación se podría producir bien por rotura del circuito del refrigerante, que vertiera isótopos sobre el suelo de la central, o bien sobre el circuito secundario del agua que pasa a la turbina. También podría producirse por un fallo en el sistema de despresurización del edificio de la central que permitiera salir isótopos radiactivos al aire

La radiactividad puede ser debida a las partículas alfa, beta, gamma y neutrones así como los elementos radiactivos obtenidos de la fisión del elemento combustible, como pueden ser el Lantano, Bromo, Rubidio, etc.

4.- En un estudio de diagnóstico se administra a un paciente 35S

a.- Determinar su vida efectiva. Explicar su significado

b.- ¿Qué porcentaje de dicho radioisótopo queda en el cuerpo al cabo de 22 días?

T física = 87,1 días T biológica = 22 días

c.- Explica de que factores depende la peligrosidad de los isótopos radiactivos

1 . = 1 + 1 .

T efectiva T física T biológica

1/ T efectiva = 1 / 87,1 días + 1 / 22 días = 0,0569355

T efectiva = 1/ 0,0569355 = 17,563734 días = 17 días 13 h. 31 m 46,6 s

En un organismo cuando se suministra un isótopo radiactivo este se elimina de dos formas por descomposición radiactiva T física y por eliminación biológica T biológica mediante heces, sudor, respiración etc. La suma de ambas mediante la fórmula expuesta anteriormente nos da la vida efectiva que es el periodo de tiempo que transcurre desde que un isótopo con N0 átomos queda reducido a la mitad de los átomos iniciales N donde N = N0 / 2

N = N0 e - ð t N / N0 = e - ð t

N / N0 = e - t ln 2 / T 1/ 2 N / N0 = e - 22 días ln 2 / 17,563734 = e - 0,8680386 = 0,419774

Porcentaje = 41,9774 %

La peligrosidad de los isótopos radiactivos depende de:

Periodo de desintegración.- Una vida muy larga nos expone a mucho tiempo de exposición a su radiactividad

Tipo de desintegración que produzca: puesto que las radiaciones alfa tienen muy poco alcance 8 cm en el aire, pero si se ingieren son muy peligrosas, en cambio la radiación beta tiene un alcance de hasta 2 metros en el aire y la gamma hasta decenas de metros por lo que pueden irradiar a distancia y afectarnos al estar en su radio de acción.

Si emiten neutrones también son muy peligrosos pues tienen un FC ( factor de calidad ) muy alto y una pequeña emisión puede hacer mucho daño.

Cantidad de isótopo radiactivo: pues nos dará una mayor actividad

5.- Una fisión térmica de 233U produce cuatro neutrones y dos fragmentos de fisión uno de los cuales es 143La - 142,9147 u.

¿Cuál es el otro fragmento de fisión?

Determinar la energía emitida si el segundo fragmento de fisión tiene una masa de 86,924 u.

¿Cómo se distribuiría aproximadamente la energía emitida entre las partículas y cual sería aprovechable como calor?

01n + 92 233U 57 143La + 35 87Br + 4 01n

c = 931,48 MeV

KE = ( ( 1,008665 + 233,0395 ) - ( 142,9147 + 86,924 + 4 * 1,008665 ) ) c =

= 0,17481 c = 162,83 MeV

La mayor parte de la Energía Cinética ( aproximadamente un 95 % ) se la llevarían las partículas con menos masa es decir los neutrones, que comunicarían su energía cinética al moderador y al líquido refrigerante, con lo cual este refrigerante lo llevaríamos al intercambiador de calor el cual calentaría el circuito secundario de agua que convertida en vapor serviría para mover la turbina y producir energía eléctrica.

6.- Los fotones interaccionan con la materia mediante tres mecanismos. Explícalos. Determina la energía mínima de un fotón para que se produzca la producción de pares.

Existen doce formas posibles de interacción entre la radiación gamma (γ) y la materia, pero de entre ellas solamente tres son las más probables:

1.- Efecto fotoeléctrico

2.- Efecto Compton

3.- Producción de pares

La probabilidad de cada uno de estos efectos es función de la energía de la radiación gamma (γ). Para energías inferiores a 0,1 MeV el efecto más probable es el fotoeléctrico, para energías entre 0,1 y 1 MeV el efecto Compton y para energía superiores a 1 MeV el efecto más probable es la producción de pares.

La radiación gamma (γ) es, de entre todas las radiaciones estudiadas, la que tiene mayor alcance ( decenas de metros ).

1.- Efecto fotoeléctrico: La radiación gamma (γ) cede toda su energía a un electrón de la corteza del átomo de materia ( se trata generalmente de un electrón de las capas internas: K o L ) de tal manera que arranca dicho electrón del átomo y al mismo tiempo le comunica una energía cinética.

E2 = E1 - W

E1 - Energía que llevaba la radiación gamma

E2 - Energía cinética del electrón arrancado

W - Trabajo invertido en arrancar el electrón

Ese electrón arrancado se comporta como una radiación beta (ðð ) que a su vez produce una ionización secundaria. La radiación gamma (γ) no tiene ni masa ni carga, lo cual implica que por si sola únicamente es capaz de generar un par de iones, siendo el electrón que arranca el que produce el resto de la ionización.

2.- Efecto Compton.: La radiación gamma (γ) cede parte de su energía a un electrón de la corteza de un átomo de material, pudiendo resultar arrancado el electrón ( pero dotado con menor energía cinética ) o bien obtener una radiación gamma (γ) de menor energía que puede producir el efecto fotoeléctrico.

3.- Producción de pares.: Este efecto se produce cuando al pasar una radiación gamma (γ) por las inmediaciones del núcleo se transforma en un positrón y un electrón (ðð ) y (ðð ).

Experimentalmente se ha comprobado que la interacción de la radiación gamma (γ) con la materia sigue una ley exponencial.

Ið = I0 e-ðð

Ið ð Intensidad de fotones gamma (γ) por cm2 y segundo

ð ð Coeficiente de absorción lineal

ð ð Espesor de la materia atravesada

De esta expresión se deduce que la radiación gamma (γ) nunca puede ser frenada al 100%

Para que se produzca un par de iones un e- y un e+ es necesario aportar una energía de al menos dos veces la masa del electrón ( m e- + m e+ )

KE = 2 me c = 2 * 0,000548597 *931,48 MeV == 1,022 MeV

TECNOLOGÍA NUCLEAR.

1 PARCIAL. FEBRERO 2004.

1.- Si inicialmente tenemos 105 Bq. de radón, Rn-222 con T1/2 = 3,82 días, a) ¿Qué número de átomos tenemos? b) El gas Radón se desintegra en Po-218 con T1/2 = 3 minutos. ¿Qué actividad de Po-218 tendríamos al cabo de unos 30 minutos? Suponer que en ese tiempo se ha alcanzado el equilibrio radiactivo e indicar brevemente en qué consiste. ¿Qué número de átomos tendríamos en ese momento?

2.- Explicar de qué factores depende la peligrosidad de los isótopos radiactivos.

3.- Explicar brevemente el funcionamiento de un detector de centelleo de INa.

4.- Describe brevemente cuales serán las reacciones nucleares y principales características de un reactor de fusión. Determina la energía liberada en una de ellas.

5.- Determinar la energía de enlace promedio por nucleón en ele núcleo de Ag-107.

2º PARCIAL. FEBRERO 2004.

1.- Dos haces de neutrones de 1 eV se cortan formando un ángulo de 90º. La densidad de neutrones de cada haz es de 2 x 108 neutrones/cm3. a) Calcular la intensidad de cada haz. b) ¿Cuál es el flujo d3e neutrones donde se cortan los dos haces? mn = 1,675 x 10-27 kg.

2.- Describe brevemente en qué consiste el reprocesamiento del combustible nuclear.

3.- Dibuja un esquema e indica las principales características de un PWR (NSSS).

4.- Explicar brevemente el procedimiento de enriquecimiento por centrifugación y láser.

5.- Describe la actuación como barrera del recinto de contención de un BWR. Dibuja un esquema básico de éste.

6.- Describe como funciona el procedimiento de refrigeración de emergencia (ECCS) y la secuencia de acontecimientos durante un LOCA.

7.- Explicar en qué consisten las características de coeficiente de temperatura negativo y coeficiente de vacío negativo.

TECNOLOGÍA NUCLEAR.

1 PARCIAL. SEPTIEMBRE 2004.

1.- Un cuenco de madera tiene una quinta parte de la actividad de C-14 (T1/2 = 5570 años) observada en los objetos de madera contemporáneos. Evaluar su edad.

2.- El Tc-99 emite al desintegrarse un rayo gamma de 140 KeV. a) Cuántos fotones emite por segundo una fuente de Tc-99 de 10-3 Ci. b) Hallar la potencia en watios asociada a los fotones c) ¿Cuál sería la dosis aproximada sobre la mano de una persona al agarrar la fuente durante 15 segundos (suponer que la mano tiene una masa de 1 Kg. y que los fotones son totalmente absorbidos en ella) d) ¿Sería superior dicha dosis a los límites aconsejados?

3.- Explicar brevemente el funcionamiento de un detector de centelleo de INa.

4.- Determinar la energía de enlace promedio por nucleón en el núcleo de U-238. ¿Te indica algo ese valor?

5.- Completar la reacción siguiente y calcular la Q. 207Pb (rayo gamma ,n). ¿Es endotérmica o exotérmica?

2º PARCIAL. SEPTIEMBRE 2004.

1.- Un haz de neutrones monoenergéticos de FLUJO = 4 x 1010 neutrones/cm3 x seg., incide sobre un blanco con área de 1 cm2. y 0,1 cm. de espesor. Hay 0,048 x 1024 átomos por cm3 en el blanco, y la sección eficaz total a la energía del haz es de 4,5 b. a) ¿Cuál es la sección eficaz macroscópica? b) ¿Cuántas interacciones ocurren por segundo en el blanco? c) ¿Cuál es la densidad de colisiones?

2.- Describe brevemente en qué consiste el reprocesamiento del combustible nuclear.

3.- Dibuja un esquema e indica las principales características de un BWR (NSSS).

4.- Explicar brevemente el procedimiento de enriquecimiento por difusión y láser.

5.- Describe como funciona el procedimiento de refrigeración de emergencia (ECCS) y la secuencia de acontecimientos durante un LOCA.

Voladuras Controladas

Febrero 2004

1.- Que causa, ligado a los explosivos, es la responsable de las sobreexcavaciones que pueden producirse en las excavaciones que se realizan en los Macizos Rocosos. Justifíquese la respuesta.

Para controlar la sobreexcavación debe intentarse:

1.- No sobrepasar la resistencia a compresión dinámica de la roca que rodea a la carga de explosivo.

2.- Mantener un nivel de vibraciones en el macizo residual que no genere roturas por descostramiento.

3.- Utilizar explosivos adecuados al tipo de roca, para evitar la apertura de fisuras por un exceso de volumen de gases.

Los mecanismos responsables de los fenómenos de sobreexcavación y fracturación del macizo rocoso están estrechamente ligados a los propios de rotura de la roca que se desarrollan durante la voladura.

Dichos mecanismos son:

1.- Rotura por sobretrituración y agrietamiento.- Alrededor del barreno frecuentemente se forma una zona anular triturada o de material intensamente comprimido. Esto sucede cuando la tensión máxima de la onda de compresión radial, que se expande cilíndricamente, excede a la resistencia a la compresión dinámica o umbral plástico del material rocoso. Cuando el frente de la onda de tensión se propaga, un volumen cilíndrico de roca alrededor del barreno es sometido a una intensa compresión radial, desarrollándose esfuerzos de tracción tangenciales. Si estas tensiones superan a la resistencia dinámica a tracción de la roca, se forma una zona con una alta densidad de fracturas radiales. Esta zona termina de forma brusca a una distancia en la que la tensión tangencial de la onda ya no es capaz de generar nuevas grietas.

2.- Rotura por descostramiento.- Cuando la onda de compresión alcanza un frente libre efectivo, al reflejarse se crea una onda de tracción. Si esta onda es suficientemente intensa se produce el descostramiento o “spalling” que se propaga desde dicho frente libre hacia el barreno.

3.- Apertura de las grietas por acción de los gases.- La acción de los gases a alta presión y temperatura, abriendo las fracturas preexistentes y las creadas por la onda de compresión, pueden afectar en gran medida al control de la sobreexcavación, por lo que en rocas blandas y muy fracturadas deberán utilizarse explosivos que produzcan un pequeño volumen de gases.

2.- Que inconvenientes producen las sobreexcavaciones en minería a Cielo Abierto.

a.- Mayor dilución del mineral en las zonas de contacto, en minas metálicas

b.- Aumento del coste en carga y transporte debido al incremento de volumen de material

c.- Aumento del coste de hormigonado en obras civiles

d.- Peores condiciones de seguridad para las personas y maquinaria.

e.- Se precisa sanear y mantener el macizo residual con mayor riesgo para el personal

f.- Aporte de agua a las zonas de trabajo debido a apertura y prolongación de las fracturas y discontinuidades del macizo rocoso

3.- Cuales son los factores que determinan el espesor del anillo de roca triturada cuando un explosivo detona en un barreno

En los primeros instantes de la detonación, la presión en el frente de la onda de choque que se expande de forma cilíndrica alcanza valores que superan ampliamente la resistencia dinámica a compresión de la roca provocando la destrucción de su estructura intercristalina e intergranular.

El tamaño del anillo de roca triturada aumenta con la presión de detonación del explosivo y con el acoplamiento de la carga a las paredes de barreno.

4.- Al realizar una voladura. Cuando se puede producir el fenómeno de descostramiento en el macizo rocoso.

Cuando la onda de choque alcanza una superficie libre se generan dos ondas, una de tracción y otra de cizallamiento. Esto sucederá cuando las grietas radiales no se hayan propagado más que una distancia equivalente a un tercio de la que existe desde la carga a esa superficie libre. Aunque la magnitud relativa de las energías asociadas a las dos ondas dependen del ángulo de incidencia de la onda de choque primaria, la fracturación es causada generalmente por la onda de tracción reflejada. Si las tensiones de tracción superan la resistencia dinámica de la roca se producirá hacia el interior el fenómeno conocido por descostramiento o “spalling”. En las rocas las resistencias a tracción alcanzan valores entre un 5 y un 15 % de las resistencias a compresión.

5.- En función de las distintas impedancias de los materiales que componen un macizo rocoso. ¿Cuando la onda de choque se transmitirá o reflejará?.

La onda explosiva se transmite tanto mejor a la roca cuanto más se acerca la impedancia del explosivo a la impedancia de la roca.

Si tenemos que: nz = ρe * VD

ρr * VC

ρe * VD = Densidad del explosivo * velocidad de detonación = impedancia del explosivo

ρr * VC = Densidad de la roca * velocidad de propagación de las ondas en el macizo rocoso = impedancia de la roca

Si la onda en su camino encuentra materiales diversos, con impedancias diferentes, y en correspondencia con superficies de separación que pueden estar en contacto o separadas por aire o agua, la transmisión de la onda de choque estará gobernada por la relación de impedancias de los distintos tipos de roca pudiendo parcialmente transmitirse y al mismo tiempo reflejarse en función de dicha relación..

Cuando las impedancias de los medios son iguales ρr 1 * VC1 = ρr2 * VC2

Gran parte de la energía se transmitirá y el resto se reflejará, llegándose a una situación límite cuando ρr 1 * VC1 >> ρr2 * VC2 como por ejemplo entre la roca y aire, donde se reflejará casi la totalidad de la energía transportada por la onda de compresión en forma de tensión de tracción, pudiendo adquirir especial importancia en el proceso de rotura de la roca.

6.- Que medidas deben tomarse para controlar las sobreexcavaciones de los macizos rocosos.

a.- No sobrepasar la resistencia a compresión dinámica de la roca.

b.- Mantener un nivel de vibraciones en el macizo rocoso residual de manera que no genere roturas por descostramiento

c.- Utilizar explosivos adecuados al tipo de roca para evitar la apertura de fisuras por exceso de volumen de gases.

7.- Por qué en las voladuras de contorno todos los barrenos deben dispararse simultáneamente.

La aparición de una grieta a lo largo de una fila de barrenos está basada en el efecto casi simultáneo de las respectivas ondas de choque, por ello los mejores resultados se obtendrán cuando todos los barrenos estén conectados a la misma línea de cordón detonante o energetizados con detonadores del mismo número.

Una carga que llena completamente un barreno, crea durante la detonación del explosivo y en la proximidad de la carga, una zona en la que la resistencia dinámica a compresión es ampliamente superada y la roca es triturada y pulverizada. Fuera de esa zona de transición, los esfuerzos de tracción asociados a la onda de compresión generan un esquema de grietas radiales alrededor de todo el barreno.

Cuando son dos las cargas que se disparan simultáneamente, esas grietas radiales tienden a propagarse por igual en todas las direcciones hasta que, por colisión de las dos ondas de choque en el punta medio entre barrenos, se producen unos esfuerzos de tracción complementarios y perpendiculares al plano axial. Las tracciones en dicho plano superan la resistencia dinámica a tracción de la roca, creando un nuevo agrietamiento y favoreciendo, en la dirección del corte proyectado, la propagación de las grietas radiales.

Posteriormente, la extensión de las grietas se produce bajo la acción de cuña de los gases de explosión que las invaden y se infiltran en ellas. La propagación preferencial en el plano axial junto con el efecto de apertura por la presión de los gases, permiten obtener un plano de fractura de acuerdo con el corte diseñado.

La presión de los gases es el elemento clave en la ejecución de una voladura de contorno, por ello deberá mantenerse hasta que se complete la unión de las grietas que parten de barrenos adyacentes, lo que se conseguirá adecuando la longitud de retacado para evitar el escape de los gases a la atmósfera.

