Evaluación de Flota CAP3

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CAPÍTULO 3

Instrucciones para Uso de Indice de Capítulo Nº 3:

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CAPITULO 3

EVALUACIÓN DE LA FLOTA DE CAMIONES Y PALAS

3.1 Redes Básicas de Transporte

La Figura 3.1, muestra una simple red de transporte en una mina a rajo abierto.Comenzando en la chancadora, la ruta conduce hacia afuera y hacia adentro del rajo.Generalmente, el tráfico corre en ambas direcciones y está compuesto tanto de camionesde carga como de varios tipos de vehículos de servicio. Debido a su gran tamaño, loscamiones de carga no están autorizados a pasarse uno al otro durante el recorrido. La flotacontiene usualmente camiones de diferentes características, con las unidades más lentas,que disminuyen el rendimiento general de la flota.

Durante su descenso por la rampa de acceso, los camiones encuentran desvíosconducentes a los distintos bancos de trabajo. Estas rutas se desvían a su vez hacia lasdistintas posiciones que la pala cargadora ocupa en un cierto banco. La decisión respectoa qué desvío tomar, se puede controlar de varias maneras. La más simple de ellas, es la defijar el recorrido de un cierto camión, indicándole al operador, al comienzo de cada turnode trabajo, la pala a la cual deberá proceder. Otros métodos utilizan un despachante, elcual a través de una radio, asigna recorridos a los camiones cuando éstos llegan a undesvío, como así también por medio de sistemas de despacho computarizados.

Una vez en la zona de la pala y de haber otros esperando a ser cargados, el camión entraen línea de espera. Existen métodos, como el de double back up (doble reverso)tendientes a minimizar el tiempo entre cargas (spotting times). Una vez completada lacarga del camión, éste mismo procede por la ruta hacia el destino indicado, usualmente lachancadora, la pila de escombros o la pila de lixiviado. El camión avanzará máslentamente cuando suba la rampa cargado de material.

El tiempo de cada ciclo de un camión dependerá, entre otras cosas, de las esperasrequeridas en los puntos de carga y descarga, de interferencias con vehículos más lentosdurante el recorrido (los cuales no pueden ser pasados) y de la velocidad a la que losdistintos conductores proceden bajo variadas condiciones.

Los tiempos de carga a camión son en función de las condiciones de fragmentaciónresultante, de la necesidad de reposicionamiento de la pala, etc. Como resultado, lostiempos del ciclo de transporte exhiben una cierta dispersión que hace necesaria ladeterminación estadística del valor medio de los tiempos de carga y transporte con el finde poder estimar el volumen de producción para cada turno.

La descarga de la roca mineralizada, generalmente en la chancadora, suele ser uno de lospuntos de mayor tiempo de espera para el camión. En muchas ocasiones, la chancadorasuele trabarse por rocas de excesivo tamaño, parando la operación de descarga hasta que

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el problema haya sido solucionado. Al ser la chancadora utilizada por todos los camionestransportando mineral, una falla de la misma, será mucho más seria que de producirse enuna de las varias palas en operación.

Los procedimientos utilizados para reabastecer de combustible a los camiones, para loscambios de turno y para los almuerzos, afectan la eficiencia general de la operación comotambién lo hacen aquéllos establecidos para el programa regular de mantenimiento,roturas inesperadas de equipo y disponibilidad de repuestos.

Las grandes minas a rajo abierto, suelen tener más de 50 camiones y 10 palas en laoperación, generalmente de varias marcas o modelos. La predicción de los rendimientosde un sistema tan complejo mediante cálculos manuales, utilizando los tiempospromedios del ciclo de carga, transporte y descarga, resulta sumamente difícil. Porejemplo, de querer aumentar la producción en un 25%, se tiene al alcance variasalternativas, entre ellas la de incorporar más camiones y palas, las que posiblementetengan distintos rendimientos de las unidades existentes, y otra mediante adiciones a laplanta de chancado. Obtener la alternativa de menor costo es una tarea tan importantecomo compleja. La manera más efectiva de analizar la interacción entre palas y camioneses mediante el uso de modelos de simulación de redes.

3.2 Modelos de simulación basados en estudios de tiempos

La Figura 3.2, muestra un simple circuito de transporte y típicos histogramas defrecuencia vs. tiempo para las etapas de transporte, carga y descarga. Esta información detiempos puede ser obtenida ya sea por observadores cronometrando los tiempos o biencomo sucede en las grandes operaciones modernas, controlando el sistema de despachode camiones mediante el uso de sistemas telemétricos o de GPS. Los tiempos de cadaoperación son registrados independientemente. Por ejemplo, se registra el tiemporequerido por una cierta unidad para recorrer una cierta distancia del trayecto cuando noes interferida por unidades más lentas. La interferencia entre unidades rápidas y lentas, lostiempos de espera, etc., son considerados en el proceso de simulación del modelo. Lostiempos de transporte para cada tipo de camión, cargado y descargado, son requeridospara cada tramo de la ruta. Similarmente, los tiempos de carga y descarga, son requeridospara cada tipo de camión para las distintas palas y puntos de descarga.

Durante el proceso de simulación, los camiones son circulados por la red de transporte deacuerdo a una serie de normas tales como la asignación de palas. Cuando un camión entraen un cierto segmento de la red, se le asigna un tiempo de transporte aleatorio basado enla información obtenida durante el estudio de tiempos. Esta técnica es conocida con elnombre de Simulación de Monte Carlo, debido a la forma aleatoria en que la informaciónes seleccionada. Generando, entonces, al azar un número comprendido entre 0 y 100, eltiempo a utilizar, se determina leyendo horizontalmente desde el eje vertical defrecuencias acumuladas hasta la curva de distribución y bajando hacia el eje horizontal detiempos.