8.- Cítense las características de una voladura de contorno realizada mediante la técnica denominada “Voladuras Amortiguadas”

a.- Se utilizan barrenos de gran diámetro ( > 4 “ )

b.- Se cargan todos los barrenos.

c.- El diámetro del explosivo es sensiblemente inferior al del barreno.

d.- El volumen del barreno no ocupado por el explosivo se rellena con gravilla

e.- Pueden utilizarse barrenos guías entre los barrenos cargados

f.- Iniciación simultanea con cordón detonante.

9.- Que diferencias existen entre una voladura de recorte y una de precorte.

Voladura de recorte.- Consiste en la voladura de una sola fila de barrenos con carga de explosivos desacopladas. El arranque de la roca se realiza contra una cara libre. El espaciamiento de las cargas es mayor que en el caso de las voladuras de precorte y resulta un menor coste.

Voladura de precorte.- Consiste en crear en el macizo rocoso, mediante una fila de barrenos, una discontinuidad o plano de fractura antes de disparar la voladura de producción ( no hay cara libre ) mediante una fila de barrenos generalmente de pequeño diámetro, y con cargas de explosivo desacopladas. El disparo de los barrenos de precorte se puede realizar simultáneamente con los de la voladura principal pero adelantando un intervalo de tiempo de 90 a 120 milisegundos.

10.- ¿La presión de barreno es una de las causas que provocan sobreexcavaciones?.

La presión de barreno es la presión ejercida en la expansión de los gases de la detonación, puede estimarse para cargas acopladas a partir de la ecuación:

PB = 228 * 10-6 * ρe * VD2

1 + 0,8 ρe

ρe * VD2 = densidad del explosivo * velocidad de detonación 2

Así las tensiones inducidas en la roca circundante son proporcionales a PB. Por esto, reduciendo dicha presión, hasta niveles acordes con la resistencia de la roca, se conseguirá disminuir la sobreexcavación y la intensidad de vibraciones.

11.- Que factores, realizados con la perforación, influyen en los resultados de las voladuras de contorno.

Si en cualquier tipo de voladura se debe cuidar la calidad de la perforación en orden a obtener unos resultados óptimos, en el caso de voladuras de contorno este punto es crítico, ya que los barrenos deben encontrarse en el plano o superficie que se desea conseguir y mantenerse paralelos en la distancia que haya sido fijada en los cálculos.

Las causas de las desviaciones de los barrenos, su influencia y las medidas correctoras son las siguientes:

a.- Mal replanteo de los barrenos. Esta operación debe realizarse siempre por personal cualificado y nunca por los perforistas.

b.- Instalación incorrecta de la perforadora o brazo del jumbo, precisando en ocasiones un buen piso nivelado y hasta hormigonado.

c.- Alineación incorrecta de la deslizadera de la perforadora cuando se perfora con inclinación, estos errores pueden solventarse con el empleo de sistemas de control automático de la dirección.

d.- Emboquille defectuoso de los barrenos

e.- Condiciones geológicas desfavorables: esquistosidad, fracturas, coqueras y rocas alteradas.

f.- Técnicas de perforación propiamente dichas:

f.1.-Influencia del diámetro de perforación y del varillaje, aumentando la desviación con la disminución de estos.

f.2.-Empleo de estabilizadores, especialmente en terrenos fracturados y con coqueras.

f.3.-Control de la velocidad de rotación, a expensas de tener una disminución de la velocidad de penetración.

f.4.-Influencia del tipo de boca de perforación

f.5.-Calidad del varillaje utilizado

12.- ¿Cuales son los principios fundamentales de las voladuras de Demolición de Edificios?

a.- Rotura de los elementos constructivos mediante la eliminación de uniones y seccionado de partes rígidas para que una vez desequilibrada la estructura su propio peso realice la mayor parte del trabajo de destrucción.

b.- División y reparto de las cargas para conseguir una rotura completa, manteniendo un control máximo sobre las proyecciones y vibraciones generadas.

c.- Elección y aplicación adecuada de la secuencia de encendido para lograr la caída de la estructura en la dirección deseada.

13.- Cítense cuatro variables relacionadas con las vibraciones producidas por las voladuras.

a.- Geología local y características de las rocas.

b.- Peso de la carga operante

c.- Distancia al punto de voladura

d.- Consumo específico de explosivo

e.- Tipos de explosivos

f.- Tiempos de retardo

g.- Variables geométricas de las voladuras

14.- Defínanse los parámetros característicos de las ondas que se producen en las voladuras.

Amplitud.- Desplazamiento máximo de un punto desde su posición de reposo.

Velocidad de partícula.- Velocidad a la que se desplaza el punto.

Aceleración.- Ritmo de cambio de la velocidad

Frecuencia.- Número completo de oscilaciones o ciclos por segundo. La frecuencia es inversa del periodo.

Voladuras Controladas

Febrero 2004

1. ¿Qué causa, ligada a los explosivos, es la responsable de las sobreexcavaciones que pueden producirse en las excavaciones que se realizan en los Macizos Rocosos? Justifíquese la respuesta.

Sólo un porcentaje (10-15%) de la Energía liberada por el explosivo se aprovecha para la fragmentación y desplazamiento de la Roca.

El exceso de Energía, entre el 85-90% reduce la Resistencia Estructural del Macizo Rocoso, fuera de la Teórica Línea de Rotura, de la Voladura, produciendo:

  • Nuevas Líneas de Rotura.

  • Apertura de Discontinuidades existentes. SOBREEXCAVACIONES

  • Disminución de la Cohesión

2. Inconvenientes de las Sobreexcavaciones en la Minería a Cielo Abierto

  • Mayor dilución del mineral en Minas Metálicas.

  • Aumento del Coste en Carga y Transporte.

  • Aumento del Aporte de Agua a las zonas de Trabajo.

  • Peores Condiciones de Seguridad para las Personas y Maquinaria.

3. Cuales son las Ventajas del Control de las Voladuras en los Taludes.

  • Elevación del Angulo del Talud

    • Incremento de las Reservas Recuperables

    • Disminución del Ratio de Explotación

  • Reducción del Riesgo de Desprendimientos parciales en los Taludes

    • Bermas de menor anchura.

    • Mejores condiciones de Seguridad

4. Cuales son los Inconvenientes de las Sobreexcavaciones en la Minería Subterránea.

      • Aumento de los Costes de Sostenimiento.

      • Necesidad de Reforzar el Macizo Rocoso Residual.

5. Cuales son las Ventajas de las Voladuras de Contorno en las Obras Subterráneas.

  • Mejor perfil de excavación

  • Mejora la ventilación

  • Mejores condiciones de Seguridad en las proximidades del frente

  • Menores necesidades de Saneo

6. Enumerar los Mecanismos Responsables de las Sobreexcavaciones.

  • Trituración de la Roca

  • Agrietamiento Radial

  • Reflexión de la Onda de Choque

  • Extensión y Apertura de las Grietas Radiales

  • Fracturación por Liberación de Carga

  • Fracturación por Cizallamiento

  • Rotura por Flexión

  • Rotura por Colisión

  • 7. ¿Cuáles son los factores que determinan el espesor del anillo de Roca triturada cuando un explosivo detona en un barreno?

    La trituración de la roca sucede cuando la Presión en el Frente de la Onda de Choque >>> Resistencia Dinámica a Compresión.

    El Anillo de Roca Triturada Aumenta con:

    • Presión de Detonación del Explosivo

    • Acoplamiento de las Cargas

    Para Evitar SOBREEXCAVACIONES, puede interesar utilizar:

  • Cargas Desacopladas

  • Explosivos con Alta Energía de Burbuja y Baja Energía de Tensión

  • 8. ¿Qué fenómenos se producen durante la Propagación de la Onda de Choque?

    Se producen con el mecanismo Agrietamiento Radial y son:

  • Compresión Radial de la Roca

  • Aparición de Esfuerzos de Tracción en la Roca

  • Formación de Grietas Radiales alrededor de la Zona Triturada que rodea al Barreno (Este fenómeno se produce cuando las Tensiones superan la Resistencia Dinámica a Tracción de las Rocas)

  • 9. Debido a que factores el Número y Longitud de las Grietas Radiales aumenta.

    El Nº y longitud de las Grietas Radiales aumenta con:

    • La Intensidad de la Onda de Choque en las Paredes del Barreno.

    • La Disminución de la Resistencia Dinámica a Tracción de la Roca.

    10. Al realizar una Voladura. ¿Cuándo se puede producir el fenómeno de DESCOSTRAMIENTO en el Macizo Rocoso?

    La fracturación de la Roca es provocada por LA ONDA DE TRACCIÓN REFLEJADA, pero si la Energía de esta Onda es superior a la Resistencia Dinámica de la Roca se producirá un DESCOSTRAMIENTO hacia el interior del M. Rocoso (INESTABILIDADES)

    11. En función de las distintas IMPEDANCIAS de los Materiales que componen el M. Rocoso. ¿Cuándo la Onda de Choque se transmitirá y cuando se reflejará?

    Si la Onda de choque atraviesa materiales de distinta impedancia podrá transmitirse, reflejarse o ambas cosas a la vez:

    Z = Z´ Gran parte de la Energía se TRANSMITIRÁ

    Z´<<< Z Gran parte de la Energía se REFLEJARÁ

    12. ¿Qué medidas deben tomarse para controlar las Sobreexcavaciones de los Macizos Rocosos?

    Para controlarse las Sobreexcavaciones debe intentarse:

  • No sobrepasar la Resistencia a Compresión Dinámica de la Roca

  • Mantener un Nivel de Vibraciones en el Macizo Rocoso, de manera que no genere Roturas por Descostramiento.

  • Utilizar explosivos adecuados al tipo de Roca, para evitar la Apertura de Fisuras por exceso de Gases.

  • 13. ¿Por qué en una Voladura de CONTORNO todos los barrenos deben dispararse simultáneamente?

  • Si se dispara una sola carga, se crea alrededor del barreno una zona de Roca Triturada y fuera de la misma otra zona de Grietas Radiales, que rodean a todo el Barreno.

  • Si se disparan simultáneamente dos cargas:

  • La Colisión de las 2 Ondas de Choque, se produce en el punto medio entre barrenos (si se inician simultáneamente) generando esfuerzos complementarios de Tracción, Perpendiculares al Plano Axial.

  • Las tracciones en el Plano Axial crean un nuevo Agrietamiento y favorece el desarrollo de las grietas radiales en la dirección del corte proyectado.

  • La extensión de las grietas se produce por el “Efecto Cuña” que ejercen los gases de la Voladura.

  • La propagación de las grietas en el Plano Axial, junto a la apertura provocada por la Presión de los Gases, permiten obtener un plano de Rotura coincidente con el corte determinado.

  • El mecanismo de una Voladura de Contorno comprende dos fenómenos distintos:

  • El primero derivado de la Onda de Choque (GRIETAS RADIALES)

  • El segundo derivado de la Acción de los Gases (PROPAGACIÓN DE GRIETAS Y APERTURA DE LAS GRIETAS)

  • 14. Características de la Voladura de Contorno PRECIZALLAMIENTO

    • El Plano de Fractura, se realiza previamente a la perforación de la Voladura Principal.

    • De cada dos o tres barrenos solo se carga uno

    • "Perforación: 37- 100 mm

    • Espaciamiento: 0,3- 1,3 m.

    • Carga/ Barreno: 0,12- 1,2 Kg/m.

    15. Cítense las características de la Voladura de Contorno realizada mediante la técnica llamada “Voladura AMORTIGUADAS”.

    Son voladuras semejantes a las convencionales, donde se ha modificado el diseño de la última fila en:

    • El Esquema Geométrico, que es más reducido.

    • Las Cargas del Explosivo:

      • Suelen ser menores y

      • Desacopladas

    Otras características de las V. Amortiguadas:

    • Se utilizan barrenos de gran ".

    • Se cargan todos los barrenos.

    • "Explosivo menor que "barreno.

    • El volumen del barreno no ocupado por explosivo Relleno con gravilla.

    • Iniciación simultánea con Cordón Detonante.

    • Pueden utilizarse barrenos guías.

    16. Que diferencias existen entre una Voladura de RECORTE y una de PRECORTE.

    VOLADURA DE PRECORTE

    Consiste en crear en el macizo rocoso una discontinuidad o plano de fractura antes de disparar las voladuras de producción, mediante una fila de barrenos, generalmente de pequeño diámetro, y con cargas de explosivo desacopladas.

    El disparo de los barrenos de precorte se puede realizar simultáneamente con los de destroza pero adelantándose un intervalo de tiempo de 90 a 120 milisegundos.

    VOLADURAS DE RECORTE

    Consiste en la voladura de una sola fila de barrenos con cargas de explosivos desacopladas.

    Esta técnica implica un arranque de roca hacia el frente libre, por lo que el espaciamiento de las cargas es mayor que el caso anterior, y resulta un menor coste.

    En minería a Cielo Abierto cuando los barrenos de recorte tienen el mismo diámetro que los de producción, esta técnica se conoce con el nombre de “Trim Blasting”.

    17. ¿Qué es la PRESIÓN DE BARRENO, y que formas hay para reducirla?

    PRESIÓN DE BARRENO es la presión ejercida por los Gases tras la Detonación.

    Reduciendo la Presión de Barreno hasta niveles acordes con la Resistencia de la Roca, se disminuyen las Sobreexcavaciones y el Nivel de Vibraciones.

    Formas de Reducir la Presión de Barreno:

  • Disminuyendo la Densidad del Explosivo (Añadiendo materiales inertes)

  • Disminuyendo el Diámetro del Explosivo (A menor diámetro menor velocidad)

  • Utilizando Cargas Desacopladas

  • 18. Enumera los tipos de Explosivos utilizados en las Voladuras de Contorno.

      • Cargas Convencionales

      • Cordones Detonantes

      • Cartuchos Especiales

      • Mezclas diluidas de Baja Densidad

    19. ¿Qué factores, relacionados con la perforación, influyen en los resultados de las Voladuras de Contorno.

    PRECISIÓN DE LA PERFORACIÓN

    Los barrenos deber ser Paralelos y mantenerse en el Plano de Rotura.

    Puede haber errores por:

    • Mal replanteo de la voladura

    • Mal posicionamiento de la perforadora

    • Emboquille defectuoso de los barrenos

    • Condiciones geológicas desfavorables

    • Técnicas inadecuadas de perforación (Calidad del varillaje, empuje inadecuado, velocidad de rotación inadecuada)

    Un buen barrenado consigue:

    • Igual Piedra para los barrenos

    • Igual Concentración de carga en la voladura

    • Igual Paralelismo de los barrenos

    20. ¿Cuáles son las premisas en función de las cuales se determina la DENSIDAD LINEAL DE CARGA?

  • Producir una Presión de Barreno inferior a la Resistencia Dinámica a Compresión de la Roca

  • Controlar el Nivel de Vibración generado en la Voladura que induce unas Tensiones en la Roca susceptibles de producir Roturas en las mismas.

  • 21. ¿Cuándo se obtienen los mejores resultados en el Tiempo de Retardo y Secuencia de Encendido en una voladura de Contorno?

      • Cuando todos los barrenos están conectados a la misma línea de Cordón Detonante.

      • Todos los barrenos se energetizan con el mismo número.

      • La voladura de Precorte se adelanta entre 90 y 120 milisegundos respecto a la voladura principal.

    22. ¿Cuáles son los principios fundamentales de las voladuras de Demolición de Edificios?

    FUNDAMENTO Colocación de pequeñas cargas de explosivos en puntos estratégicos de las estructuras para provocar su desequilibrio y fragmentación.

    PRINCIPIOS GENERALES:

  • Eliminar las uniones estructurales y seccionar las partes rígidas para que una vez provocado el desequilibrio de la estructura su propio peso realice el trabajo de destrucción.

  • Dividir y repartir las cargas para conseguir una rotura completa, controlando las Proyecciones y Vibraciones.

  • Prefijar la Dirección de Caída mediante la Secuenciación adecuada.

  • 23. Ventajas e Inconvenientes de las Demoliciones. Medidas de Seguridad.

    VENTAJAS

  • Menor Coste Global

  • Mayor Rapidez en la Ejecución

  • Perturbaciones Ambientales durante un corto espacio de tiempo

  • Elevado control de los trabajos

  • INCONVENIENTES

  • Necesidad de Proyecto de Voladuras

  • Tiempo dedicado a la obtención de Permisos

  • Imposibilidad de recuperar algunos elementos de valor

  • Necesidad de interrumpir el tráfico (zonas urbanas)

  • MEDIDAS DE SEGURIDAD

  • Colocación de Protecciones

  • Riego de la estructura y de los escombros

  • Inspección y Evaluación del área de voladura

  • Estudio de Vibraciones

  • 24. Variables relacionadas con las VIBRACIONES producidas por las Voladuras

    • Geología local y características de las Rocas

    • Peso de la Carga Operante

    • Distancia al punto de la voladura

    • Consumo específico de explosivo

    • Tipos de explosivos

    • Tiempos de Retardo: Nominal y específico

    • Variables geométricas de las voladuras: Diámetro de perforación, altura de banco, piedra y espaciamiento, sobreperforación, retacado, inclinación de los barrenos, desacoplamiento y tamaño de las voladuras.

    25. Defínanse los parámetros característicos de las Ondas que se producen en las Voladuras.

    Las Ondas realizan un Movimiento Ondulatorio Sinusoidal

    Los parámetros básicos de análisis son:

    AMPLITUD (A) Desplazamiento Máximo de un punto desde su posición de reposo.

    VELOCIDAD DE PARTÍCULA (v) Velocidad a la que se desplaza el punto.

    ACELERACIÓN (a) Ritmo de Cambio de la Velocidad.