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Aunque es posible hacer el cálculo de la simulación manualmente, ello demandaríamucho tiempo y carece de sentido en esta era de computadores personales. No obstante,lo menciono con el propósito de enfatizar que el procedimiento de simulación es en sí unatécnica simple y poco sofisticada. El rol del computador es el de ser una máquina muyeficiente para procesar números. El proceso de simulación no incluye elementos teóricos,tan sólo estamos moviendo camiones a lo largo de la red, de acuerdo a reglas pre-establecidas y a rendimientos observados para las distintas unidades en operación. Unbuen programa de simulación, realizará los cálculos rápida y económicamente,manteniendo un registro de la información resultante del proceso.

La Figura 3.3, muestra las estadísticas de producción para una pala durante la simulaciónde un turno de 8 horas. Se observa a medida que se incrementa el número de camiones, laproducción aumenta al principio en forma lineal y luego decae a medida que un exceso decamiones es asignado a la pala. Las condiciones de excavación (fragmentación) tienenmucha influencia en los resultados. Dichas condiciones fueron clasificadas por losingenieros que manualmente coleccionaron los datos del estudio de tiempos. Es evidenteque lo primero que se debe hacer es eliminar las escasas condiciones de excavaciónmediante el mejoramiento de la fragmentación, aunque ello no es fácil de conseguir alcorto plazo. Existe un obvio trueque o intercambio económico de asignarse más camionesa una cierta pala, por un lado aumenta la producción y, por el otro, aumentan los costosunitarios de operación. Los costos de capital y personal operario, son factores muysignificativos en la operación de camiones de carga.

La simulación basada en estudios de tiempos tiene ciertas desventajas relacionadas conlas condiciones y configuración de la red de transporte. Los estudios de simulaciónpueden ser útiles cuando se selecciona equipo para una mina nueva, no obstante, al noexistir información directa de estudios de tiempos, se deberá recurrir a estimacionesbasadas en experiencias extraídas de otros lugares. La configuración de la red detransporte, tiende a cambiar con frecuencia. La mantención actualizada de los datosdemandaría mucho tiempo y sería poco práctica de hacerse la misma manualmente. Espreferible estimar los tiempos de transporte mediante un proceso de cálculo que permitamantener la capacidad de seleccionar los tiempos en forma aleatoria a partir dehistogramas reales. Ello se verá en la siguiente sección.

3.3 Modelos de simulación basados en cálculos de rendimiento

La velocidad de un camión desplazándose a lo largo de un tramo de la red de transportepuede calcularse conociendo la fuerza rimpull generada por el camión en función de lavelocidad. Dicha fuerza, actúa en dirección paralela a la superficie de la ruta generada porla potencia de tracción del motor durante la aceleración o la capacidad de frenado de losfrenos durante la desaceleración.

Figuras 3.4A y B, son gráficos de rendimiento correspondientes a un camión Titan T-2000 fabricado por Marathon LeTourneau. El camión es propulsado por motoreseléctricos en las ruedas, alimentados por un motor diesel. Su capacidad de carga es de

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200 toneladas cortas (182 metros cúbicos). Durante tramos descendentes los motoreseléctricos actúan como generadores, alimentado a través de una serie de bancos resistoresque le permiten actuar como frenos dinámicos. El camión cuenta también con un sistemade frenos convencional usado generalmente para controlar la unidad a bajas velocidadescuando el sistema dinámico no se encuentra disponible. Por encima de la velocidadmáxima recomendada, el sistema de frenos dinámico puede dejar de funcionar, debido ala limitada capacidad de los bancos resistores, resultando en una situación incontrolable.

El gráfico superior, muestra la fuerza de desaceleración disponible en función de lavelocidad del camión durante el frenado. Dicho gráfico, es normalmente utilizado paradeterminar la velocidad máxima a la cual el camión puede avanzar en rampasdescendentes manteniendo su capacidad de frenado mediante el uso del sistema dinámicode frenos.

El gráfico inferior, muestra la fuerza rimpull disponible en función de la velocidad delcamión durante períodos de aceleración. Dicho gráfico, es normalmente utilizado paradeterminar la velocidad máxima estable que el camión puede sostener cuando avanzacargado en rampas ascendentes.

Antes de examinar estos gráficos más detalladamente, analicemos el significado de lossiguientes términos:

Pendiente de la ruta: Es la diferencia en elevación del eje central de la ruta expresadocomo porcentaje de la distancia horizontal a lo largo de mismo eje. Por ejemplo, unapendiente de -10%, representa una caída vertical de 10 metros en 100 metroshorizontales.

Resistencia a la rodadura: La fricción entre las cubiertas y la superficie de la ruta actúanen oposición al movimiento del camión. La Tabla 3.1, lista valores de resistencias a larodadura expresados como porcentaje equivalente de la pendiente de la ruta de transporte.La razón por la cual se la expresa como porcentaje equivalente de la pendiente de al rutade transporte es para poder sumarla (en pendientes positivas) o restarla (en pendientesnegativas) de la pendiente actual de la ruta y poder determinar la resistencia total de lamisma. Como se muestra en la Figura 3.4, la resistencia total se utiliza tanto en losgráficos de frenado dinámico como en los de rendimiento. La equivalencia de losporcentajes de resistencia a la rodadura y de pendiente, se explica a continuación.Consideremos un camión pesando 100.000 unidades estacionado en una superficiehorizontal. Un tractor acoplado al camión requiere de una fuerza de 2.000 unidades paramoverlo y vencer las fuerzas de resistencia entre las cubiertas y la ruta. La resistencia a larodadura es del 2%. Si el mismo camión estuviese estacionado sobre una ruta inclinadadel 2%, la fuerza descendente, actuando sobre él mismo por efectos gravitacionales,tendrá también un valor similar a las 2.000 unidades. (La fuerza gravitacional exacta será100.000 x sen (arc tg 0,02) = 1.999,6 unidades. Siendo los valores de la tangente y elseno muy similares para ángulos pequeños, la fuerza que actúa en dirección paralela a lasuperficie de la ruta, es aproximadamente igual al producto del peso del camión

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multiplicado por la pendiente equivalente (tg). Por lo tanto, un incremento de pendientedel 2% es equivalente a un incremento del 2% en la resistencia a la rodadura. Un camiónque circula hacia arriba por una pendiente del 10% sobre una superficie con unaresistencia a la rodadura del 2%, deberá superar una resistencia total del 12%. Un camiónque circula en bajada por una pendiente del 10% con una resistencia a la rodadura del 2%,deberá suministrar una fuerza resistora (de frenado) del 8% del peso del camión paraevitar que él mismo se acelere.

Peso bruto del vehículo (PB): es el peso del camión descargado. Para el T-2000, es de273.000 libras (181.818 kg).

Peso neto del vehículo (PN): es el peso del camión cargado a máximo, siendo de673.000 libras (305.909 kg) para el modelo T-2000.

Fuerza: (Figura 3.4, ejes verticales en ambos gráficos). Nos referiremos a ellas como lasfuerzas de retardo y rimpull.

El uso de los gráficos se explica claramente en la Figura 3.4. Como ejemplo, supongamosun camión cargado al máximo, circulando en rampa descendente con pendiente del 10% ycon una resistencia a la rodadura del 2%. Trazando una recta a partir de la escala de pesosdel vehículo (673.000 libras, 305.909 kg) hasta la escala de resistencia total, es posibledeterminar la fuerza de frenado requerida (53.840 libras, 24.390 kg), siempre y cuando ellector tenga visión perfecta. Se hace notar que el valor determinado es igual al pesomultiplicado por la resistencia total (673.000 x 0.12 = 53.840). Leyendo horizontalmentedesde la escala de fuerza hasta la curva y luego hacia abajo hasta el eje de velocidad, sedetermina una velocidad de 22 millas/hr (35 km/hr).

Esta es la velocidad máxima a la cual el camión puede desplazarse cargado rampa abajo ymantener una capacidad suficiente de frenado dinámico para prevenir que él mismo seacelere.

La Figura 3.5A, es un diagrama que muestra el camión circulando rampa abajo para lascondiciones del ejemplo desarrollado. Para una pendiente equivalente del 8%, podemoscalcular que la resistencia de la pendiente, es decir, la componente del peso del vehículoactuando rampa abajo, es de 53.840 libras (24.390 kg). Este valor es el mismo al de lafuerza de frenado obtenida del gráfico.

Se hace notar que las relaciones entre el peso, resistencia total y fuerza para los gráficosde frenado y rendimiento, son idénticas (Figura 3.4). El eje vertical de fuerzas de estosgráficos representa simplemente la componente gravitacional de la fuerza (ajustada porresistencia a la rodadura) que es necesaria superar para alterar la velocidad del vehículo.

Las curvas en sí representan la capacidad de generar fuerza del camión en función de lavelocidad del mismo. En el caso del gráfico de retardo, la curva representa la capacidaddel sistema de frenos. A altas velocidades, la fuerza disponible disminuye

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proporcionalmente a la capacidad del sistema de absorber energía en la forma de calor.Los gráficos de rendimiento, representan la capacidad del camión para desarrollar fuerzarimpull, la cual decrece con el aumento de velocidad.

La Figura 3.5B, es similar a la anterior, pero con el camión circulando en rampaascendente. La resistencia total es ahora del 12%. El gráfico de rendimiento indica unafuerza rimpull necesaria de 80.760 libras (36.633 kg). Como pudimos ver anteriormente,este valor representa el peso del vehículo multiplicado por la tangente de la pendienteequivalente. Leyendo horizontalmente desde dicho valor de fuerza hasta la curva derendimiento y hacia abajo hasta el eje de velocidades, se determina un valor de 6 millas/hr(9,5 km/hr). A velocidades menores a dicho valor, la fuerza rimpull será mayor que lanecesaria y el camión acelerará. La velocidad indicada representa la máxima velocidad(en estado estable) a la cual el camión puede circular rampa arriba en la pendientesupuesta en el ejemplo.

Las ecuaciones básicas de movimiento pueden utilizarse con los gráficos dados paraestudiar el desplazamiento de los camiones. Estas ecuaciones son las siguientes:

v = v0 + ats = v0 t + ½ at2

v2 = v02 + 2 as

donde, v es la velocidad

s es la distancia

t es el tiempo

a es la aceleración

La Tabla 3.1, lista valores típicos de resistencia a la rodadura para distintos tipos desuperficies.

Las tres primeras columnas de la Tabla 3.2A, listan las fuerzas rimpull y de retardo enfunción de la velocidad del camión modelo Titan 2000. Estos datos de rendimiento sonextraídos directamente de la Figura 3.4, la cual indica los rendimientos de frenado ypotencia especificados por el fabricante. Digitalizando la información gráfica presentadaen la Figura 3.4, se puede entonces utilizar una planilla de cálculo para generar una tablade referencia como la Tabla 3.2A. Para una velocidad dada, las fuerzas de rimpull yretardo disponibles pueden ser inmediatamente determinadas.

La fuerza rimpull definida por el gráfico de rendimiento representa la fuerza, suministradapor el motor, que actúa a lo largo de la ruta para propulsar el camión. Utilizamos estafuerza para calcular la aceleración del camión cuando se suministra potencia a latransmisión.

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La fuerza del sistema dinámico de frenado dada por el gráfico de rendimiento, representala fuerza suministrada por el sistema de frenos que actúa a lo largo de la superficie de laruta para frenar el camión. Utilizamos esta fuerza para calcular la desaceleración delcamión cuando se aplican los frenos.

Estas fuerzas, utilizadas para calcular aceleración y desaceleración, nos permiten analizarlos movimientos del camión mediante las ecuaciones básicas de movimiento.

Las Tablas 3.2A hasta 3.2D, listan los datos para fuerzas rimpull y de retardo, empleandoun incremento de tiempo de 1.0 mph. Estos números representan los datos de un gráficode rendimiento presentados en forma digital en Figura 3.4. Se supone una resistencia a larodadura de 1.5% para todos los casos. Las Tablas 3.2A y B, incluyen las fuerzascalculadas para frenado y propulsión, una pendiente de camino de 0%, con el camióncargado y descargado respectivamente. Las Tablas 3.2C y D, son similares, pero con unapendiente del 10%.