    FRECUENCIA (f) Número completo de Oscilaciones o Ciclos por segundo. La frecuencia es inversa del período “Ts”

    Voladuras Controladas

    Septiembre 2004

    1.- Que mecanismos de rotura de la roca, relacionados directamente con el explosivo tienen influencia sobre las excavaciones.

    2.- Ventajas e inconvenientes del uso de las técnicas de las voladuras de contorno en minería y obras subterráneas.

    3.- Describir cuando y como se produce el agrietamiento radial cuando se realiza una voladura.

    4.- Describir cuando y como se produce la extensión y apertura de grietas radiales en una voladura.

    5.- Cuando se produce el fenómeno de descostramiento en el macizo residual en una voladura con explosivo.

    6.- ¿Por qué en las voladuras de contorno es preferible disparar los barrenos simultáneamente?. Describir el mecanismo de creación del corte proyectado en una voladura de contorno.

    7.- Voladura de Precorte ¿Qué es? ¿Para qué sirven?.

    8.- Ventajas e inconvenientes de las demoliciones de edificios con explosivos sobre los sistemas clásicos.

    9.- ¿Qué diferentes tipos de ondas sísmicas superficiales genera una voladura en un banco. ¿Cuáles son más peligrosas? ¿Por qué?.

    EJERCICIOS.

    1.- En un banco de roca caliza de densidad 2,5 T/m3 se dispara una voladura compuesta por barrenos cargados de Nagolita. Determínese la Presión máxima que el explosivo transmite a la roca.

    V. propagación de la onda sísmica en roca caliza = 3.000 m/s.

    V. de detonación de la nagolita = 3.500 m/s

    Densidad de la nagolita = 0,8 g/cm3.

    nz = ( ρe * VD ) / ( ρr * VC ) = ( 0,8 g/cm3. * 3.500 m/s ) / ( 2,5 g/cm3. * 3.000 m/s ) = 0,37

    PD = ( ρe * VD2 ) / 4 = ( 0,8 g/cm3. * 3.5002 m/s ) / 4 = 2.450.000 KPa.

    PTmax = ( 2 * PD ) / ( 1 + nz ) = 3.567.642,3 Kpa.

    2.- En una voladura de producción se consume 5.250 Kg. de explosivo y se arranca 15.000 m3 de roca.

    Se ha realizado precorte y fila amortiguada delante de aquel.

    ðP ( barrenos de producción ) = 89 mm.

    a.- Carga específica de los barrenos de la fila amortiguada.

    b.- Piedra y espaciamiento de la fila amortiguada.

    a.- C. Específica = 5.250 Kg. / 15.000 m3 = 0,35 Kg. / m3

    b.-

    3.- Cortar mediante explosivo una viga de acero de doble T.

    ¿Que cantidad de explosivo es necesario?.

    Area de las alas = 2 * 20 * 1,2 = 48 cm2

    Area del alma = ( 40 - 2,4 ) * 1 = 37,6 cm2

    Area total = 85,6 cm2

    Qexplosivo ( g. )= 34 * Area total ( cm2 ) = 34 * 85,6 = 2.910,4 g.

    Centrales, Subestaciones y Aparamenta

    Examen Junio 2004

    1.- Colocar sobre el esquema del ciclo de esta central térmica con recalentamiento intermedio, en su lugar apropiado, los números indicados en su correspondiente diagrama T-S

    T 7 9

    5

    6 8

    4

    3

    2

    1 10

    S

    Caldera 7

    . Sobrecalentador T.A.P. T.M.P. T A

    . 6 8 T.B.P. Alternador

    . Recalentador

    . 9 10 10

    . 5 Condensador Torre de Refrigeración

    . Economizador Desgasificador 1

    .

    . 3 2

    . B.A.A. B.C.

    . Calentadores de Alta Presión 4 Calentadores de Baja Presión

    2.- Para cada transformación del esquema de la pregunta 1 ( 1, 1-2, 2-3, 3-4, 4-5, 5-6, 6-7, 7-8, 8-9, 9-10 y 10-1 ) decir:

    a.- el tipo de transformación de que se trata

    b.- el aparato o equipo en el que tiene lugar.

    1.- El agua se encuentra en el condensador en estado líquido a presión atmosférica y temperatura ambiente aproximadamente.

    1-2.- Compresión - Aumento de presión por bombeo en la bomba de condensado

    2-3.- Calentamiento y Desgasificación en los intercambiadores de calor y en el desgasificador.

    3-4.- Compresión - Aumento de presión por bombeo en la bomba de alimentación.

    4-5.- Calentamiento en los intercambiadores de calor y en el economizador.

    5-6.- Ebullición - Cambio de estado de líquido a vapor en la caldera

    6-7.- Sobrecalentamiento según una curva de presión constante en la caldera.

    7-8.- Expansión en la Turbina de Alta Presión.

    8-9.- Recalentamiento en la caldera

    9-10.- Expansión en la Turbina de Media y Baja Presión.

    10-1.- Condensado en el condensador.

    3.- Definir el P.C.S. y el P.C.I.

    Poder Calorífico es el número de calorías desprendidas en la combustión completa de 1 Kg. de combustible si este es sólido o líquido, o de 1 m3 a 0 º C y 760 mm. de presión de columna de Hg. Si este es gaseoso.

    Se pueden distinguir dos valores distintos para el poder calorífico que se diferencian en el calor latente de vaporización de la humedad contenida en el mismo.

    El poder calorífico superior P.C.S. incluye este calor de vaporización

    El poder calorífico inferior P.C.I. no.

    4.- Decir que variables del combustible se obtienen en su análisis inmediato

    Del análisis inmediato de un combustible se obtiene:

    W.- Contenido en humedad ( % agua sobre bruto (todo el combustible))

    C.- Cenizas; % de materia inerte sobre el carbón seco.

    V.- Volátiles; % del combustible que se desprende al calentarlo, (sobre el seco).

    C.F.- Carbono Fijo; % sobre seco. C.F. = 100 - ( C. + V. )

    De una muestra solo se analiza la humedad ( W ), cenizas ( C ) y volátiles ( V ).

    El carbono es la diferencia C.F. = 100 - ( C. + V. ).

    5.-Decir que factores afectan a la capacidad de un molino de carbón.

    1.- Humedad del carbón, 2.- Desintegrabilidad, 3.- Tamaño de los trozos que se cargan, 4.- Finura del carbón molido, 5.- Temperatura del aire de entrada, 6.- Grado de llenado del molino, 7.- Disposición y estado de los elementos trituradores.

    6.- Tipos de calderas de centrales térmicas:

    a.- Según la circulación en el circuito agua - vapor.

    b.- Según el tiro de aire - gases.

    a.- Según la circulación en el circuito agua - vapor.

    1.- Circulación natural- funcionan según el principio del sifón aprovechando las diferencias de densidades entre el fluido caliente y el frío. El agua circula por los tubos del interior de la caldera que van desde el colector inferior al superior de donde va a parar al calderín. En este depósito se lleva acabo la separación del vapor seco (carente de humedad), de las gotas de agua líquida que vuelven a recircular por los tubos descendentes, denominados bajantes o downcomers, situados en la parte exterior de la caldera.

    Tan pronto como se calienta la pared de tubos, principalmente por efecto de la radiación, la densidad del agua en estos disminuye y la diferencia de peso impulsa la circulación en circuito cerrado. El agua de alimentación necesaria para contrarrestar el gasto de vapor seco que sale del calderín llega a éste por medio de un conducto procedente del economizado. La velocidad de circulación depende únicamente del flujo térmico del circuito.

    2.- Circulación asistida- Para presiones iguales o superiores a 200 Kg./ cm2 la diferencia de densidades de la mezcla agua - vapor es muy pequeña para las diferencias de temperaturas existentes en la caldera, por lo que el efecto sifón es muy pequeño y apenas puede recircular el agua, con lo cual se nos podría deteriorar la caldera por falta de recirculación del agua. Para solucionar este problema se instalan unas bombas de agua en las tuberías bajantes que se encargan de mantener la presión motriz de circulación en el circuito dentro de los límites adecuados. De esta forma se igualan los flujos en todos los tubos y se reduce el riesgo de sobrecalentamientos locales.

    3.- Circulación forzada.- también denominadas de flujo unidireccional o monotubulares. El agua es impulsada únicamente por bombas de alta presión, y conforme va recorriendo los tubos de la pared, el agua se calienta, se evapora y se sobrecalienta. Estas calderas pueden trabajar por lo tanto con presiones superiores a la crítica y no necesitan calderín ya que el vapor se encuentra en estado seco.

    b.- Según el tiro de aire - gases.

    1.- Tiro Natural

    Los gases circulan por diferencia de densidades entre los gases calientes dentro de la chimenea y el aire frío del exterior. Esta diferencia de presiones resultante debe ser la necesaria para vencer las pérdidas de carga en todo el recorrido del circuito aire - gases. Y para mantener una velocidad de circulación suficiente. Solo válido para pequeñas instalaciones.

    2.- Tiro Artificial

    2.1.- Tiro forzado.- Se introduce aire a presión al hogar ( se dice que está presurizado) de forma que se venzan los rozamientos y las pérdidas de carga en todo el trayecto de los humos.

    2.2.- Tiro inducido.- Se aspiran los gases del hogar que en este caso está en depresión. .

    2.3.- Tiro equilibrado.- Solución intermedia entre el tiro forzado y el inducido en el que un aspirador introduce aire a presión al hogar y otro aspira los gases.

    7.- Tipos de calentadores de aire y su misión en la central térmica

    El calentador de aire es un dispositivo situado en la parte final del recorrido de los gases, y a continuación del economizador o precalentador del agua de alimentación a la caldera. Su misión es recuperar parte del calor que todavía poseen los gases de la combustión para volver a introducirlo en la caldera, aumentando de esa forma el rendimiento del conjunto.

    Pueden ser del tipo recuperativo o regenerativo.

    Calentadores recuperativos.- Los gases y el aire están separados por una pared metálica que transmite el calor, por una parte circulan los gases y por la otra a contracorriente circula el aire.

    Calentadores regenerativos.- Esta superficie metálica es calentada y enfriada alternativamente por los gases y por el aire, respectivamente. El calentador tipo Ljundstrom consta de un rotor cilíndrico formado por sectores de chapa ondulada que permiten el flujo axial del aire y los gases que gira lentamente a velocidad constante. Cuando las chapas pasan enfrente de la corriente de gases calientes toman calor sensible de estos que es cedido al cabo de media vuelta cuando se encuentran en presencia de la corriente de aire fresco de entrada.

    8.- Tipos de turbinas de vapor; características de cada uno.

    Turbinas de acción.- Toda la caída de presión del vapor tiene lugar en la tobera, al mismo tiempo que se incrementa su velocidad. La velocidad se reduce progresivamente al pasar por el álabe pero la presión se mantiene constante. En el caso ideal de la velocidad de salida debería ser nula y entonces toda la energía habría sido aprovechada en el rodete, pero en la realidad el vapor sale con una pequeña velocidad residual. Para que el rendimiento sea máximo, la velocidad de los álabes debería ser casi la mitad de la velocidad absoluta del chorro de vapor. Debido a las altas presiones de la central se hacen escalonamientos para la caída de presión y de velocidad

    Escalonamientos de presión, se realizan en las toberas- Rateau

    Escalonamientos de velocidad- gran caída de presión en un grupo de toberas y se aprovecha la velocidad resultante del vapor en tantos grupos de álabes como sean necesarios. - Curtis.

    Turbinas de reacción.- toda la caída de presión tiene lugar en los álabes del rodete. Las turbinas designadas comúnmente como turbinas de reacción utilizan en realidad los principios de acción y reacción. En el primer grupo de paletas fijas el vapor se expande y gana velocidad, esta energía, junto con la debida a la siguiente expansión en los álabes móviles es absorbida por éstos. El proceso se repite de forma análoga en cada pareja de paletas hasta cubrir el salto total de presiones.

    9.- Pérdidas de calor en una caldera; enumerarlas en orden descendente.

    1.- Pérdida por calor sensible en gases secos

    2.- Pérdida por humedad en el aire

    3.- Pérdida por humedad e H2 en el combustible

    4.- Pérdida por inquemados sólidos

    5.- Pérdida por convección y radiación.

    6.- Pérdida por calor sensible en cenizas

    7.- Pérdidas diversas no medidas.

    10.- Elementos de un circuito cerrado de refrigeración de una central térmica; características y función de cada uno de ellos.

    Circuito cerrado de refrigeración de una central térmica es aquel en el que el agua circula por un sistema de canalizaciones cerrado, con la única aportación exterior del agua necesaria para compensar las pérdidas por evaporación y por fugas. Lo normal es disponer en este caso de sistemas de enfriamiento atmosféricos.

    Condensador Bomba Torre de refrigeración

    Torre de Refrigeración.- el agua procedente del condensador es llevada a una cierta altura dentro de la torre desde donde es repartida por medio de unas boquillas en forma de chorros finos que caen a un estanque inferior. En esta caída las gotas ceden su calor a una corriente de aire que fluye en sentido contrario. Para mejorar el intercambio la torre dispone de un material de relleno que retarda la caída del agua. Este material puede producir la formación de gotas o bien la caída en forma de láminas. A igualdad de velocidad del aire este último sistema produce menos pérdidas de carga y por tanto requiere menor superficie en planta. Además, al estar la superficie de enfriamiento perfectamente determinada permite un dimensionado más preciso de la torre. Como contrapartida presenta una mayor dificultad de limpieza. El material de relleno puede ser madera, amianto, cemento o plástico.

    La clasificación de las torres puede ser la siguiente:

    Por el tiro: 1.- inducido, 2.- forzado 3.- natural

    Por el flujo 1.- a contracorriente 2.- cruzado

    Condensador.- Constituye el foco frío del ciclo termodinámico y se encuentra físicamente situado debajo de la etapa de baja presión de la turbina. Su misión es condensar el vapor de agua que llega a él con un pequeño contenido de humedad que será devuelto de nuevo al foco caliente por la rama de retorno mediante las bombas de condensado.

    Condensador de superficie.- El vapor se condensa en la parte externa de unos tubos por los que fluye el agua de circulación que actúa como agente refrigerante del condensador. La razón es que el vapor de agua del ciclo, de3 alta pureza, no ensucia la superficie exterior de los tubos, que siempre es más difícil de limpiar que la superficie interior.

    Los condensadores de superficie pueden ser de paso único, en los cuales el agua circula en un solo sentido por todos los tubos, o de dos pasos, en los cuales el agua atraviesa la mitad de los tubos en un sentido y vuelve en sentido contrario a través de la otra mitad.

    Eyectores de aire.- Para aumentar el salto entálpico en la turbina, la presión en el condensador se mantiene por debajo de la atmosférica, a unos 25 mm. Hg. absolutos, aproximadamente. Son una especie de bombas de chorro que producen una depresión en tubo Venturi y aspiran el aire y los gases no condensables que son lanzados a la atmósfera.

    Estos eyectores actúan utilizando como elemento impulsor vapor extraído del proceso, y consta de dos etapas, con sus respectivos condensadores (intermedio y posterior ) a fin de recoger y recircular hacia el circuito principal el vapor de agua condensable que haya sido arrastrado desde el condensador.

    Bomba de circulación.- Toman el agua de la parte inferior de la torre de refrigeración y la envían al condensador.

    11.- Esquema de una central de ciclo combinado; Porqué su rendimiento es mayor que el de una central de ciclo único

    . gases Q2 Turbina de vapor Alternador

    .

    .

    .

    . Caldera Ev

    .

    . Gas natural

    . Q1 Q3

    . Gases Bomba

    . Aire Condensador

    .

    .

    .

    . Compresor Turbina de Gas Alternador Eg

    Se llaman así las centrales que utilizan un ciclo termodinámico de turbina de gas y otro de turbina de vapor conectados entre sí; la generación de electricidad tiene lugar en dos alternadores separados, uno de ellos accionado por la turbina de gas y otro por la turbina de vapor. No obstante también se construyen ciclos combinados con un solo alternador al que están acopladas ambas turbinas.

    La conexión entre ambos ciclos se realiza empleando el calor de salida de la turbina de gas para la generación del vapor de accionamiento de la turbina de vapor, a través de una caldera de recuperación de calor; también pueden ser utilizados otros combustibles adicionales en la misma caldera.

    El rendimiento que puede alcanzarse en una instalación de ciclo combinado es elevado en comparación con el de una central de ciclo simple; se llega a valores del orden del 55 %.

    12.- Esquema de una central de cogeneración con motor diesel. Ventajas de la cogeneración.

    . gases

    .

    . caldera

    . Q2

    . motor

    . Combustible Alternador

    Q1

    . Aire E

    Ventajas de la cogeneración.- Hay procesos industriales en los que se necesita emplear energía eléctrica y calor; ambos tipos de energía pueden generarse a través de procesos independientes, a partir de una o varias fuentes de energía primaria. Sin embargo existen procedimientos para la generación conjunta de calor y energía eléctrica, “cogeneración”, con los que en algunos casos se pueden conseguir los mismos resultados que con dos procesos independientes pero con un ahorro importante de energía primaria.

    El interés de la cogeneración es por tanto económico y es especialmente rentable cuando una instalación industrial necesita para su proceso energía eléctrica y calor y se dan condiciones adecuadas en sus valores y en la proporción entre ellos. La rentabilidad económica se deriva del mejor aprovechamiento de la energía calorífica del combustible (mayor rendimiento) y del favorable tratamiento legal para el precio de venta de la energía eléctrica sobrante.

    La fuente energética primaria utilizada es un combustible, aunque también puede ser el calor residual disponible en un proceso industrial.

    13.- Calcular la potencia en KW de un salto hidroeléctrico de altura neta 111,9 m. y 52,7 m3/ s de caudal; se supone que los rendimientos de la turbina y del alternador son 1.