Si utilizamos como ejemplo las condiciones definidas en la Tabla 3.2A, para unavelocidad de cero, la fuerza de propulsión disponible es de 160.000 libras - 0.015 *673.000 libras = 149.905 libras. La fuerza de frenado disponible es de 185.000 libras +0.015 * 673.000 libras = 195.095 libras.

Con el camión cargado en una ruta con pendiente del 10%, como es el caso indicado en laTabla 3.2C, la fuerza de propulsión disponible es de 160.000 libras - 0.115 * 673.000libras = 82.605 libras. La fuerza de frenado disponible es de 185.000 libras - 0.085 *673.000 libras = 127.795 libras.

Con el camión descargado en una ruta con pendiente del 10%, como es el caso indicadoen la Tabla 3.2D, la fuerza de propulsión disponible es de 160.000 libras - 0.115 *273.000 libras = 128.605 libras. La fuerza de frenado disponible es de 185.000 libras -0.085 * 273.000 libras = 161.795 libras.

Desde Tablas 3.3 hasta 3.10, se dan ejemplos de estudios de movimientos de una camiónTitan 2000 bajo una variedad de condiciones.

En Tabla 3.3, el camión cargado acelera en una pendiente de 0% hasta alcanzar unavelocidad máxima en 30 segundos. Cuando el camión está descargado, alcanza suvelocidad máxima bajo las mismas condiciones en 9 segundos (Tabla 3.4).

El camión puede detenerse de una velocidad de 40 kph, circulando cargado en unapendiente de 0% en 9 segundos mientras se desplaza 59 mts. (Tabla 3.5).

El camión puede acelerar, circulando descargado en una pendiente del 10%, con unavelocidad constante de 32 kph en 20 segundos. Cuando el camión está lleno, acelera a 13kph en 10 segundos (Tablas 3.6 y 3.7).

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El camión puede acelerar, circulando cargado en una pendiente de 8%, con una velocidadestable de 0 a 16 kph en 14 segundos (Tabla 3.8).

Tablas 3.9 y 3.10 muestran los datos para un camión cargado frenado en una pendientecuesta abajo del 10%. De una velocidad inicial de 32 kph, el camión se detiene en 38segundos al desplazarse 210 mts. De una velocidad de 40 kph, no existe una fuerzasuficiente del sistema dinámico de frenos como para desacelerar el camión.

3.4 Los tiempos de ciclo del camión y la compatibilidad de equipos

El tiempo de ciclo de un camión, se refiere al tiempo promedio requerido por el camión enrecorrer un circuito. El factor de compatibilidad (match factor), representa el número idealde camiones asignados a una pala. Este equivale al tiempo de ciclo total dividido por eltiempo de carga promedio. El tiempo de ciclo para cada viaje, se ve afectado por lostiempos de espera en los puntos de carga y descarga y, además, por interferencias convehículos más lentos durante el recorrido, los cuales no pueden ser pasados, y de lavelocidad a la que los distintos conductores proceden bajo variadas condiciones.

Los tiempos de carga en la pala, son a menudo, sumamente variables, debido a lascondiciones de fragmentación resultantes, la necesidad de reposicionamiento de la pala, etc.Los puntos de descarga, generalmente en la chancadora, suelen ser uno de los puntos demayor tiempo de espera para el camión. En muchas ocasiones, la chancadora suele trabarsepor rocas de excesivo tamaño, parando la operación de descarga hasta que el problema hayasido solucionado. Al ser la chancadora utilizada por todos los camiones que transportanmineral, una falla de la misma, será mucho más seria que de producirse en una de las variaspalas en operación. El resultado final, será que los tiempos de ciclo de transporte, exhibencierta dispersión. Una consecuencia de esto es que no es posible predecir de manera precisala generación de turnos con sólo tener conocimiento del ciclo de camiones y los tiempos decarga.

3.4.1 Ejemplo 3.1

La Figura 3.6 ilustra una simple red de transporte utilizada en este ejemplo. Se ubica unaexcavadora en Punto A. La distancia desde la pala hasta la rampa principal (Punto B) es300 mts. con una pendiente de 0%. La distancia de desplazamiento rampa arriba hasta lasalida del pit (Punto C) es de 750 mts. con una pendiente de 10%. La distancia dedesplazamiento desde la salida del pit hasta la chancadora (Punto D) es de 1000 mts. nivel.

La resistencia a la rodadura para todos los segmentos del camino es de 1.5%. Los tiempospromedio de carga y descarga son de 200 y 100 segundos respectivamente.

La velocidad máxima permitida del camión es de 48 kph. Cuando el camión se desplazarampa abajo, la velocidad máxima es de 40 kph. El tiempo entre cargas promedio delcamión en la pala es de 30 segundos.

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Tablas 3.11A hasta 3.11E, ilustran la forma en que se calculan los tiempos dedesplazamiento para cada uno de los segmentos del camino.

Para comenzar el ciclo (Tabla 3.11A), el camión abandona la pala cargada con unavelocidad inicial de cero. El camión acelera y, después de 32 segundos, llega a la entradade la rampa principal. De manera coincidente, el camión alcanza el límite de velocidad de48 kph en el mismo tiempo. El camión entra a la rampa principal cuesta arriba a 48 kph(Tabla 3.11B).

El motor no es capaz de mantener la velocidad de 48 kph. Con una potencia máxima, elcamión comienza a desacelerar de manera gradual hasta llegar a 13 kph después de 32segundos. Esta es la velocidad estable y constante que puede mantener el motor bajoestas condiciones. La distancia remanente es recorrida con esta velocidad y después de188 segundos, el camión llega al Punto C, desplazándose a 13 kph (Tabla 3.11C).

Ahora, el camión se encuentra en pendiente horizontal y acelera en 30 segundos hastaalcanzar la velocidad límite. El camión deberá desacelerar hasta detenerse al final delcamino. Para determinar el tiempo requerido para detenerse, se aplican los frenos ypodemos ver que el tiempo requerido es de 13 segundos al desplazarse 99 mts. Lepermitimos al camión desplazarse con una velocidad máxima para entrar a 99 mts. al finalde la rampa y luego aplicar los frenos. El tiempo total para este segmento es de 88.5segundos.

Después de descargar en la chancadora, el camión abandona Punto D, descargado, yacelera hasta alcanzar una velocidad máxima en 9 segundos. El camión deberádesacelerar hasta 40 kph antes de entrar rampa abajo (Punto C). Esto requiere de 3segundos. El tiempo total para este camino es de 78 segundos. El camión se desplaza porla rampa principal cuesta abajo con una velocidad constante de 40 kph, requiriendo 68segundos.

Finalmente, el camión acelera hasta alcanzar la velocidad límite de 48 kph después dehaber abandonado la rampa principal (Tabla 3.11E), y comienza a frenar a medida que seaproxima a la pala para detenerse. El tiempo total es de 26 segundos.

Tabla 3.12 es un resumen de los resultados para Ejemplo 3.1. El tiempo de ciclo total,incluyendo el tiempo entre cargas, tiempo de carga, tiempo de descarga, es de 811segundos. El factor de compatibilidad resultante entre la pala y los camiones, es de 3.53.De acuerdo a lo indicado en Tabla 3.12, esta es una mala combinación de circunstancias,por lo que deberíamos modificar los parámetros en caso que sea posible.

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3.4.2 Factores que controlan la velocidad del camión

La velocidad del camión, dependerá de numerosos factores. Las características derendimiento del motor y el sistema de frenos, la pendiente y la resistencia a la rodaduradel camino, son los parámetros más importantes.

La mayor parte de las operaciones establecerán límites de velocidad en variadassituaciones, a fin de asegurar las condiciones operacionales. El trasladarse pendienteabajo y cargado o aquellas intersecciones de caminos, son ejemplos de áreas en las cualeses necesario disminuir la velocidad. La pendiente del camino, la resistencia a la rodadurade la superficie del camino, y las condiciones climáticas, incluyendo la visibilidad,resultan ser factores importantes. La velocidad a la que los distintos conductores procedenbajo variadas condiciones, es un aspecto fundamental.

3.4.3 Los tiempos de ciclo del camión y el factor de compatibilidad

El tiempo de ciclo de un camión, se refiere al tiempo promedio requerido por el camiónen recorrer un circuito, de acuerdo a lo mostrado en Figura 3.1. El match factor o factorde compatibilidad, representa el número ideal de camiones que se deberían asignar a unapala. Este equivale al tiempo de ciclo total dividido por el tiempo de carga y los tiemposentre cargas promedio. El tiempo de ciclo para cada viaje, se ve afectado por los tiemposde espera en los puntos de carga y descarga y, además, por interferencias con vehículosmás lentos durante el recorrido, los cuales no pueden ser pasados, y la congestión generaldel tráfico.

Los tiempos de carga en la pala, son a menudo, sumamente variables, debido a lascondiciones de fragmentación resultantes, la necesidad de reposicionamiento de la pala,etc. Los puntos de descarga, generalmente en la chancadora, suelen ser uno de los puntosde mayor tiempo de espera para el camión. En muchas ocasiones, la chancadora sueletrabarse por rocas de excesivo tamaño, parando la operación de descarga hasta que elproblema haya sido solucionado. Al ser la chancadora utilizada por todos los camionestransportando mineral, una falla de la misma, será mucho más seria que de producirse enuna de las varias palas en operación.

Los procedimientos utilizados para reabastecer de combustible a los camiones, para loscambios de turno y los almuerzos, afectan la eficiencia general de la operación comotambién lo hacen aquéllos establecidos para el programa regular de mantenimiento,roturas inesperadas de equipo y disponibilidad de repuestos. Cuando los cambios de turnoy las horas de almuerzo se dan en un lugar y hora coincidente, se produce unaaglomeración de camiones y disminuye la eficiencia del sistema.

3.4.4 La modelación con información de tiempo real

Los modernos sistemas de despacho computacionales, incluyendo la tecnología GPS,llevan un registro de los movimientos de cada vehículo y crean una base de datos referida

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al tiempo real de los movimientos de la flota de transporte. Esto podría proporcionar unmétodo habilitado para actualizar el modelo basado en las ubicaciones actuales de laspalas, las condiciones de cada camino, etc. Dicho sistema, obtiene esta información apartir de las veces en que cada camión pasa por faroles electrónicos durante su trayecto ya partir de otro tipo de comunicaciones por medio del conductor y el capataz de turno.Sería necesario para este tipo de sistema, identificar todos aquellos atrasos, como porejemplo, si es que un camión se atrasa debido a un accidente en el camino. Los tiemposde ciclo sin interferencia son requeridos por los modelos de simulación. Según misobservaciones, estos sistemas no se han desarrollado lo suficientemente como paraobtener de manera fácil información sobre el tiempo real y, de esta forma, ser capaz depredecir los requerimientos futuros de la flota de camiones.

3.4.5 Evaluación de la flota utilizando la simulación

La determinación del número requerido de camiones y palas, dentro de lo que concierne alos objetivos de producción, resulta ser un aspecto importante para cualquier plan minero,incluyendo el comienzo de nueva operación y durante la planificación de proyectosfuturos. En ambas situaciones, la información sobre los datos de tiempo real, no seencuentra disponible, los cálculos para las curvas de rendimiento modificadas por lasreglas de sentido común existentes y la incorporación de elementos, como es el azar, enlos tiempos de carga y descarga, entregan el mejor método. Los estudios sobresimulación, se pueden utilizar en la evaluación de adiciones propuestas a la flota tal comola incorporación de un sistema computarizado de despacho de camiones o agregandonuevos camiones a la flota, los cuales cuentan con diferentes características derendimiento. Se presentarán ejemplos de estos estudios en las siguientes secciones.