    Potencia.- Ep = m ( Kg ) * g ( m / s2 ) * H´ ( m ) => Kg m2 / s2

    Sustituyendo la masa por: m = densidad * volumen = d ( Kg/m3 ) * Q ( m 3/ s ) * T ( s ) = Kg.

    d = 1.000 ( Kg/m3 )

    P = W / T = d ( Kg/m3 ) * Q ( m 3/ s ) * T ( s ) * g ( m / s2 ) * H´ ( m ) / T ( s )

    = 1.000 ( Kg/m3 ) * Q ( m 3/ s ) * H´ ( m ) * 10 ( m / s2 ) => Kg m2 / s3

    = 10.000 Q * H´ watios = 10 * Q * H´ Kw.

    P = 10 * 52,7 * 111,9 = 58.971,3 Kw

    14.- Si en el caso anterior el rendimiento de la turbina es 0,85 y el del alternador 0,92 ¿Cual es la potencia en bornes del alternador?

    Como el rendimiento de la turbina no es la unidad ðt = H” / H´

    Y el del generador tampoco ðg

    Tenemos ðt * ðg = 0,85 * 0,92 = 0,782

    Luego P = 0,782 * 10 * Q * H´ Kw.

    Q => Caudal ( m 3/ s ) H´ => altura del salto bruto ( m )

    P = 0,782 * 10 * 52,7 * 111,9 = 46.115,55 Kw

    15.- Órganos de desagüe de una presa; decir los tipos que hay y la función de cada uno de ellos.

    Aliviaderos.- Son vertederos de agua de grandes dimensiones situados en la parte superior de la central, protegen la central de las sobrecargas en el caso de grandes avenidas, y evacuan el caudal excedente que no puede ser turbinado por las máquinas. Suelen estar cerrados con compuertas de grandes dimensiones.

    Aliviaderos en carga o descargadores de fondo.- permiten vaciar el embalse para realizar operaciones de limpieza y mantenimiento.

    Tomas de agua.- Pueden estar situados sobre la propia presa o separadas de ella. Suministran el agua para las turbinas de la central.

    16.- ¿Que es el grado de reacción en una turbina hidráulica.?

    Se denomina grado de reacción al cociente entre la altura hidráulica que absorbe el rodete de la turbina en forma de presión respecto de la altura total.

    17.- ¿Cómo se regula el caudal de una turbina Francis o Kaplan? Como varía su rendimiento hidráulico al variar la potencia.?

    En la turbina Francis el agua a presión es llevada a una cámara espiral en forma de caracol, cuya misión es repartir el caudal por toda la periferia del rodete. Una serie de álabes fijos se encargan de canalizar correctamente las líneas de flujo del agua. Entre esta hilera de álabes fijos y el rodete se encuentra una segunda fila de álabes móviles o palas directrices que constituyen lo que se denomina el anillo distribuidor.

    Este distribuidor permite regular el caudal de la turbina sin que las venas líquidas sufran desviaciones bruscas o contracciones, permitiendo un rendimiento elevado incluso con cargas reducidas.

    18.- ¿Qué función tiene el tubo de aspiración en una turbina Francis o Kaplan?

    Con objeto de aprovechar al máximo la energía del salto hidráulico, la energía residual del agua a la salida debe ser lo menor posible. Para aprovecharla es preciso instalar los tubos de aspiración o difusores. Estos son canalizaciones en forma cilíndrica o troncocónica que toman el agua a la salida del rodete y la conducen hasta el socaz. Solo es aplicable esta solución en el caso de turbinas de reacción, ya que en las turbinas Peltón el agua, después de ceder su energía en las cucharas cae al foso de recogida de agua. El tubo de aspiración cumple una doble misión:

    1.- Si el rodete, por razones constructivas, está situado a una cierta altura por encima del canal de descarga el tubo aspirador permite recuperar esta altura para incrementar el salto motor.

    2.- Cuando el rodete está a una cota menor que el socaz, el tubo aspirador-difusor permite recuperar parte de la energía cinética del agua a la salida.

    Centrales Subestaciones y Aparamenta

    Exámenes de la Ingeniería Técnica años anteriores al 2004

    Preguntas sueltas.

    1.- Una central tiene una potencia de 300 Mw y en un año ha producido 2400 Millones de Kw * h. Calcular la potencia media de funcionamiento en ese año y las horas de utilización en ese año.

    Potencia media = 2.400.000.000 Kw * h. / 8.760 h. = 273,97 Mw.

    Horas de utilización = 2.400.000 Kw * h. / 300 Mw = 8.000 h.

    2.- Dibujar el esquema de un salto hidroeléctrico indicando: el salto total, bruto, neto y las diferentes pérdidas. Indicar la fórmula de la potencia del salto en Kw.

    h1 = pérdidas debidas al remanso

    h2 = pérdidas debidas al canal de derivación. h1, h2, h3

    h3 = pérdidas en la curva de presión. h4, h5, h6

    h4 = pérdidas en la tubería forzada.

    h5 = pérdidas en la turbina.

    h6 = pérdidas en la tubería de aspiración.

    h7 = pérdidas en el canal de desagüe.

    H = salto total H H” H´

    H´ = salto bruto

    H” = salto neto

    Potencia.- Ep = m ( Kg ) * g ( m / s2 ) * H´ ( m ) => Kg m2 / s2 h7

    Sustituyendo la masa por: m = densidad * volumen = d ( Kg/m3 ) * Q ( m 3/ s ) * T ( s ) = Kg.

    d = 1.000 ( Kg/m3 )

    P = W / T = d ( Kg/m3 ) * Q ( m 3/ s ) * T ( s ) * g ( m / s2 ) * H´ ( m ) / T ( s )

    = 1.000 ( Kg/m3 ) * Q ( m 3/ s ) * H´ ( m ) * 10 ( m / s2 ) => Kg m2 / s3

    = 10.000 Q * H´ watios = 10 * Q * H´ Kw.

    Como el rendimiento de la turbina no es la unidad ðt = H” / H´

    Y el del generador tampoco ðg

    Tenemos ðt * ðg = 0,75

    Luego P = 0,75 * 10 * Q * H´ Kw.

    Q => Caudal ( m 3/ s ) H´ => altura del salto bruto ( m )

    3.- Tipos de turbinas hidráulicas. Diciendo para cada tipo la altura de salto, si tiene presión en su carcasa, si aprovecha toda la altura del salto, con que órgano se regula, dirección del agua al entrar y salir con relación al eje del rodete.

    Altura Carcasa Aprovecha Regulación Flujo Flujo

    del salto a presión toda la altura de entrada de salida

    Kaplan < 20 m. si si Distribuidor Axial Axial

    Francis 20 - 200 m. si si Distribuidor Radial Axial

    Pelton > 200 m. no no Válvula de Radial Radial

    inyección

    4.- Explicar cual es la función de una chimenea de equilibrio en una conducción a presión.

    La misión de una chimenea de equilibrio es la de amortiguar el denominado golpe de ariete que es una variación de la presión ( sobrepresiones y depresiones ) que se produce en las tuberías cuando actuamos sobre una válvula cerrándola o abriéndola de forma brusca.

    La chimenea de equilibrio no es más que una cámara de expansión de superficie libre en donde el volumen de agua puede oscilar libremente.

    En algunas ocasiones, en las que la tubería de descarga de la turbina tiene una longitud apreciable, debe disponerse asimismo una chimenea de equilibrio aguas debajo de la turbina.

    5.- En el diagrama entregado del ciclo de una central térmica:

    a.- Marcar sobre el diagrama los puntos que corresponden del 1 al 10 en el diagrama T - S

    b.- Poner el nombre de cada transformación entre dos números consecutivos

    c.- Poner el nombre del aparato donde se realiza cada transformación

    d.- Fórmula del rendimiento termodinámico de este ciclo a partir del diagrama T - S dibujado.

    a,b,c.- ver solución de la pregunta nº 1 del examen de junio de 2004

    d.- ð = ( Q1 - Q2 ) / Q1

    como el calor en el diagrama T - S es el área comprendida entre la transformación y el eje de entropía

    Q1 = área comprendida entre ( a, 1, 2, 3, 4, 5, 6, 7, b, a ) y ( c, 8, 9, d, c )

    Q2 = área comprendida entre ( a, 1, 10, e, a )

    Calculando estas áreas y aplicando la fórmula anterior podemos obtener el rendimiento del ciclo.

    T 7 9

    5

    6 8

    4

    3

    2

    1 10

    a b c d e S

    6.- Describir la forma de mejorar el rendimiento de un ciclo termodinámico de una central.

    a.- Disminución de la presión del condensador

    b.- Aumento de la presión de la caldera ( del vapor vivo ).

    c.- Aumento de la temperatura del vapor vivo ( emplear vapor sobrecalentado )

    d.- Emplear recalentamiento intermedio

    e.- Precalentar el agua de alimentación.

    f.- Emplear ciclos binarios

    g.- Emplear ciclos combinados

    h.- Cogeneración.

    a.- Disminución de la presión del condensador

    Según se puede ver en la curva T - S al bajar la presión de escape en el condensador, disminuye la temperatura de T2 a T3 aumentando así el rendimiento al disminuir el calor perdido.

    Inconvenientes.-

    El vapor a la salida de la turbina es más húmedo lo que acorta la vida de la turbina

    No se dispone de medios para refrigerar más el condensador

    Aumenta el trabajo de la bomba lo que disminuye un poco el rendimiento

    T 7 9 p - 4 atm

    5

    6 8 p - 1,01 atm

    4

    3

    T2 2

    1 10 p - 0,127 atm

    . T3

    S

    b.- Aumento de la presión de la caldera ( del vapor vivo ).

    Según vemos en el diagrama, el aumento de la presión del vapor mejora el rendimiento del ciclo, pero no en todos los casos. A partir de cierto valor de la presión, su aumento no mejora el rendimiento.

    Un inconveniente del aumento de la presión del vapor vivo es que si la temperatura no es suficientemente alta, el final de la expansión puede corresponder a un vapor demasiado húmedo, con peligro de erosión en los álabes de la turbina.

    c.- Aumento de la temperatura del vapor vivo ( emplear vapor sobrecalentado )

    En este caso puede afirmarse que sin excepción, el rendimiento de un ciclo aumenta si se eleva la temperatura del vapor vivo. Puede fácilmente comprobarse en el diagrama T - S

    El mayor problema que presenta la elevación de temperatura del vapor es el coste de los materiales. El límite de empleo de aceros ferríticos es aproximadamente de 560 ºC, a temperaturas superiores es necesario emplear aceros austeníticos, mucho mas caros y con problemas constructivos y de explotación.

    El sobrecalentamiento se hace ya en todas las centrales térmicas lo que pasa es que no se puede calentar todo lo que se quiera debido a la dificultad de conseguir materiales que conserven sus propiedades mecánicas por encima de los 600 ºC y sean aptos para la construcción de las piezas de las central sometidas a estas Temperaturas y presiones.

    d.- Emplear recalentamiento intermedio

    Ante la limitación que supone las características de los materiales disponibles para las turbinas, que no permiten superar ciertas temperaturas, se acude para mejorar el rendimiento al empleo del recalentamiento intermedio del vapor.

    Todos los recalentamientos aumentan el rendimiento lo que pasa es que no es económico más que uno ya que se complica excesivamente la central y por tanto su coste de utilización.

    El agua calentada y vaporizada en la caldera, pasa al sobrecalentador, donde alcanza mayor temperatura, transformándose en vapor sobrecalentado, de ahí pasa de nuevo a expansionarse en la turbina de alta presión regresando de nuevo a la caldera, al recalentador intermedio, donde se recalienta alcanzando mayor temperatura según una línea isóbara, una vez recalentado se expansiona en la turbina en los cuerpos de media presión y baja presión.

    e.- Precalentar el agua de alimentación.

    De una turbina con extracciones de vapor se saca una pequeña parte del vapor para calentar el agua de alimentación de la caldera. . Con ello mejoramos el rendimiento ya que la caldera trabaja mejor a alta temperaturas. Con este método la potencia de la central disminuye ya que el vapor extraído no realiza trabajo en la turbina pero tampoco se pierde su parte proporcional en el condensador por lo que el rendimiento aumenta..

    f.- Emplear ciclos binarios

    Un ciclo binario consiste en dos ciclos termodinámicos en paralelo, aprovechando el segundo ciclo el calor de condensación del primero por lo que el calor cedido al foco frío es menor. Se puede hacer un ciclo como este con una sustancia que tenga un elevado punto de condensación ej. Hg.

    ð = ( Q1 - Q3 ) / Q1

    No existen actualmente centrales explotadas mediante ciclos binarios, puesto que el Hg ataca a los metales.

    . ð ð

    . Q1

    . Q2 Q3

    . Hg

    g.- Emplear ciclos combinados

    En la combustión del gas natural en una caldera - turbina se puede aprovechar el gas de salida para un segundo ciclo termodinámico

    . gases Q2 Turbina de vapor Alternador

    .

    .

    .

    . Caldera Ev

    .

    . Gas natural

    . Q1 Q3

    . Gases Bomba

    . Aire Condensador

    .

    .

    .

    . Compresor Turbina de Gas Alternador Eg

    h.- Cogeneración.

    El rendimiento aumenta si además de la electricidad aprovechamos el calor producido para otro proceso.

    . gases

    .

    . caldera

    . Q2

    . motor

    . Combustible Alternador

    Q1

    . Aire E

    Ventajas de la cogeneración.- Hay procesos industriales en los que se necesita emplear energía eléctrica y calor; ambos tipos de energía pueden generarse a través de procesos independientes, a partir de una o varias fuentes de energía primaria. Sin embargo existen procedimientos para la generación conjunta de calor y energía eléctrica, “cogeneración”, con los que en algunos casos se pueden conseguir los mismos resultados que con dos procesos independientes pero con un ahorro importante de energía primaria.

    El interés de la cogeneración es por tanto económico y es especialmente rentable cuando una instalación industrial necesita para su proceso energía eléctrica y calor y se dan condiciones adecuadas en sus valores y en la proporción entre ellos. La rentabilidad económica se deriva del mejor aprovechamiento de la energía calorífica del combustible (mayor rendimiento) y del favorable tratamiento legal para el precio de venta de la energía eléctrica sobrante.

    La fuente energética primaria utilizada es un combustible, aunque también puede ser el calor residual disponible en un proceso industrial.

    7.- Tipos de torres de refrigeración; función de la torre en un ciclo de una central térmica. Principios de funcionamiento.

    Las torres de refrigeración tienen como objeto refrigerar el agua encargada de extraer el calor del condensador. La torre enfría el agua del condensador y esta una vez que está fría se vuelve al condensador.

    Tipos de torres.

    Húmedas a.- Circulación natural b.- Circulación forzada.

    Secas a.- Circulación natural b.- Circulación forzada.

    Húmeda de circulación natural. El agua procedente del condensador entra a una altura no muy alta y es dispersada en finas gotas que caen resbalando por unas placas de madera o fibra de vidrio en las cuales se produce el contacto con el aire que sube, produciéndose una transferencia de calor del agua al aire.

    El rendimiento es mejor cuanto mejor sea el contacto del agua con el aire ya que a mayor contacto mas agua se evapora absorbiendo su calor latente de cambio de estado y enfriando el resto de la gota que no se evapora.

    El agua cae de arriba abajo en forma de cortinas y produce un salto de temperatura de unos 10 a 12 ºC.

    Su rendimiento varía con la temperatura exterior, siendo menor el rendimiento a mayor temperatura exterior.

    Húmeda de circulación forzada. Funcionan igual que la anterior, pero la circulación del aire se asegura con un ventilador por lo que son de menor altura y no hace falta que tengan la sección hiperbólica. Al agua de refrigeración se le añaden productos para evitar corrosiones e incrustaciones en el condensador.

    Secas de circulación natural.- El aire en ellas circula por diferencia de densidades de abajo a arriba, ya que el aire caliente es menos denso que el frío.

    En este tipo de torres no hay contacto directo entre el agua y el aire por lo que el intercambio de calor entre el agua y el aire se realiza a través de la pared de los tubos, por esto para refrigerar lo mismo que las húmedas, las secas has de ser mucho más grandes.

    Se utiliza en centrales donde no se dispone del agua necesaria para la instalación de una torre húmeda.

    Las de tiro forzado son iguales pero con un ventilador axial que empuja el aire y por tanto son de menor altura.

    Quiniela de Centrales.

    1.- Parámetros centrales.

    2.- Altura de salto y potencia de una central hidroeléctrica

    3.- Tipos de turbinas y sus características

    4.- Clasificación de las centrales hidroeléctricas.

    5.- Clasificación de las presas

    6.- Misión de una chimenea de equilibrio

    7.- Ciclo de una central térmica ( dibujo )

    8.- Diagrama de una central térmica.

    9.-Pérdidas en las calderas de carbón

    10.- Tipos de torres de refrigeración

    11.- Formas de mejorar el rendimiento de un ciclo termodinámico

    12.- Dibujar el esquema de un ciclo de una térmica de 4 calentadores de baja presión, desgasificador y dos calentadores de alta presión

    13. Explicar como se obtiene el valor del rendimiento de un ciclo todo cerrado, representado en el diagrama T - S

    14.- Enumerar, en orden aproximado de importancia, las pérdidas de una caldera de carbón.

    15.- Tipos de calderas de vapor según estos criterios: presión de vapor (subcríticas, supercríticas, ..) circulación de agua ( natural, forzada, controlada), presión en el hogar (presurizadas, despresurizadas).

    16.- Funciones del condensador ¿Por qué funciona en depresión en el lado del vapor?

    17.-Chimenea de equilibrio, golpe de ariete.

    18.- Características medidas en el análisis del carbón.

    19.- Tipos de colectores de polvo.

    20.- Fenómenos químicos que ocurren en el agua de la caldera a causa de las sales. Tipos y tratamientos.