3.5 EL SISTEMA DE SIMULACION PIT-S

La modelación de las redes de caminos en una mina a rajo abierto, utilizando lasimulación, se ha empleado extensamente durante muchos años (Calder & Waring, 1965),(Calder & Bauer, 1973), (Chick, 1980) y (Fytas & Calder, 1984). Estos modelos han sidodesarrollados en una variedad de formas, incluyendo los datos del estudio de tiempos, uncálculo basado en las curvas de rendimiento de fabricantes y los datos en tiempo realgenerados por los sistemas computarizados de despacho de camiones. Se han realizadodescripciones bien fundamentadas en relación a estas metodologías, pero no se tratarán eneste capítulo.

Figura 3.7 es un ejemplo de un diagrama de redes de caminos tal como se podría apreciaren una pantalla de computador. El diagrama ilustra la red de transporte de maneradinámica, mostrando los movimientos de cada camión en celdas. Dichas celdas ilustranel número de camiones cargados y descargados para cada camino, la máquina cargadora,la chancadora y el botadero, los cuales se actualizan cada vez que el camión entra enmovimiento desde una entidad hasta otra.

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3.5.1 Sistema de control con archivos

La geometría de la red de transporte, y gran parte de los parámetros que controlan losmovimientos de los camiones, tales como la resistencia a la rodadura, pendiente, longitud,límites de velocidad, tiempos de carga y descarga, son almacenados en una serie dearchivos que pueden ser editados por el usuario. El programa escribe dos archivos pararevisión, registrándose todos los movimientos del camión, para finalmente obtener unarchivo resumen en la pantalla. El programa simula ahora un turno de 8 horas, utilizandoun incremento de tiempo de 1 segundo (28.000 segundos). Al hacer correr el programade simulación, aparece una opción para cerrar cualquiera de las entidades cargadoras queestén corriendo en ese momento. Todo esto, y en combinación con la capacidad decambiar las distancias de los caminos, etc., por medio de la edición de archivos, esposible obtener una variedad de situaciones sin tener la necesidad de crear una nueva redde caminos todo el tiempo. El programa aplica varias reglas relativas a las velocidades delos camiones, como por ejemplo, la situación en que el camión que va saliendo de uncamino conectado a un cargador, una chancadora o un botadero, debe tener una velocidadde salida igual a 0. El camión comenzará a desacelerar a cierta distancia antes de llegar alfinal del camino, por lo tanto, ese rango de desaceleración no superará los límitespreestablecidos. Un camión más rápido, una vez alcanzando a otra unidad en la ruta,requerirá mantenerse a una distancia de 50 pies delante del camión y no se le dejará pasar.

3.5.2 Resultados del estudio de simulación

La Tabla 3.13, es un resumen de los resultados del programa de caminos y camiones, loscuales se muestran en la pantalla al final del programa. Se indica, para el caso de cadacamión, el tiempo de espera acumulativo, el tiempo en porcentaje del trayecto rampaarriba cargado y descargado, y rampa abajo cargado y descargado, el tiempo en porcentajeen cargar y en descargar, el tiempo en porcentaje requerido durante otro tipo deactividades, el costo operacional por hora, el número de veces en que se carga cadacamión y costo por carga. Abajo, aparece una línea impresa, la cual indica en númerototal de cargas reales y el costo en palas y camiones por carga. Las suposiciones relativasa los costos en las que se basan estos cálculos, se muestran en la Tabla 3.14.

3.5.3 Atrasos operacionales

Al inicio de cada turno, se estima un atraso de 600 segundos en inspeccionar camiones,seguidos de intervalos de 10 segundos en que el camión abandona la chancadora. Loscargadores, las chancadoras y los botaderos dejan de operar durante 20 minutos para losalmuerzos y entre 13,800 a 15,000 segundos para los cambios de turno. Los camionesdeberían continuar hacia la planta más cercana y quedarse allí hasta que el cargador ocualquier otra entidad se cierre, para luego ubicarse al final de la fila de camiones enespera. Los cargadores, las chancadoras y los botaderos se mantienen cerrados por hasta27,600 segundos, 20 minutos antes de finalizar el turno. Los camiones continuanoperando hasta permanecer en una planta cerrada. Es posible que ocurran algunas fallas o“panas” durante los cambios de turno para cada cargador y chancadora. La hora y

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duración de este tipo de situaciones, se ven afectadas por el número seleccionado al azaral inicio del programa y los cuales son mostrados en la pantalla. Los camiones no fallan.Se supone que se cuenta con una cantidad suficiente como para reemplazar a cualquiercamión que falle. El tiempo ocupado por el camión en caso de espera en una plantadeterminada, debido a una falla o “pana”, es registrado como “otros” dentro del informeresumen de camiones, de la misma forma en que se consideran los cambios de turno,horas de almuerzos y atrasos entre turnos.

3.5.4 Despacho de camiones

Este programa cuenta con una planta para el despacho automático y fijo de camiones. Sies automático, el tiempo se calcula para que el camión viaje por todas las rutasalternativas y regrese cargado al punto de destino. Se incluye el efecto del tráfico en lospróximos caminos, en los camiones anteriores y en los cargadores, a medida que éstosexperimentan cierto atraso de mantención. Luego, el camión es despachado hacia una delas rutas mostrando un tiempo de ciclo mínimo. En condiciones estables, el camiónsiempre debería ser cargado por la pala asignada.

3.6 ESTUDIOS DE CASOS CON PIT-S

El uso del programa, ahora será demostrado bajo tres situaciones, que se indican acontinuación:

comparando los sistemas de despacho de camiones tanto automático como fijo

estudiando el efecto de combinar camiones cuyas características de rendimientosean diferentes y encontrándose en la misma red

mediante la estimación de los match factors dentro de la red de caminos

En todos los casos, se ha utilizado el camión típico de 200 toneladas propulsado pormotores eléctricos en las ruedas.

3.6.1 Sistemas de despacho automatizados vs. fijos

Para este estudio, se utilizó un pit de aproximadamente 200 mts. de profundidad y queopera con cuatro palas y dos chancadoras. Dos de las palas se encuentran ubicadas a 100metros bajo las otras. La chancadora se ubica aproximadamente 700 mts. desde laentrada al pit. Los tiempos promedio en cargar y descargar son de 200 y 60 segundos,respectivamente. El tamaño de la flota cambió de 4 a 36 camiones, tal como se puedeapreciar en Figuras 3.8A y B. Este estudio es una comparación entre el sistema dedespacho automático versus el asignamiento fijo de camiones. Se presentan los resultadosen Figuras 3.8A y B, en donde se compara el número de cargas generadas y el costo porcarga, respectivamente. Los resultados indican que cuando las asignaciones de loscamiones son completamente compatibles a la capacidad de la pala, las ganancias en

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productividad en cuanto a la cantidad del sistema automatizado es aproximadamente un2% y los costos operacionales para los dos tipos de sistemas, son relativamente iguales.En algunas situaciones en que la pala carece de cierto número de camiones, se da unaimportante ventaja respecto del sistema de despacho automático. Sería bueno observarque estos sistemas automatizados sí proporcionan informaciones estadísticas muy útilesde acuerdo a los aspectos claves de la operación de la flota. Asimismo, debido a laexistencia de estos sistemas de despacho automatizados y a todos aquellos supervisoresque estudian las acciones de los conductores de camiones más cercanamente, elincremento actual de porcentajes, podría ser mayor al que se menciona aquí.

3.6.2 La flota combinada de camiones

Este estudio utiliza la misma red de caminos que en el ejemplo anterior. Una flota de 20camiones con características de rendimiento normales, se encuentran operando con 4palas, para entregar estadísticas del caso base. A fin de simular la operación de una flotade camiones con características de rendimiento combinadas, se encuentra en operación lamisma flota de camiones y palas con una disminución en la fuerza rimpull del motor enun 25% para camiones asignados por números pares. Se dan los resultados comparativosen Tabla 3.15. Para la flota combinada de camiones, la producción disminuye en un 18%y los costos operacionales por carga aumentan en un 33%. Los camiones más rápidos seven obligados a permanecer un porcentaje considerablemente más alto de su tiempo endesplazarse cargado rampa arriba. Además de tener una pérdida de producción, aumentantambién los costos operacionales por hora de estos camiones. Una serie de pruebassimilares, la cual utiliza el sistema de despacho automático, no ha proporcionadoresultados considerablemente mejores que los otros. Resulta evidente que aquelloscamiones cuyo rendimiento en cuanto a su velocidad sea reducido, disminuyanconsiderablemente la eficiencia de las unidades más rápidas para diferentes situaciones dela flota.

3.6.3 Estudios de factores de compatibilidad

El match factor o factor de compatibilidad, representa el número ideal de camiones a serasignados a una pala. Es equivalente al tiempo de ciclo de los camiones, sin considerar lasveces en que estos son interferidos por vehículos más lentos, panas o fallas, tiempos deespera, etc., y dividido por el tiempo de carga promedio. Para determinar los matchfactors, se deben eliminar todos los atrasos del programa PIT_S, incluyendo los cambiosde turno, horas de almuerzo, fallas de equipos, etc. Entonces, es posible calcular losmatch factors, al operar con un solo camión desde cada punto de origen hasta su destino.La versión referida al programa PIT_S, siendo los atrasos ya eliminados, está referida alCICLO. La Tabla 3.16, entrega los resultados de pruebas realizadas con el programaCICLO, utilizando la misma red de caminos que en los estudios anteriores. Como sesupone desde un principio, el tiempo de espera de la unidad cargadora es muy alto,siempre y cuando sólo un camión sea asignado a cada pala, siempre y cuando el tiempode espera del camión sea igual a cero, y los costos totales sean altos debido a la

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congestión de camiones. Se calcula el tiempo de ciclo y el factor de compatibilidad paraun solo camión. Este se referirá al Caso A.El paso siguiente es el de asignar a cada pala el número de camiones indicados por elmatch factor, y hacer operar el turno nuevamente. El propósito de esto, es determinar silos match factors en sí, pueden determinar el número preciso de camiones a asignar acada pala, o si es que la congestión vehicular inducirá a errores considerables. A fin deasignar los camiones, el número match deberá corresponder, sin duda, al número enteromás próximo, mayor o menor según se requiera truncar hacia arriba y hacia abajo Durantela primera prueba, los números match, fueron aproximados al número entero mayor otruncados hacia arriba (Caso B). Se realizó una segunda prueba con números match,aproximándose al número entero menor o truncados hacia abajo (Caso C). Se puedeobservar, a partir de Tabla 3.16, que los mejores resultados se dan con match factorstruncados hacia arriba. El tiempo de espera de la unidad cargadora es mínimo y el costototal para la flota de palas y camiones es más bajo. Observe en la Tabla 3.16, que losnúmeros de compatibilidad, si es que se ha aproximado a un solo dígito, se truncaránhacia arriba en este ejemplo. Todo esto sugiere que la aproximación a números enterosmayores o menores (truncar), resulta ser la mejor práctica.

Los números de compatibilidad (match factors) mostrados en Casos A y B, han cambiadoa partir de Caso A, debido a la congestión del circuito. Cuando se le asigna más de uncamión a una pala, estos valores constituyen una medida de la congestión del circuito,pero no representan los números de compatibilidad verdaderos. Al comparar el número decargas generadas por cada unidad cargadora con un camión, disminuye la producción encasi un 8% cuando la unidad cargadora está completamente congestionada por camiones,de acuerdo a lo estimado por el factor de compatibilidad. Se puede concluir que lacongestión del circuito de la red de transporte reducirá la productividad enaproximadamente un 8% por sobre aquélla estimada utilizando los factores decompatibilidad determinado con un solo camión. Esto no incluye los efectos de las panasde equipos, cambios de turno y atrasos por almuerzos, etc.

3.7 COMPARACIONES ENTRE LAS ESTIMACIONES DE ESTUDIOS DECICLO Y LA SIMULACION DE TURNOS EN CUANTO A LAPRODUCCION DE LA FLOTA

Se utilizó el programa PIT_S para simular un turno de producción, incluyendo todos losatrasos por los cambios de turno, panas o fallas de equipos, etc. Las condiciones de la redde transporte, por ejemplo, el número de palas y camiones, distancias de caminos, etc.,eran idénticas al estudio anterior, en el cual se utilizó el programa CICLE, según loresumido en Tabla 3.16. Los resultados presentados en tabla 3.17, se pueden comparardirectamente.