    21.- Tipos de precipitadores de cenizas.

    22.- Decir para que sirven los calentadores de aire y tipos de calentadores

    23.- Tipos de filtros de cenizas.

    Centrales, Subestaciones y Aparamenta

    Examen Septiembre 2004 14-9-04

    1.- Colocar sobre el esquema del ciclo de esta central térmica con recalentamiento intermedio, en su lugar apropiado, los números indicados en su correspondiente diagrama T-S. Indicar el cambio que se realiza, de que tipo es, y en que máquina tiene lugar.

    T 7 9

    5

    6 8

    4

    3

    2

    1 10

    S

    Caldera 7

    . Sobrecalentador T.A.P. T.M.P. T A

    . 6 8 T.B.P. Alternador

    . Recalentador

    . 9 10 10

    . 5 Condensador Torre de Refrigeración

    . Economizador Desgasificador 1

    .

    . 3 2

    . B.A.A. B.C.

    . Calentadores de Alta Presión 4 Calentadores de Baja Presión

    2.- Un carbón tiene 10 % de humedad, 15 % de volátiles, X % de cenizas y un 72 % de Carbono Fijo. Determinar X % de cenizas.

    El % de H es 1%. Si el PCS es 6.000 Kcal determinar el PCI.

    100 % muestra = % cenizas + % de volátiles + % de carbono fijo.

    % cenizas = 100 % muestra - % de volátiles - % de carbono fijo.

    % cenizas = 100 % muestra - 15 % de volátiles - 72 % de carbono fijo. = 13 %.

    PCI = PCS - 6 W - 54 H W % agua H % hidrógeno

    PCI = 6000 Kcal. - 60 Kcal.- 54 Kcal. = 5.886 Kcal.

    3.- Calentador de aire secundario, que es y para que sirve, que ventajas e inconvenientes tiene, tipos .

    4.- Numera en orden decreciente de importancia las pérdidas en una caldera de una Central Térmica.

    5.- Tratamiento del agua de aportación a una Central Térmica antes de introducirla al ciclo agua-vapor.

    6.- Define velocidad específica de una turbina hidráulica.

    Es la velocidad en r.p.m. que tendría una turbina semejante y que desarrollase una potencia de 1 C.V. con una altura de un metro.

    7.- Dibuja el By-pass de una Central Térmica, para que sirve, ventajas e inconvenientes.

    8.- Dibuja el ciclo de cogeneración de un Generador de Gasóleo. Pon nombre a las partes más importantes y define que es la cogeneración, ventajas e inconvenientes.

    9.- Ciclo binario de una turbina de gas, dibuja el diagrama, explícalo, ventajas e inconvenientes de este ciclo sobre una Central Térmica de carbón.

    10.- Clases de turbinas Hidráulicas, Clasificación según su utilización. Organos de control del caudal, etc.

    11.- Tubos de aspiración de las turbinas Francis y Kaplan. Que son, para que sirven, ventajas.

    12.- Una central hidráulica de 200 MW de potencia ha trabajado en el año 2003 un total de 7.000 horas produciendo 600.000.000 KWh.

    Calcular el número de horas trabajadas y la potencia media suministrada a la red durante las horas de funcionamiento.

    Centrales, Subestaciones y Aparamenta

    Examen Septiembre 2004 14-9-04 Ejercicio Práctico.

    Una Turbina está instalada en una central de estas características:

    1.- Altura de salto bruto: 240 m.

    2.- Longitud de la tubería forzada: 260 m.

    3.- Diámetro de la tubería forzada: 0,8 m.

    4.- Caudal: 1,5 m3/s

    5.- Velocidad específica de la turbina: 60 r.p.m.

    6.- Rendimiento total de la turbina: 0,88

    7.- Rendimiento del alternador: 0,92

    8.- Tiempo de cierre de la válvula: 20 S.

    Calcular:

    De que tipo de turbina se trata: Pelton.

    La altura del salto neta: H = 240 m. - 3,57 m. = 236,429 m.

    Las pérdidas de carga en la tubería forzada, usando la fórmula de Darcy. La tubería es de acero soldado.

    ð h = ð q2 L d -5 = 0,002 * 1,5 2 * 260 * 0,8 -5 = 3,57 m.

    La sobrepresión máxima en la tubería forzada por golpe de ariete, usando la formula de Micheaud.

    h = 2 L v g -1 T -1 = 2 * 260 * 2,98 * 9,81-1 * 20 -1 = 7,9 m.

    v = Q * S-1 = 1,5 m3/s * ( ð * 0,4 2 ) -1 = 2,98

    La potencia puesta a disposición del alternador o potencia entregada al eje del alternador.

    P1 = 0,88 * 10 * Q * H´ = 0,88 * 10 * 1,5 *236,429 = 3.120,8 Kw.

    La potencia en bornes del alternador

    P2 = 0, 92 * P1 = 2.871,2 Kw.

    La velocidad real de giro de esta turbina, utilizando la potencia anterior y la altura neta calculada,

    ns = n * P 1/2 * H -5/4 = 60 * 3120,81/2 * 236,43 -5/4 = 3,61 r.p.m.

    Centrales, Subestaciones y Aparamenta

    Examen Junio 2004 Ejercicio Práctico.

    Una Turbina Francis está instalada en una central de estas características:

    1.- Altura de salto bruto: 100 m.

    2.- Longitud de la tubería forzada: 200 m.

    3.- Diámetro de la tubería forzada: 2 m.

    4.- Caudal: 20 m3/s

    5.- R.p.m. 428

    6.- Tiempo de cierre de la válvula de entrada a la turbina: 30 s.

    7.- Las pérdidas de carga en el tubo de aspiración son de 0,3 m y la altura del tubo 3,5 m.

    8.- Rendimiento total de la turbina: 0,85

    9.- Rendimiento del alternador: 0,92

    10.- Tiempo de lanzamiento de la turbina: 60 s.

    Calcular:

    1.- La altura del salto neta.

    2.-Las pérdidas de carga en la tubería forzada, usando la fórmula de Darcy. La tubería es de acero soldado.

    3.- La sobrepresión máxima en la tubería forzada por golpe de ariete, usando la fórmula de Micheud.

    4.- La potencia puesta a disposición del alternador o potencia entregada al eje del alternador.

    5.- La potencia en bornes del alternador.

    6.- La velocidad específica de esta turbina, utilizando la potencia anterior y la altura neta.

    7.- La sobrevelocidad máxima en caso de cierre total de la válvula de entrada a la turbina, cuando el grupo funciona a plena carga.

    Ingeniería Geológico - Ambiental. Teoría

    Junio 2004

    1.- Aspectos del proyecto básico en la solicitud y concesión de la autorización ambiental integrada según la Ley 16/2002 de 1 de Julio.

    La solicitud de la autorización ambiental integrada contendrá, al menos la siguiente documentación, sin perjuicio de lo que a estos efectos determinen las comunidades Autónomas.

    1.a.- Proyecto básico que incluya al menos los siguientes aspectos:

    • Descripción detallada y alcance de la actividad y de las instalaciones, los procesos productivos y el tipo de producto.

    • Documentación requerida para la obtención de la correspondiente licencia municipal de actividades clasificadas regulada en Decreto 2414/1961, de 30 de noviembre, por el que se aprueba el Reglamento de actividades Molestas, Insalubres, Nocivas y Peligrosas, o en las disposiciones autonómicas que resulten de aplicación, sin perjuicio de lo establecido en el apartado 2 del artículo 29.

    • En caso de modificación sustancial de una instalación ya autorizada, la parte o partes de la misma afectadas por la referida modificación.

    • Estado ambiental del lugar en el que se ubicará la instalación y los posibles impactos que se prevean, incluidos aquellos que puedan originarse al cesar la explotación de la misma.

    • Recursos naturales, materias primas y auxiliares, sustancias, agua, y energía empleadas o generadas en la instalación.

    • Fuentes generadoras de emisiones de la instalación

    • Tipo y cantidad de las emisiones previsibles de la instalación al aire, a las aguas y al suelo, así como, en su caso, tipo y cantidad de los residuos que se vayan a generar, y la determinación de sus efectos significativos sobre el medio ambiente.

    • Tecnología prevista y otras técnicas utilizadas para prevenir y evitar las emisiones procedentes de la instalación o, y si ello no fuera posible, para reducirlas.

    • Medidas relativas a la prevención, reducción y gestión de los residuos generados.

    • Sistemas y medidas previstos para reducir y controlar las emisiones y los vertidos.

    • Las demás medidas propuestas para cumplir los principios a los que se refiere el artículo 4 de la Ley.

    • Un breve resumen de las principales alternativas estudiadas por el solicitante, si las hubiera.

    2.- Matrices de interacción causa - efecto. Ventajas e inconvenientes.

    Ventajas:

    • No exige grandes tratamientos matemáticos

    • Muy útil para identificar todos los impactos posibles.

    • Buena visión del conjunto de efectos

    • Permiten un gran margen de maniobra a los usuarios.

    • Buen procedimiento para exponer los resultados de forma sintética.

    Precauciones:

    • Cuidado de no repetir más de una vez un mismo impacto.

    • Estimar adecuadamente los parámetros utilizados en la evaluación.

    • Definir correctamente los factores y los indicadores.

    • Utilizar procesos sistemáticos que disminuyan la subjetividad.

    • Tratar de conseguir homogeneidad en las amplitud o detalle de las acciones y factores del proyecto escogido.

    Inconvenientes:

    • Los resultados finales se refieren a valores de parámetros de diferente naturaleza, no homogéneos, excepto en comparación de alternativas.

    • El número de matrices para detectar perfectamente el impacto puede llegar a ser elevado, lo que puede dificultar el proceso de análisis.

    • No hay garantías de que la escala de evaluación escogida tenga igual significación en todos los factores ambientales.

    3.- Programa de Vigilancia Ambiental. Normativa, definiciones, objetivos.

    Art. 11 R.D. 1131/88: Elaboración de un programa de Vigilancia Ambiental cuya finalidad sea “establecer un sistema que garantice el cumplimiento de las indicaciones y medidas protectoras y correctoras, propuestas”.

    Capítulo IV del R.D. 1131/88 asigna a la autoridad competente sustantiva en cada caso, la responsabilidad del seguimiento y control de los proyectos sometidos al procedimiento de EIA, sin perjuicio de la vigilancia que puedan ejercer los órganos administrativos de Medio Ambiente.

    Definiciones:

    • Conjunto de criterios de carácter técnico que en base a la predicción realizada sobre los efectos ambientales del proyecto, permitirá realizar a la Administración un seguimiento eficaz y sistemático tanto del cumplimiento de lo estipulado en la Declaración de Impacto Ambiental, como de aquellas alteraciones de difícil previsión que pudieran aparecer.

    • Conjunto de actividades que proporcionan lo datos químicos, físicos, geológicos, biológicos y otros de tipo ambiental, social o de salud requeridos por los gestores ambientales.

    Objetivos:

    • Asegurar las condiciones de operación, de acuerdo con lo establecido en el E.s.I.A.

    • Facilitar la gestión ambiental, permitiendo controlar los efectos no anticipados, por medio de modificación de medidas correctoras.

    • Analizar los impactos ambientales previstos para una adecuada gestión de riesgos e incertidumbres.

    • Modificar la aplicación o el desarrollo de medidas correctoras en el caso de efectos adversos inesperados sobre el medio ambiente.

    • Determinar la exactitud de las predicciones de impactos realizadas y la eficacia de las medidas correctoras en orden a aplicar esta experiencia en futuras actividades del mismo tipo.

    • Utilizar los resultados de la vigilancia ambiental para determinar la compensación necesaria que debe pagarse a los ciudadanos locales afectados por el proyecto.

    4.- Factores del medio susceptibles de sufrir impactos.

    Los factores del medio susceptibles de recibir impactos son los elementos, cualidades y procesos del entorno que pueden ser afectados por el proyecto.

    Criterios de selección:

    Ser relevantes, es decir, portadores de información significativa sobre el estado y funcionamiento del medio.

    Ser excluyentes, es decir, sin solapamientos ni redundancias que puedan dar lugar a repeticiones en la identificación de impactos.

    Ser medibles o cuantificables, en la medida de lo posible, pues muchos de ellos serán intangibles, directamente o indirectamente a través de algún indicador.

    Ser fácilmente identificables, es decir de una definición nítida y de una percepción fácil sobre campo, mapas o información estadística.

    Ser operativos, fácilmente utilizables.

    Ser fiables

    Ser suficientes y necesarios

    Orientados hacia la fácil integración del proceso

    Ser homogéneos en el nivel de detalle.

    5.- Ventajas e inconvenientes de la desulfuración con carbonato sódico.

    Ventajas:

    • El carbonato sódico es un reactivo de alta calidad, con una capacidad de desulfuración muy superior a la caliza, ello supone que la relación líquido gas precisa es sensiblemente inferior aproximadamente 2 litros/m3 frente a los 8 litros/m3 de la caliza. Por lo que se consumen menores cantidades de reactivo.

    • Los equipos son de menor tamaño y se reducen los consumos por flujo de fluido de lavado.

    • El carbonato de sodio así como los productos de la reacción son completamente solubles con lo que se eliminan los problemas de deposición de residuos sólidos en el sistema.

    • La eficiencia probada de este sistema es elevada en torno al 90 %.

    Inconvenientes:

    • Problemas de disponibilidad del carbonato sódico

    • El grado de peligrosidad para el medio ambiente de los residuos formados de base sodio, lo que obliga a adoptar precauciones para su deposición.

    • Costes de inversión inicial menores, frente a unos gastos de operación considerablemente superiores, lo que limita a la adecuación de este sistema cuando sea posible establecer un contrato de suministro de reactivo Carbonato sódico muy ventajoso.

    6.- Estimación de consumos de reactivo, agua y aditivos en desulfuración por vía húmeda.

    Consumo de energía oscila entre el 1,2 y el 1,5 % de la potencia de la central

    Consumo de reactivos: depende del tamaño de la instalación, del contenido de SO2 y del grado de eficacia de desulfuración requerido.

    Si se utiliza como reactivo cal en lugar de caliza, el consumo es menor estimándose la diferencia en torno a un 12 %.

    Los consumos que se estiman para centrales de carbón, basándose en una eficacia de desulfuración del 95 % y funcionando a plena potencia son:

    Cal 0,0123 ton/h

    % S * Mw

    Caliza 0,0137 ton/h

    % S * Mw

    Consumo de agua.

    Si se emplea cal el consumo de agua es mayor pues el apagado de cal consume agua.

    Cal 0,0942 m3/h

    % S * Mw

    Caliza 0,0514 m3/h

    % S * Mw

    Consumo de aditivos.

    Se usa el ácido fórmico. Se estima un consumo: da igual usar cal ó caliza:

    0,041 litros/h

    % S * Mw

    Producción de residuos

    Las cantidades estimadas de producción de residuos sólidos se hacen tomando como base un contenido en agua máximo del 10 % y unos grados de conversión de reactivo en yeso del 95 % para la cal y de 85 % para la caliza, y son:

    Cal 0,0185 ton/h

    % S * Mw

    Caliza 0,0229 ton/h

    % S * Mw

    7.- Sistema de desulfuración Wellman-Lord

    Es el proceso de desulfuración regenerable más habitual de los que hay en operación actualmente.

    Comprende la absorción del SO2 de los humos en torre de lavado por una disolución de sulfito sódico SO3Na2 e hidróxido sódico HaOH y la posterior regeneración por vía térmica de la misma, obteniendo ácido sulfúrico, azufre o dióxido de azufre líquido. Los gases procedentes de la caldera son introducidos en un prelavador donde se retienen las cenizas, el clorhídrico ClH y el Fluorhídrico FH que contengan. De ahí va a la torre de absorción donde el azufre queda retenido en forma de bisulfito sódico que se descompone en sulfito sódico y SO2 gas para lo cual es necesario un importante aporte de calor.

    El sulfito sódico es reenviado al lavador y la corriente de SO2 con 90% de pureza se envía a la planta de tratamiento de azufre.

    Las reacciones de absorción producen además de sulfitos, sulfatos sódicos que no se descomponen en el evaporador por lo que han de ser purgados del sistema.

    La eficiencia de desulfuración que se pueda alcanzar se sitúa en torno al 90%.

    La principal ventaja del sistema es que se trata de un proceso regenerable y no se precisan grandes cantidades de reactivo ni se generan grandes volúmenes de residuos a eliminar. Como inconveniente tenemos elevados costes de inversión necesarios, costes de funcionamiento elevados dado la gran cantidad de energía a aportar para la regeneración del reactivo y la gran sensibilidad del sistema frente a la presencia de partículas en el flujo del gas.

    .

    .

    .

    . recalentador

    .

    . gases de caldera

    . Reposición NaOH

    .

    .

    . Tanque de disolución

    . Agua

    .

    . lavador

    . prelavador

    .

    .

    . tanque de mezcla

    . Evaporador - Cristalizador SO2

    .

    .

    . Vapor

    . Unidad de regeneración

    . Purga de sulfatos

    . Planta de azufre

    Ingeniería Geológico - Ambiental. (Ingenieros Técnicos) Teoría Junio 2004

    1.- Evaluación detallada de Impacto Ambiental, profundidad y equipo técnico. Esquema, Metodologías.

    Legislación Estatal.

    Esquema Metodológico Ordinario según el 1131/88.

    Inventario Ambiental. Contenido

    Declaración de Impacto Ambiental. Propiedades.

    Ingeniería Geológico-Ambiental. Teoría

    Septiembre 3-9-04

    1.- D.I.A., E.t.I.A., I.I.A.

    2.- Decreto Legislativo de Castilla y León 1/2000. ¿A que se refiere? ¿ Que deroga?

    ¿ Que desarrollan los capítulos II y III ?

    3.- Esquema metodológico de la D.I.A.

    4.- Esquema de Procedimiento Administrativo de Restauración.

    5.- F.G.D. en vía húmeda, posibles configuraciones del sistema en C.T.

    Ingeniería Geológico - Ambiental. Práctica 1

    Junio 2004

    1.- Si le indican que un determinado depósito de lodos es Clase 3 Categoría D según clasificación de la ITC 08.02.01 “Depósito de lodos en procesos de tratamiento de industrias extractivas"” diga qué le están señalando, con relación a sus características ( en cuanto a tamaño y daños potenciales ).

    Que es una presa de lodos pequeña con altura de dique < 5 m (clase 3 ) y que su funcionamiento incorrecto o rotura puede producir daños materiales de escasa importancia. ( categoría d ).

    2.- Explique muy brevemente cómo puede afectar una voladura o un seismo al dique de una balsa de lodos constituido por materiales sueltos.

    Dado que los lodos están constituidos por sólidos y líquidos es difícil que no exista un cierto nivel freático en el dique, es posible que los reajustes de tensiones y desplazamiento tangenciales producidos por los seísmos o voladuras puedan producir un aumento de la presión de poro ( u ) en el dique y eso genera una reducción de la resistencia al esfuerzo cortante, pudiendo llegar a la rotura o incluso la licuefacción en caso de materiales saturados sin cohesión ( c=0 )

    Recordar ð = c + (σ - u ) tan ð

    Se valorará cualquier otra respuesta razonada

    3.- ¿Cuál es la finalidad básica de la denominada Autorización Ambiental Integrada (AAI)?. Una instalación de combustión a la que aplique la Ley IPPC 16/2002, que estuviera en funcionamiento en el momento de su publicación y no haya sufrido ninguna modificación sustancial debe disponer de dicha AAI?

    Establecer las condiciones que garanticen el cumplimiento de la Ley IPPC para las instalaciones sometidas a la misma, a través de un procedimiento que asegure la coordinación entre las Administraciones, reduzca las cargas administrativas a particulares y, en definitiva, disponer de un sistema de prevención y control de la contaminación que integre en un solo acto de intervención administrativa todas las autorizaciones ambientales.

    Si debe disponer de AAI, como todas las instalaciones a las que aplique la referida Ley. Antes del 31-10-07

    4.- Cite las tres posibles categorías de vertederos según el R.D. 1481/2001 (art. 4 ). De ella:

    a.- Indique cual o cuales deben tener un revestimiento artificial impermeable bajo la masa de residuos y un sistema de recogida de lixiviados.

    b.- En cuál de ellas se pueden realizar vertidos líquidos.

    Clases de vertedera: Residuos peligrosos, no peligrosos, inertes. Pueden clasificarse en más de una categoría, siempre que dispongan de celdas independientes y cumplan la legislación.

    a.- los peligrosos y los no peligrosos

    b.- En ninguno

    Ingeniería Geológico - Ambiental. Práctica 2

    Junio 2004

    1.- Indique como afecta a la denominada “Ley IPPC 16/2002” a

    a.- Las empresas afectadas por ella.

    b.- La administración Central

    c.- Las administraciones autonómicas

    con relación a las denominadas MTDs. (mejores técnicas disponibles.

    a.- Estar al corriente de las MTDs. de su sector.

    b.- Deberá suministrar a las CCAA ( comunidades autónomas ) información sobre las MTDs. y en su caso hacer guías de las mismas.

    c.- Disponer información sistematizada de las mismas, particularmente de aquellas en los que se basan los valores límite de emisión.

    2.- En el cálculo de estabilidad de un talud donde un bloque puede deslizar por una superficie plana bien definida, suponga le dan los siguientes datos:

    Suma de fuerzas resistentes en la superficie de deslizamiento, debidas a al cohesión y rozamiento de materiales: 1.000 KN.

    Fuerza total debida al peso del bloque susceptible de deslizar, paralela a la superficie de deslizamiento 60.000 Kp.

    Suma de fuerzas estabilizadoras generadas en la superficie de deslizamiento por anclajes perpendiculares a la superficie de deslizamiento: 20 Toneladas

    Ángulo del talud: 45º

    Factor de seguridad F.S. = Fuerzas resistentes / Fuerzas desestabilizadoras = 2

    F. resistentes = 1.000 * 103 N + 20 * 104 N = 1,2 * 106 N

    F. desestabilizadoras = 60.000 * 10 N = 0,6 * 106 N

    F.S. = 1,2 * 106 N / 0,6 * 106 N = 2

    Nota: 10 N = 1 Kp. 1 t = 103 Kp. g= 10 m/s2

    3.- De los sistemas clásicos de construcción (aguas arriba, dique central, etc. ) de diques para balsas de lodos, disponiendo de espacio y a igualdad de calidad constructiva, cual:

    a.- Permite una mayor capacidad de recrecimiento en caso de almacenamiento de lodos con muchos líquidos.

    b.- Proporciona mejor resistencia sísmica.

    c.- tiene costes de ejecución más bajos.

    a.- Aguas abajo.

    b.- Aguas abajo.

    c.- Aguas arriba.

    4.- ¿Cómo afecta al transporte la Directiva 2003/87/CE en la que se establece un régimen para el comercio de los derechos de emisión de gases de efecto invernadero, en la Unión Europea? ¿ Y a USA y Rusia?

    No afecta esta directiva al transporte. Se aplica en otros sectores ( generación eléctrica, Siderurgia, Cementos, papel, etc. ).

    Lógicamente las Directivas de la Unión Europea solo afectan a paises miembros. Rusia y Estados Unidos no se ven afectados, aparte de que no ratificaron en tratado de Kioto, por lo que en principio no piensan cumplir dicho tratado.

    5.- En alguna ciudad española ha habido problemas de daños en edificios debido a la subsidencia. Se llegó a la conclusión que era debido al descenso del nivel freático (sequías, sobreexplotación de acuíferos, etc.) Explique brevemente dicho fenómeno, indicando si, en general y en condiciones similares, puede esperarse que éste sea más acusado en terrenos consolidados o en los no consolidados.

    Al disminuir la presión intersticial por descenso el freático, aumenta la presión efectiva; y en terrenos arcillosos, blandos o no consolidados pueden producirse lentas, pero importantes subsidencias.

    Afecta más a los terrenos no consolidados.

    Ingeniería Mineralúrgica y Metalúrgica

    Final Febrero 4-2-04

    Primera Parte

    1.- Deducir analíticamente como variará la presión de descomposición de los carbonatos según:

    CO3 M (s/l) CO2 (g) + MO (s/l),

    a.- Al variar la temperatura.

    b.- Al variar la afinidad del óxido por el CO2

    teniendo en cuenta que las líneas de formación de los mismos en un diagrama ðGº / T, tienen una disposición semejante a las de formación de los óxidos.

    2.- Determinar analíticamente (de dos modos distintos ) si es o no posible efectuar la reducción directa del MgO con C a 1.800 º C, según:

    MgO ( s ) + C ( s ) Mg ( g ) + CO ( g )

    Suponiendo que se mantiene una presión de trabajo en el horno de 0,5 atm. y que no hay entradas de aire, es decir que los únicos gases presentes son el CO y el Mg.

    3.- Problema.- Hallar la expresión que relaciona directamente la presión de descomposición de un sulfato, según:

    SO4M ( s/l ) MO ( s/l ) + SO2 ( g ) + 1/2 O2 ( g )

    Con el ðGº o con la constante de equilibrio de la reacción de formación

    4.- Aplicación: Construir sobre el diagrama ðGº / T de formación del sulfato magnésico según:

    MO ( s/l ) + SO2 ( g ) + 1/2 O2 ( g ) SO4 M ( s/l )

    La escala que da la presión de descomposición del mismo.

    Segunda Parte

    Cuestión 1.- Explicar el efecto del azufre sobre el hierro. Reacciones de eliminación del mismo. Comentar las posibilidades de llevarlas a cabo en el Horno Alto y en los distintos procedimientos de fabricación del acero.

    Cuestión 2.- Ventajas e inconvenientes del procedimiento LD respecto a los otros procedimientos de fabricación del acero.

    Tema 1.- Procedimiento mineralúrgico Bayer de purificación de la Bauxita y calcinación final de esta para obtener alúmina.

    Tema 2.- Refinado del cinc en columnas de destilación.

    Primera Parte

    1.- Deducir analíticamente como variará la presión de descomposición de los carbonatos según:

    CO3 M (s/l) CO2 (g) + MO (s/l),

    a.- Al variar la temperatura.

    b.- Al variar la afinidad del óxido por el CO2

    teniendo en cuenta que las líneas de formación de los mismos en un diagrama ðGº / T, tienen una disposición semejante a las de formación de los óxidos.

    La variación de la constante de equilibrio con la temperatura se establece en la ecuación conocida como Isócora de Vant´Hoff.

    ðGº = - R T ln K K = PCO2

    diferenciando

    d ðGº / d T = - R ln PCO2 - R T ( d ln PCO2 / d T )

    multiplicando por T

    T * d ðGº / d T = - R T ln PCO2 - R T 2 ( d ln PCO2 / d T )

    ðGº = ðHº - T ð Sº

    d ðGº / d T = - ð Sº

    ðGº - ðHº = - T ð Sº

    ðGº - ðHº = ðGº - R T 2 ( d ln PCO2 / d T )

    ðHº = R T 2 ( d ln PCO2 / d T ) ðHº / ( R T 2 ) = ( d ln PCO2 / d T )

    integrando

    d ln PCO2 = ( ðHº / R ) * d T / T 2

    [ ln PCO2 ]21 = - ( ðHº / R ) [ 1 / T ]21

    ln ( P2 CO2 / P1 CO2 ) = - ( ðHº / R ) [ 1 / T2 - 1 / T1 ]

    ln P2 CO2 - ln P1 CO2 = ( ðHº / R ) [ 1 / T1 - 1 / T2 ]

    Al variar la afinidad por el óxido, si la afinidad aumenta se nos consumiría CO2 (g) por lo cual el único gas que hay el CO2 se nos consumiría y por tanto disminuiría PCO2.

    Al disminuir la afinidad por el óxido ðGº es menos negativo, tendrá un valor menor ðGº / R T por lo que también disminuye e ðGº / R T y por lo tanto 1 / e ðGº / R T aumenta y consiguientemente aumenta PCO2.

    2.- Determinar analíticamente (de dos modos distintos ) si es o no posible efectuar la reducción directa del MgO con C a 1.800 º C, según:

    MgO ( s ) + C ( s ) Mg ( g ) + CO ( g )

    Suponiendo que se mantiene una presión de trabajo en el horno de 0,5 atm. y que no hay entradas de aire, es decir que los únicos gases presentes son el CO y el Mg.

    ( 1 ) 2 Mg + O 2 = 2 Mg O ðGº( 1 ) 1800 = -620 Kj mol-1 O2

    ( 2 ) 2 C + O 2 = 2 C O ðGº( 2 ) 1800 = -590 Kj mol-1 O2

    ( 3 ) MgO ( s ) + C ( s ) Mg ( g ) + CO ( g ) ðGº( 3 ) 1800 = 200 Kj mol-1 O2

    ðGº( 3 ) 1800 = ( ðGº( 2 ) 1800 - ðGº( 1 ) 1800 ) / 2 = 15 Kj mol-1 O2

    (1) 2 Mg + O2 2 MgO ð G0(1) = - 620 - (1)/2 MgO Mg + 1/2 O2 ð G0-(1/2) = 310

    (2) 2 C + O2 2 CO ð G0(2) = - 590 (2)/2 C + 1/2 O2 CO ð G0(2/2) = - 295

    _________________________________________________

    (3) = - (1)/2 + (2)/2 MgO + C Mg + CO ð G0(3) = 15

    ð G = - R T ln K 15000 = - R T ln K K = e -15000 / R T

    K = e -15000 / 8,314 2073 = 0,4188 en el equilibrio

    K = PMg * PCO = 0,25 * 0,25 = 0,252 = 0,0625 en el sistema

    Pdesc = PMg + PCO = 2 PMg

    PMg = 1/2 Pdesc = 0,25

    PCO = 1/2 Pdesc = 0,25

    Como la constante en nuestro sistema es menor que en el equilibrio, la constante K tenderá a aumentar por lo que también tenderá a aumentar PMg y PCO por lo cual la reacción ( 3 ) se desplazará hacia la derecha.

    2º Procedimiento

    Vamos a hallar ð G en condiciones de operación, no en condiciones estandar.

    ð G operación = ð G º + R T ln (PMg * PCO ) (PMg * PCO ) no es K, K sería en el equilibrio

    ð G operación = ð G º + R T ln (PMg * PCO ) = 125 103 + 8,314 * 1573 (- ln ( P CO / P CO2 ) ) =

    = 15 103 + 8,314 * 2073 * 2,303 (- log (PMg * PCO ) ) =

    = 15 *103 + 8,314 * 2073 * 2,303 ( -log 0,0625 ) = 15 *103 - 47.793,96 = - 32793,96

    ð G operación < 0 la reacción es posible

    3.- Problema.- Hallar la expresión que relaciona directamente la presión de descomposición de un sulfato, según:

    SO4M ( s/l ) MO ( s/l ) + SO2 ( g ) + 1/2 O2 ( g )

    Con el ðGº o con la constante de equilibrio de la reacción de formación

    ðGº = - R T ln K ðGº = - R T ln (a MO ) * PSO2 * ( PO2 ) 1/2 / (a SO4M )

    K = PSO2 * PO2 1/2

    ðGº = - R T ln PSO2 * PO2 1/2

    Como tenemos un mol de SO2 y 1/2 mol de O2 entonces

    PSO2 + 1/2 PO2 = P desc 1/2 PSO2 = PO2 P desc = 3/2 PSO2

    K = PSO2 * PO2 1/2 = 2/3 P desc * ( 1/3 P desc )1/2 = ( 2 / 3 3 / 2 ) P desc 3/2

    K = ( 2 / 3 3 / 2 ) P desc 3/2 = e - ðGº / R T

    P desc = ( ( 3 3 / 2 / 2) e - ðGº / R T ) 2/ 3

    4.- Aplicación: Construir sobre el diagrama ðGº / T de formación del sulfato magnésico según:

    MO ( s/l ) + SO2 ( g ) + 1/2 O2 ( g ) SO4 M ( s/l )

    La escala que da la presión de descomposición del mismo.

    P desc = ( ( 3 3 / 2 / 2) e - ðGº / R T ) 2/ 3

    P desc 900ºC = ( ( 3 3 / 2 / 2) e - ðððððð / 8,314 * 1.173 ) 2/ 3 = ( 2,598 * 9,81934 10 -5 ) 2/ 3 = 4,022 10 -3

    log P desc 900ºC = - 2,39

    P desc 600ºC = ( ( 3 3 / 2 / 2) e - ððððððð / 8,314 * 873 ) 2/ 3 = ( 2,598 * 4,197 10 -9 ) 2/ 3 = 4,197 10 -6

    log P desc 600ºC = - 5,30

    0º K 0ºC 300 600 900 1200

    - 50

    - 90

    -100

    10 - 2,39 -

    -140

    - 150 Mg SO4

    -3---

    Y

    - 200

    -4 --- L

    Y

    -250

    -5 ---

    X

    10 -5,30

    5,30 - 2,39 = 2,91

    2,91 ------- L 2,91 ------- L

    0,30 ------- X X = 0,3 L / 2,91 1 ------- Y Y = L / 2,91

    Hay que seguir con las divisiones de unidades cada ( L / 2,91 ) para arriba y para abajo en la escala anterior. La separación entre la escala y el gráfico es indiferente, sirve cualquiera.

    Segunda Parte

    Cuestión 1.- Explicar el efecto del azufre sobre el hierro. Reacciones de eliminación del mismo. Comentar las posibilidades de llevarlas a cabo en el Horno Alto y en los distintos procedimientos de fabricación del acero.

    El azufre S es totalmente soluble en arrabio llega a este procedente tanto del mineral de hierro que lo contiene, como del aportado por el coque en el horno alto y perjudica la calidad del acero dado que cuando se calienta, el FeS forma con el hiero que lo rodea un eutéctico a 960 ºC muy por debajo de la temperatura de fusión del Fe y forma burbujas líquidas y forma hojas, formando poros. De tal forma que cuando se lamina el acero, quedan poros.

    Empleando escorias básicas, es posible que en las zonas bajas del horno se forme sulfuro de calcio, y así disminuye el porcentaje de azufre. La presencia de un alto contenido de manganeso también es beneficiosa para la eliminación de una parte del azufre, porque se forma sulfuro de manganeso, que es insoluble en la fundición y por su menor peso específico pasa a la escoria.

    En todos los procesos siderúrgicos es posible eliminar una parte del porcentaje de azufre que contienen las cargas, empleando altas temperaturas, elevado contenido en manganeso y escorial calcáreas.

    Una pequeña parte de azufre escapa volatilizado con los gases por el tragante.

    Otra parte del azufre se elimina por la acción del manganeso. Se forma sulfuro de manganeso que es insoluble en las aleaciones de hierro y en el crisol del horno alto, sube, por tener menor densidad que la fundición y se separa con la escoria.

    Finalmente, otra parte del azufre se puede eliminar, al gotear la fundición a través de la escoria básica y calcárea, y formarse sulfuro de calcio que queda en la escoria.

    Cuanto más básica sea la escoria , mayor será la eliminación del azufre.

    FeS + MgO + C S Mg + Fe + CO

    FeS + CaO + C S Ca + Fe + CO

    S Mn + CaO + C S Ca + Mn + CO

    FeS + MnO + C S Mn + Fe

    Posteriormente también se hace una desulfuración en la cuchara a la salida del horno mediante la adición de carbonato sódico en polvo, carburo de calcio, cianamida cálcica etc.

    FeS + Na2 CO3 + C Na2 S Mg + Fe O + 2 CO

    MnS + Na2 CO3 + C Na2 S Mg + Mn O + 2 CO

    La eliminación del azufre se realiza por la acción de una escoria bien desoxidada, muy básica y reductora, que puede estar formada principalmente por cal y un cierto porcentaje de carburo de calcio CaC2.

    El azufre no se puede eliminar en el convertidor Besemer y solo parcialmente en el Thomas y en los hornos Siemens, porque en esos procesos el ambiente y la escoria son oxidantes, y en ningún momento del proceso se puede mantener la escoria suficientemente desoxidada para conseguir la eliminación del azufre.

    En el horno eléctrico básico, en la segunda parte del proceso, se mantiene la escoria básica y desoxidada, consiguiéndose, además, crear una atmósfera prácticamente neutra, por lo que es posible bajar sin dificultad el contenido de azufre hasta un 0,015%.

    Cuestión 2.- Ventajas e inconvenientes del procedimiento LD respecto a los otros procedimientos de fabricación del acero.

    Tema 1.- Procedimiento mineralúrgico Bayer de purificación de la Bauxita y calcinación final de esta para obtener alúmina.

    Tema 2.- Refinado del cinc en columnas de destilación.

    Ingeniería Mineralúrgica y Metalúrgica

    Final 6-9-04

    Primera Parte

    1.- El calor de combustión del etano a una temperatura T es de 1561 Kjul/mol.

    Determinar las variaciones de Energía Interna y de entalpía suponiendo:

    a.- Que la reacción se realiza a V cte.

    b.- Que la reacción se realiza a P cte.

    2.- Determinar analíticamente (de dos modos distintos ) la posibilidad de reducir el MnO en un horno a 1300 ºC, manteniendo una relación CO/CO2 en la atmósfera del mismo de 104,5.

    Comparar el resultado con el obtenido gráficamente, haciendo un esquema.

    3.- Problema.-

    Hallar la expresión analítica de la presión de descomposición del (SO4) 3 Al2, según:

    1/3 (SO4) 3 Al2 ------ 1/3 Al2 O3 + SO2 + 1/2 O2

    en función de ðG y T.

    Para ello trazar previamente la línea correspondiente a la reacción de formación, según la inversa de la anterior.

    b.- Construir la escala gráfica que nos permita obtener dicha presión de descomposición mediante una función sencilla de la misma.

    Segunda Parte

    Tema 1.- Desarrollar detalladamente la 2ª fase del procedimiento de fabricación del acero en el horno eléctrico trifásico de arco.

    Ventajas e inconvenientes comparativos con los otros procedimientos de fabricación del acero.

    Tema 2.- Procedimiento New Jersey de fabricación del cinc en retorta vertical.

    Tema 3.- Procedimiento mineralúrgico Bayer de purificación de la Bauxita y calcinación final de esta para obtener alúmina.

    Primera Parte

    1.- Cuestión

    El calor de combustión del etano a una temperatura T es de 1561 Kjul/mol.

    Determinar las variaciones de Energía Interna y de Entalpía suponiendo:

    a.- Que la reacción se realiza a V cte.

    b.- Que la reacción se realiza a P cte.

    C2H6 (g) + 7/2 O2 (g) 2 CO2 (g) + 3 H2O(g)

    ð U = Q absorbido - W desarrollado

    ð Q = ð U + ð W

    H = U + P V

    A V constante: dV = 0 ð Q = ð U + ð W

    ð Q = ð Uv + P d V dV = 0

    ð Q = - 1561 Kjul/molC2H6 por ser calor desprendido el signo negativo.

    ð Uv = ð Q = - 1561 Kjul/molC2H6

    ð H = ð U + ð ( P V )

    ð H = ð U + ð n R T = - 1561 Kjul/molC2H6 + 0,5 R T 10-3 Kj. mol

    ð n = incremento del número de moles gaseosos = 0,5 moles

    A P constante: d P = 0

    ð H P = ð Q P = - 1561 Kjul/molC2H6

    ð H = ð U + ð ( P V )

    ð U = ð H - ð n R T = 1561 Kjul/molC2H6 - 0,5 R T 10-3 Kj. mol

    2.- Cuestión

    Determinar analíticamente (de dos modos distintos ) la posibilidad de reducir el MnO en un horno a 1300 ºC, manteniendo una relación CO/CO2 en la atmósfera del mismo de 104,5.

    Comparar el resultado con el obtenido gráficamente, haciendo un esquema.

    (3) MnO + CO Mn + CO2

    (1) 2 CO + O2 2 CO2 ð G0(1) = - 300 (1/2) CO + 1/2 O2 CO2 ð G0(1/2) = - 150

    (2) 2 Mn + O2 2 MnO ð G0(2) = - 550 -(2/2) Mn 1/2 O2 + Mn ð G0-(2/2) = 275

    _________________________________________________

    (3) = (1/2) -(2/2) MnO + CO Mn + CO2 ð G0(3) = 125

    ð G = - R T ln K 125000 = - R T ln ( P CO2 / P CO ) ln P CO / P CO2 = 125000 / R T

    P CO / P CO2 = e 125.000 / R T P CO / P CO2 = e 125.000 / ( 8,314 1573 ) = 10 125.000 / ( 8,314 1573 ln 10 )

    P CO / P CO2 = 10 4,15 Esta es la relación de P CO / P CO2 en el equilibrio.

    Como nuestra atmósfera tiene una relación de P CO / P CO2 = 10 4,5 Tenemos más CO del que tendría la reacción en equilibrio por lo tanto la reacción tenderá a reducir la cantidad de CO, luego la reacción es posible.

    Esto también es posible de ver en la gráfica. Si cogemos la escala de Oxidos y las reacciones:

    (1) 2 CO + O2 2 CO2

    (2) 2 Mn + O2 2 MnO

    unimos el punto C donde corta la reacción (1) a la escala en grados K con el punto donde corta la reacción (2) a la línea vertical que representa los 1300ºC ( aproximadamente - 550 Kjul/mol de O2 )

    Nos corta a la línea de P CO / P CO2 aproximadamente en el punto P CO / P CO2 = 10 4,15

    Que nos da la relación en el equilibrio para las presiones del P CO / P CO2

    Y por tanto llegamos a las mismas conclusiones que en el razonamiento anterior.

    Como nuestra atmósfera tiene una relación de P CO / P CO2 = 10 4,5 Tenemos más CO del que tendría la reacción en equilibrio por lo tanto la reacción tenderá a reducir la cantidad de CO, luego la reacción es posible.

    P CO / P CO2

    0º K ð G

    - 100 ---

    100 -

    - 200 ---

    101 -

    - 300 __

    102 -

    - 400 ---

  • 2 CO + O2 2 CO2 103 -

  • - 500 ---

    104 -

    - 600 ---

    105 -

    - 700 --- (2) 2 Mn + O2 2 MnO

    106 -

    - 800 ---

    107 -

    - 900 ---

    -273 0 200 400 600 800 1000 1200 1400 1600 1800 2000 2200 ºC

    2º Procedimiento

    Vamos a hallar ð G en condiciones de operación, no en condiciones estandar.

    ð G operación = ð G º + R T ln ( P CO2 / P CO ) ( P CO2 / P CO ) no es K, K sería en el equilibrio

    ð G operación = ð G º + R T ln ( P CO2 / P CO ) = 125 103 + 8,314 * 1573 (- ln ( P CO / P CO2 ) ) =

    = 125 103 + 8,314 * 1573 * 2,303 (- log ( P CO / P CO2 ) ) =

    = 125 *103 + 8,314 * 1573 * 2,303 ( -4,5 ) = 125 *103 - 135.533,04 = - 10533,03

    ð G operación < 0 la reacción es posible

    3.- Problema.-

    a.- Hallar la expresión analítica de la presión de descomposición del (SO4) 3 Al2, según:

    1/3 (SO4)3 Al2 1/3 Al2 O3 + SO2 + 1/2 O2

    en función de ðG y T.

    Para ello trazar previamente la línea correspondiente a la reacción de formación, según la inversa de la anterior.

    b.- Construir la escala gráfica que nos permita obtener dicha presión de descomposición mediante una función sencilla de la misma.

    (1) SO2 + 1/2 O2 SO3

    (2) 1/3 Al2 O3 + SO3 1/3 (SO4) 3 Al2

    ____________________________________________________

    (3) 1/3 Al2 O3 + SO2 + 1/2 O2 1/3 (SO4)3 Al2

    ð Gº (3) = ð Gº (1) + ð Gº (2)

    Vamos al diagrama de sulfatos

    29mm. 55 mm. 84 mm.

    300 ºC ð Gº (3) = ( - 43,28 ) + ( - 82,08 ) = - 125,36 Kj

    10mm. 19 mm. 29 mm.

    600 ºC ð Gº (3) = ( - 14,92 ) + ( - 28,35 ) = - 43,27 Kj

    Cogemos estos dos puntos en el diagrama de sulfatos y trazamos la gráfica de la ecuación:

    (3) 1/3 Al2 O3 + SO2 + 1/2 O2 1/3 (SO4) 3 Al2

    T = 300 ð Gº (3) = - 125,36 Kj

    T = 600 ð Gº (3) = - 43,27 Kj

    a.- Una vez trazada la gráfica vamos a hallar la P de descomposición.

    1/3 (SO4) 3 Al2 1/3 Al2 O3 + SO2 + 1/2 O2

    ð G = - R T ln K K = P SO2 * P O2 1/2

    P. descomposición = P SO2 + P O2 P SO2 = 2 P O2

    P. descomposición = 3 P O2

    P O2 = (1 / 3 ) P. descomposición

    P SO2 = ( 2 / 3 ) P. descomposición

    ð G = - R T ln ( (2 / 3 ) P. descomposición * (( 1 / 3 ) P. descomposición )1/2 )

    ð G = - R T ln (2 / 3 * 31/2 ) P3/2. descomposición

    ð ð G / R T = ln (2 / 3 * 31/2 ) P3/2. descomposición

    e ð ðG ð R ð = (2 / 3 * 31/2 ) P3/2. descomposición

    P3/2. descomposición = ( 3 * 31/2 / 2 ) e ð ðG ð R ð P. descomposición = (( 3 * 31/2 / 2 ) e ð ðG ð R ð ð 2/3

    Tomando para los valores

    400 ºC = 673 º K ð Gº = - 89,55

    P3/2. descomposición = 2,598 e ðððððð ð ð,ððð ð ððð = 41,57

    P. descomposición = 268,114 = 10 2,43

    600 ºC = 873 º K ð Gº = - 44,77

    P3/2. descomposición = 2,598 e ðððððð ð ð,ððð ð ððð = 1240,17

    P. descomposición = 43673,91 = 10 4,64

    Vamos a la gráfica y a 1 cm. de la linea derecha del diagrama trazamos la línea de descomposición: y ubicamos los dos puntos anteriores, ahora interpolamos para hallar 100,

    101, 102, 103, 104, 105, 106,....

    4,64 - 2,43 = 2,21 107 mm --- 2,21

    X --- 1 x = 48,42 mm cada unidad logarítmica

    107 mm --- 2,21

    X --- 0,64 x = 30,99 mm esta es la distancia por encima de 10 4,64 que nos da el punto 10 4

    A partir de este punto trazamos cada 48,42 mm las diversas unidades logarítmicas 100, 101, 102, 103, 104 105, 106,....

    0º K 0ºC 300 600 900 1200

    -44,47

    - 50 SO2 + 1/2 O2 SO3

    102,43

    - 89,55

    -100 1/3 Al2 O3 + SO3 1/3 (SO4)3 Al2

    103 -

    - 150 1/3 Al2 O3 + SO2 + 1/2 O2 1/3 (SO4)3 Al2

    104 -

    - 200

    -250 400

    104,64

    Complementos de Laboreo

    Parcial 13-5-04

    1.- Describir un escraper con todos sus componentes, y su modo de trabajo. Exponer algún ejemplo de aplicación idónea. Complicaciones que se pueden presentar y forma de evitarlas. Variante de estacada.

    2.- ¿Cómo se construiría un pozo para retorno de ventilación en unos terrenos carboníferos poco resistentes, entre dos plantas de un pozo vertical? Explicar el método propuesto, materiales utilizados, geometría y acabado.

    3.- Soluciones para el arranque de una capa de carbón de 2,5 m. de potencia con pendientes de 45 º, 30º y horizontal. Explicar método de arranque, tipo de sostenimiento y tratamiento del postaller en cada caso.

    4.- Método de explotación de una mina subterránea de pizarra: describir accesos, sostenimiento, método de arranque. Situación final. Comparación con la explotación en cantera, ventajas e inconvenientes.

    5.- Soluciones técnicas para los dos casos siguientes:

    a)- para conseguir avanzar una galería o túnel de 200 m de longitud y de 30 m2 de sección en terrenos de baja calidad resistente ( RMR < 15 )

    b)- para el caso de atravesar una formación caliza con cavernas huecas o rellenas de arcillas y material aluvionar.


    Complementos de Laboreo

    Final 16-6-04

    Primer Parcial.

    1.- Avance de galerías con minador. Indicar en un cuadro las potencias del motor de corte según la RCS (Resistencia a Compresión Simple ) de la roca. Describir el sistema más idóneo de evacuación posterior del material arrancado. Citar los sistemas de seguridad que debe incorporar el sistema.

    2.- Explotación subterránea de pizarras. Detallar método y equipos empleados.

    3.- Que tipo de transporte se debe instalar en una explotación por sutiraje con subniveles horizontales que descargan a un pozo. Definir el sistema, características de los equipos y cálculo de la energía de accionamiento.

    ( Capa de hulla de 3 m.; Macizos de 10 m.; retiradas de 2 m./relevo.)

    Segundo Parcial.

    4.- Dos sistemas de explotación de un yacimiento minero de oro de tipo metamórfico como los de Boinás, El Valle y Carlés ( Belmonte de Miranda- Asturias ).

    5.- Excavaciones subacuáticas con explosivos. Reglamentación y técnica aplicable.

    6.- Explotación de un depósito, o acumulación de gran espesor de lignitos pardos: detallar todos los aspectos técnicos ( geometría, maquinaria, servicios auxiliares, etc.

    7.- Riesgos ( solo enumerarlos ) que presenta una explotación subterranea con presencia de altos contenidos de grisú en capa. Sistema de control, medida y técnicas de prevención. Arranque de la ventilación secundaria tras una parada prolongada.

    8.- Normativa ATEX. Su aplicabilidad a la industria minera según los ambientes de trabajo. Documentación exigible.

    Túneles y Excavaciones.

    Junio 2004 3,5 horas

    Teoría.

    1.- Clasificación de la excavabilidad, por el Método de Hadjigeorgiou y Scouble.

    Hadjigeorgiou y Scouble en 1988 propusieron un nuevo sistema de clasificación empírica para evaluar la facilidad de excavación de los macizos rocosos combinando los valores de cuatro parámetros geomecánicos

    1.- Resistencia bajo carga puntual

    2.- Tamaño de Bloque

    3.- Alteración

    4.- Disposición estructural Relativa

    Se define Índice de Excavabilidad: IE = ( Is + Bs ) * W * Js

    Is = índice de resistencia bajo carga puntual

    Bs = índice de tamaño del bloque

    W = índice de alteración

    Js = índice de disposición estructural relativa.

    La resistencia y el tamaño de l bloque son dos de los parámetros más importantes que condicionan la propagación de la rotura a través del material y consecuentemente la facilidad de excavación. En algunos casos la mayor alteración o meteorización de los materiales rocosos puede ayudar a hacer una excavación más fácil, razón por la cual aparecen en la expresión anterior. De igual manera la disposición espacial de la estructura rocosa con respecto a las direcciones y sentidos de los elementos de arranque juega un papel significativo que llega a afectar a la excavabilidad de los macizos y es por ello que también interviene en el sistema de evaluación.

    Según los valores que resulten del Índice de Excavabilidad de los macizos rocosos se clasifican en las categorías siguientes.

    Clases Facilidad de excavación Índice de excavabilidad.

    1 Muy fácil < 20

    2 Fácil 20 - 30

    3 Difícil 30 - 45

    4 Muy difícil 45 - 55

    5 Voladura > 55

    2.- Ventajas de los Minadores frente a las Máquinas Integrales y a la Perforación y Voladura.

    Ventajas de los Minadores frente a las Máquinas Integrales.

    1.- Flexibilidad y maniobrabilidad

    2.- No se precisan grandes espacios para el montaje y desmontaje cuando finalizan la obra.

    3.- Son más accesibles para el mantenimiento en el frente que una tuneladora

    4.- Menor coste de capita.

    5.- El frente queda ventilado más rápidamente.

    Ventajas de los Minadores frente a la Perforación y Voladura.

    1.- Admite una mecanización mayor.

    2.- Perfilado exacto de la sección de excavación.

    3.- Menor afección a la roca remanente, ya que no es agrietada por las voladuras.

    4.- Ausencia de vibraciones generadas por la detonación d explosivos.

    5.- Menores necesidades de sostenimiento frente al uso de explosivos

    6.- Mejor adaptación a la construcción por fases.

    3.- Coeficiente de Abrasividad de Schimazek

    El Coeficiente de Abrasividad de Schimazek para la determinación de la rozabilidad de las rocas viene dada por:

    F = Q * d 50 * RT

    F = Coeficiente de Abrasividad de Schimazek

    Q = Contenido en cuarzo equivalente en minerales abrasivos %

    d 50 = Diámetro medio del grano del cuarzo.

    RT = Resistencia a la Tracción

    Mediante el estudio con microscopio sobre láminas delgadas de roca, puede saberse el maño medio de los granos y los minerales presentes en la roca. También se usa el método de difracción por rayos X.

    Como minerales de referencia de cara a la abradión se toma la sílice libre. Según el contenido de SiO2 las rocas se clasifican en:

    Sobresaturadas.- contienen sílice y todos los minerales presentes están saturados de SiO2; cuarzo, feldespato próximo a ortosa, biotita, hornblenda, piroxenos.

    Saturadas.- no contiene sílice libre, aunque todos los minerales presentes están saturados de SiO2. Las asociaciones mineralóficas son: ortosa, plagioclasa sódica, hornblenda.

    No saturadas.- asociaciones mineralógicas; plafioclasas cálcicas, piroxenos, olivinos, feldespatoides.

    4.- Principales ventajas de los Martillos Hidráulicos

    Una perforadora hidráulica consta básicamente de los mismos elementos constructivos que una neumática, la diferencia más importante entre ambos sistemas estriba en que en lugar de utilizar aire comprimido, un motor actúa sobre un grupo de bombas que suministran un caudal de aceite que acciona los componentes del martillo.

    Las razones por las que la perforación hidráulica ha supuesto una mejora tecnológica sobre la neumática son las siguientes:

    1.- Menor consumo de energía: las perforadoras hidráulicas trabajan con fluidos a presiones muy superiores a las accionadas neumáticamente y además, las caídas de presión son menores. Se utiliza pues, de una forma más eficiente la energía, siendo sólo necesario por metro perforado 1/3 de la que se consume con los equipos neumáticos.

    2.- Menor coste de accesorios de perforación: la transmisión de energía en los martillos hidráulicos se efectúa por medio de pistones más alargado y de menor diámetro que los correspondientes a los martillos neumáticos.. En la práctica se ha comprobado que la vida útil del varillaje se incrementa para las perforadoras hidráulicas aproximadamente un 20 %

    3.- Mayor capacidad de perforación. Debido a la mejor transmisión de energía y forma de la onda, las velocidades de penetración de las perforadoras hidráulicas son de un 50 a un 100% mayores que las de los equipos neumáticos.

    4.- Mejores condiciones ambientales: los niveles de ruido en una perforadora hidráulica son sensiblemente menores a los generados por una neumática, además en las labores subterráneas no se produce la niebla de agua y aceite en el aire del frente, mejorando el ambiente y la visibilidad del operario.

    5.- Equipos más pequeños y ergonómicos con condiciones de seguridad más favorables.

    6.- Mayor elasticidad de la operación: es posible variar dentro de la perforadora la presión de accionamiento del sistema y la energía por golpe y frecuencia de percusión.

    7.- Mayor facilidad para la automatización: Estos equipos son mucho mas aptos para la automatización de operaciones tales como cambio de varillaje, mecanismos antitranque, robotización, etc.

    8.- Mantenimiento: los componentes internos de los martillos hidráulicos tienen un entorno de aceite hidráulico limpio y filtrado, el sistema esta completamente aislado del exterior y el desgaste de las piezas es mínimo. Los martillos hidráulicos requieren por tanto un menor mantenimiento.

    5.- Distribución de Tensiones, en una excavación circular, en un medio Elasto-Plástico. Principales conclusiones.

    6.- Funcionamiento y principales componentes de un doble escudo de rocas.

    Práctica

    1.- Calcular el sostenimiento, mediante el método empírico de Barton y Grimstad, de un túnel ferroviario de sección semicircular, de 100 m2, en un macizo rocoso con un RMR = 30, y una RCS = 15 Mpa. (Ver fig. 14 pag. 435 del Manual de Túneles)

    2.- Calcular la ventilación longitudinal de un túnel carretero, de 60 m2 de sección, 1.500 m. de longitud y 32 m. de perímetro, con una pendiente del 2%, circulación y ventilación ascendente, una densidad de tráfico de 2.000 veh./h. y un 15% de vehículos pesados. El revestimiento es de albañilería en buen estado y el firme de hormigón; con una temperatura media en el interior de 8º C y una diferencia de Tª entre el interior y el exterior de 6 º C.

    Se sabe que el caudal necesario para la dilución del CO, NOx, y humos es de 95 m3/s.

    (Ver ejemplo 11.5 pag. 753 del Manual de Túneles)

    Prevención de Riesgos Laborales.

    Febrero 2004 2 horas

    1.- Obligación legal para el establecimiento de los sistemas de Gestión de Prevención de Riesgos Laborales.

    La participación de empresarios y trabajadores, a través de las organizaciones empresariales y sindicales más representativa, en la planificación, programación, organización y control de la gestión relacionada con la mejora de las condiciones de trabajo y la protección de la seguridad y salud de los trabajadores en el trabajo es principio básico de la política de prevención de riesgos laborales, a desarrollar por las Administraciones públicas competentes en los distintos niveles territoriales.

    Así introduce el art. 12 de la Ley 31/1995 el concepto de gestión. Dicha disposición ha venido a dar un nuevo enfoque, ya anunciado en su exposición de motivos a la prevención de los riesgos laborales, que en la nueva concepción legal no se limita a un conjunto de deberes de obligado cumplimiento empresarial o a la subsanación de situaciones de riesgo ya manifestadas, sino que su cumplimiento pasa por su integración en el conjunto de actividades y decisiones de la empresa, de las que debe formar parte desde el comienzo mismo del proyecto empresarial. Este requisito se conoce como el nuevo enfoque de la prevención.

    El R.D. 39/1997 por el que se aprueba el Reglamento de los Servicios de Prevención en sus art. 1 y 2 insiste en la necesaria formación de un sistema de gestión de prevención de Riesgos Laborales.

    Artículo 1. Integración de la actividad preventiva.

    1. La prevención de riesgos laborales, como actuación a desarrollar en el seno de la empresa, deberá integrarse en el conjunto de sus actividades y decisiones, tanto en los procesos técnicos, en la organización del trabajo y en las condiciones en que éste se preste, como en la línea jerárquica de la empresa, incluidos todos los niveles de la misma.

    La integración de la prevención en todos los niveles jerárquicos de la empresa implica la atribución a todos ellos y la asunción por éstos de la obligación de incluir la prevención de riesgos en cualquier actividad que realicen u ordenen y en todas las decisiones que adopten.

    2. Los trabajadores tendrán derecho a participar, en los términos previstos en el capítulo V de la Ley de Prevención de Riesgos Laborales, en el diseño, la adopción y el cumplimiento de las medidas preventivas.

    Dicha participación incluye la consulta acerca de la evaluación de los riesgos y de la consiguiente planificación y organización de la actividad preventiva, en su caso, así como el acceso a la documentación correspondiente, en los términos señalados en los artículos 33 y 36 de la Ley de Prevención de Riesgos Laborales.

    Artículo 2. Acción de la empresa en materia de prevención de riesgos.

    1. El establecimiento de una acción de prevención de riesgos integrada en la empresa supone la implantación de un plan de prevención de riesgos que incluya la estructura organizativa, la definición de funciones, las prácticas, los procedimientos, los procesos y los recursos necesarios para llevar a cabo dicha acción.

    2. La puesta en práctica de toda acción preventiva requiere, en primer término, el conocimiento de las condiciones de cada uno de los puestos de trabajo, para identificar y evitar los riesgos y evaluar los que no puedan evitarse.

    3. A partir de los resultados de la evaluación de los riesgos, el empresario planificará la actividad preventiva cuya necesidad ponga aquélla, en su caso, de manifiesto.

    4. La actividad preventiva del empresario se desarrollará a través de alguna de las modalidades previstas en el capítulo III de este Real Decreto.

    En definitiva ese sistema de gestión debe estar definido de manera que se identifiquen:

    a.- Estructura organizativa b.- Definición de funciones c.- Prácticas. d.- Procedimientos e.- Recursos

    2.- Características de la Política de Prevención de Riesgos Laborales.

    a.- La política debe ser adecuada a la actividad que desarrolle la empresa y debe reconocer que la prevención de riesgos laborales es parte integrante de la gestión de la organización.

    b.- Debe incluir el compromiso de alcanzar un alto nivel de seguridad y salud en el trabajo cumpliendo, como mínimo, la legislación vigente en esta materia y basándose en el principio de la mejora continua en la acción preventiva.

    c.- Debe establecer que la responsabilidad en la gestión de la prevención de riesgos laborales incumbe a toda la organización, desde la dirección al trabajador de menor cualificación profesional

    d.- Debe ser conocida, comprendida, desarrollada y mantenida al día por todos los niveles de la organización.

    e.- Debe ser coherente con otras políticas de recursos humanos diseñadas para garantizar el compromiso y bienestar de los trabajadores dentro de un proceso de gestión integral.

    f.- Debe garantizar la participación y la información de todos las trabajadores de la organización, así como el derecho a que éstos sean consultados para conseguir la mejora continua del sistema de gestión implantado.

    g.- Debe ser actualizada periódicamente y adecuarse al progreso técnico.

    h.- Debe permitir la realización de auditorías sistemáticas, tanto internas como externas, que verifiquen el cumplimiento de la política preventiva.

    i.- Debe asumir la adopción y difusión de los objetivos de la política de prevención implantada, a toda la organización.

    j.- Debe garantizar al trabajador la suficiente y adecuada formación teórica y práctica mediante la provisión de los recursos necesarios que permitan el desarrollo de la política preventiva.

    3.- Estructura de la especificación OSAS 18001:1999

    La estructura de la especificación OHSAS 18001:1999 se muestra a continuación:

    1. Trabajo Infantil.

    2.- Publicaciones de referencia.

    3.- Definiciones.

    4.- Elementos de seguridad y salud.

    4.1.- Requisitos Generales.

    4.2.- Política.

    4.3.- Planificación.

    4.3.1.- Planificación identificación de peligros, evaluación y control de riesgos.

    4.3.2.- Requisitos legales.

    4.3.3.- Objetivos.

    4.3.4.- Programas de gestión de seguridad y salud.

    4.4.- Implantación y Funcionamiento.

    4.4.1.- Responsabilidades

    4.4.2.- Formación, sensibilización y competencia.

    4.4.3.- Consulta.

    4.4.4.- Control de documentos y datos.

    4.4.5.- Control de las actuaciones.

    4.4.6.- Respuesta ante emergencias.

    4.5.- Comprobación y acción correctiva.

    4.5.1.- Seguimiento.

    4.5.2.- Accidentes, incidentes, no conformidades y acciones preventivas y correctivas.

    4.5.3.- Registros y gestión de registros.

    4.5.4.- Auditoria.

    4.6.- Revisión por la Dirección.

    4.-Guía BS 8800: 1996

    Uno de los modelos más influyentes en todo el mundo fue la guía BS 8800:1996. El BSI se basó en la normas BS 5750 y BS 7750 sobre calidad y medio ambiente respectivamente.

    Guide to Occupational Health and Safety Management Systems y en su prólogo se expone que no debiera ser objeto de certificación.

    La norma plantea 2 enfoques para facilitar a la organización la gestión de la seguridad y salud:

    • Redacción para empresas que ya gestionaban la seguridad y salud por los modelos de gestión británicos.

    • Redacción para organizaciones con la ISO 14000 implantada.

    La norma contiene 6 anexos relativos a:

    • Vínculos con la norma ISO 9001.

    • La organización.

    • La planificación e implantación

    • La evaluación de riesgos.

    • Medición del desempeño.

    • Auditorias.

    5. Definición de un Sistema de Gestión de Prevención de Riesgos Laborales según la Norma 81902 Ex:1996

    Es la parte del sistema general de gestión de la organización que define la política de prevención, y que incluye la estructura organizativa, las responsabilidades, las prácticas, los procedimientos, los procesos y los recursos para llevar a cabo dicha política.

    6.- Casos de la no conformidad y Acciones Correctoras en la Norma 81900 EX 1996

    7.- Documentación del Sistema “Directrices de la OIT”

    8.- Contratación en el Sistema “Directrices de la OIT”

    9.- Problemática de la Auditoría

    10.- Consideraciones sobre la contratación de un Servicio Integral con un Servicio de Prevención Ajeno.

    Prevención de Riesgos Laborales.

    Septiembre 2004 16-9-04 2 horas

    1.- OHSAS 18.001 Y 18.002 e ISO 18.000.

    2.- El manual y la documentación de gestión de prevención de Riesgos Laborales.

    3.- Directrices OIT.

    4.- Tercera Parte, Procedimiento de Auditorías.

    4.- Memoria y Programación anual del Servicio de Prevención.

    5.- Consideraciones sobre la contratación de un “Servicio Integral”.

    Ingeniería de la Calidad Total

    Mayo 2004 - 3 horas.

    1.- Características de la marca ISO

    2.- Enumere y explique brevemente los principios de Gestión de la Calidad puestos de manifiesto en el Documento IAF-ISO/TC 176 - ISO/CASCO ( Septiembre de 1999 )

    3.- Explique brevemente el círculo PCDA como proceso para la resolución de problemas

    4.- Principales cambios en la norma I.S.O. 9001:2000

    5.- Dentro de las etapas en la percepción del hecho medioambiental en la economía, explique brevemente la etapa denominada Desarrollo Sostenible.

    6.- Dentro de las directrices generales de la norma I.S.O. 9001:2000 explique brevemente el criterio referido a la Realización del producto.

    7.- Dentro de las etapas de implantación de un SGMA, explique brevemente la evaluación inicial o Diagnóstico Medioambiental

    8.- Enumere los requisitos exigidos por la norma para la implantación y funcionamiento de un SG;A ( Sistema de Gestión Medioambiental ).

    Ingeniería de la Calidad Total

    Junio 2004 - 2 horas.

    1.- Responsabilidades de la dirección en la implantación de la ISO 9000

    2.- La Ecoetiqueta

    3.- Fases de implantación y seguimiento de un sistema de calidad. Enumerarlas

    4.- Documento de un Sistema de Gestión Medioambiental. Breve explicación.

    Ingeniería de la Calidad Total

    Septiembre 2004 - 2 horas.

    1.- Explique muy brevemente los principios de gestión de la calidad reflejados en el Anexo A de la Norma ISO 90001:2000.

    2.- Dentro de los seis criterios sobre los que se articula la norma ISO 9001:2000, explique el denominado sistema de Gestión de la Calidad.

    3.- Explique los elementos a definir en el diseño de la estructura de un SGMA.

    4.- Dentro de los pasos a seguir para el desarrollo de un SGMA, basado en el principio de mejora continua, explique el referido a la Política Medioambiental de la Empresa.

    5.- Explique en qué consiste básicamente el Reglamento EMAS y qué exigencias plantea a las empresas. Declaración medioambiental y análisis medioambiental.

    Ingeniería de los Recursos Minerales Energéticos e Hidrogeológicos

    Febrero 2004 - Teoría 1 h. Problemas 2 h.

    1ª. - Se dispone de 4 semivariogramas teóricos obtenidos en las direcciones indicadas en la siguiente tabla. ¿ Qué malla para toma de muestras de investigación propondría? Razonar.

    DIRECCIÓN

    E-W NE-SW N-S NW-SE

    ALCANCE (a) 380 360 150 300

    2ª. - ¿Qué parámetros podemos calcular en un sondeo de observación, que corta el cono de descenso de un acuífero libre ( régimen variable), a una distancia r del sondeo principal de bombeo, conocido el caudal Q?

    3ª. -¿Qué entendemos por tiempo de concentración en una cuenca hidrográfica y como podemos calcularlo?

    4ª. -¿ Que es el potencial hidráulico y como se calcula para un punto A de un tubo piezométrico vertical, cuya energía potencial es mgz, situado a una distancia z de un plano horizontal de referencia y cuya energía de presión es wpg? P = densidad del fluido

    5ª. -¿Cómo varia el cono de depresión de un acuífero en régimen variable en función de la transmisividad T y el coeficiente de almacenamiento S?

    6ª. - En términos geoestadísticos, ¿Qué se entiende por efecto pepita? ¿Qué debemos considerar cuando en un semivarigrama aparece ese efecto y como se corrige?

    7ª. -Que se entiende por anisotropía en la distribución en leyes de un yacimiento? ¿Cómo se puede detectar mediante el estudio de semivariogramas y en que afecta para la determinación de la malla de muestreo?

    8ª. -¿qué parámetro se utiliza para determinar la porosidad eficaz de un acuífero confinado?

    9ª. -¿qué diferencia existe entre el método de krigeage puntual y de bloques? ¿ En que casos se utilizan estos métodos y cuales son sus ventajas e inconvenientes?

    10ª. -¿qué valores de CA(Coeficiente de Asimetría), Curtosis (K) y coeficiente de variación V, se consideran validos para considerar como NORMAL una distribución de frecuencias? ¿Qué representa la recta de Henry y para que se utiliza?

    PARTE PRACTICA:

    1º. - Problema de potencias, contornos externos e internos

    2º. - Problema de diseño de explotaciones

    3º. - Método de Krigeage (Leyes minerales)

    4º. - Método del inverso de la distancia (Leyes minerales)

    5º.- Ley de Darcy en acuíferos confinados.

    Topografía Subterránea.

    Febrero 2004 - Teoría 1 h. Problemas 2 h.

    1ª Parte, Teoría

    1.- Planimetría Subterránea.

    a.- Ejemplo de poligonación

    b.- Método de la estación libre.

    c.- Métodos e instrumentos utilizados en la red de apoyo complementaria de interior

    2.- Representación de las labores subterráneas.

    a.- Enumerar y clasificar todos los métodos que conozcas de transmisión de la orientación al interior.

    b.- Transmisión de la orientación al interior en un pozo vertical y con tres plomadas mecánicas.

    3.- Altimetría subterránea.

    a.- Método de Firminy

    b.- Nivelación trigonométrica por el techo de una labor, trabajando con profundidades.

    4.- Rompimientos y hundimientos mineros.

    a.- Cálculo del rompimiento en línea recta.

    b.- Replanteo del rompimiento en línea recta.

    c.- Enumerar los métodos que se pueden emplear para la determinación de la zona de influencia de un hundimiento.

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