El atraso por turno total promedio, según el programa PIT_S, es de aproximadamente5300 segundos o un 18% del tiempo total del turno. Estos atrasos incluyen los cambiosde turno, la duración por turno promedio en que la pala estuvo fallando, y la mitad delciclo del camión promedio (en el programa de ciclos, los camiones comienzan los turnos

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en las palas asignadas). Al analizar estos datos, se puede observar que una simulaciónconstituida por un turno y 26 camiones, bajo el programa PIT_S (Tabla 3.17), produce444 cargas, si se compara con un estudio idéntico realizado por medio del programaCICLE (Tabla 3.16), el cual originó 564 cargas. Esto representa una reducción de un21%. Una simulación constituida por un turno y 22 camiones bajo el programa PIT_S(Tabla 3.17), origina 406 cargas, si se compara con un estudio idéntico realizado pormedio del programa CICLE (Tabla 3.16), el cual origina 502 cargas, que representa unareducción de un 19%. Es posible concluir que el programa CICLO se puede utilizar parapredecir la información generada del programa PIT_S reduciendo el tiempo de turno porel atraso total promedio de turnos en PIT_S más un adicional de un 2%.

3.8 CONCLUSIONES DEL ESTUDIO DE SIMULACIÓN

A continuación, se describen las siguientes conclusiones obtenidas a partir de estudiosrealizados sobre los tiempos de ciclo y simulación de turnos completos:

1. La simulación proporciona una técnica de modelación práctica para el análisis de laproductividad y los costos operacionales de la flota de palas y camiones.

2. Al comparar el sistema de despacho de camiones automatizado con la asignación fija

de camiones, el sistema automatizado generó un aumento de productividad de sólo un2%, a pesar que se encontraba operando cerca del número óptimo de camiones. Sinembargo, en situaciones en que la red de transporte se encontraba operando con unbajo número de camiones (o bajo el valor óptimo requerido), el aumento para elsistema automatizado resultaba ser de alguna forma más alto.

3. La combinación de camiones de diferentes características en cuanto a la velocidaddentro de la misma flota, puede reducir seriamente la eficiencia de la flota y aumentarlos costos operacionales.

4. Los match factors basados en los tiempos de carga y tiempos de ciclo promedios del

camión, generados por un solo camión asignado a cada pala, se pueden utilizar parapredecir la producción de toda la flota cuando el número match de camiones esasignado a cada pala. Esto se hace disminuyendo la producción proyectada en un solocamión en casi un 8% para calcular la congestión de la flota.

5. Los resultados de producción de una simulación de turnos completos, incluyendo los

tiempos requeridos para los comienzos y términos de cada turno, horas de almuerzo ypanas de equipos, etc., se pueden predecir con exactitud basándose en el atraso totalpromedio de turnos más un 2%.

6. Para cualquier red de transporte dada, será posible determinar aquellos factores para

proyectar la producción total de los turnos a partir de los tiempos de ciclo. Estos nocambiarían de manera significativa para expansiones normales de la red de transporte.Esto le permitirá al Ingeniero de Planificación determinar los requerimientos de

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camiones obtenidos a partir del estudio de ciclos para un solo camión, el cual podríaincluirse en la planificación minera computarizada que el Ingeniero utiliza paradeterminar los volúmenes y secuencias. Las estimaciones precisas de los niveles deproductividad, requerimientos de camiones y costos, se podría obtener sólo en unossegundos.

Algunas de las conclusiones descritas arriba, corresponden a situaciones específicas delugar, pero resultan ser relaciones similares para los casos de otros pits.

3.9 ASPECTOS DE LA MINERIA A RAJO ABIERTO EN ALTURA

Las operaciones en minas a rajo abierto en altura, presentan numerosos desafíos relativosa los efectos en el personal y el rendimiento del equipo. Los efectos de la altura se tornansignificativos en alturas que superan los 3000 mts. Se han realizado estudios con el objetode definir mejor los efectos en las personas, de manera tal que los ambientes, tanto laboralcomo la vida cotidiana, puedan diseñarse en la forma de encontrar la mejor adaptación alas diversas condiciones. Un objetivo es mantener a cada persona lo mejor adaptadaposible como para lograr un buen rendimiento en las diversas tareas en altura que se lehayan asignado. La selección del equipo minero en una mina a rajo abierto en altura,debe considerar la reducción en la capacidad máxima del motor (derating). Por ejemplo,el rendimiento del motor del camión de transporte deberá disminuir para predecir enforma precisa los tiempos de ciclo de camiones utilizados para determinar el tamaño deflota requerido. Sin embargo, si no se les reduce de manera suficiente la capacidad a losmotores, disminuirá la confiabilidad de flota y los costos operacionales aumentarán demanera importante. Las estrategias operacionales en minas a gran altura requierenorientar la mantención y selección de equipos y los asignamientos de personal. En laactualidad, se está planificando operar en minas en Chile que superan los 5000 mts. dealtura. Este paper incluye una discusión de los efectos de la gran altura, y analiza elactual concepto sobre cómo llevar a cabo estos desafíos de la mejor forma posible.

La temperatura, presión y densidad del aire, disminuyen con la altura. Por ejemplo, a unaaltura de 4000 mts., el U.S. Standard Atmospheric Data (Información AtmosféricaEstándar de los Estados Unidos), indica que la presión y densidad del aire alcanzan unporcentaje, bajo condiciones normales, de entre un 60% y 65% de sus valores respectivosa nivel del mar. Al disminuir la densidad del aire, se produce una disminución en elcontenido de oxígeno, el cual es respirado por las personas que se encuentran trabajando aesa altura.

Todos estos factores, junto con la lejanía de las minas, hacen más difícil el hecho que lasmaquinarias puedan realizar un trabajo seguro y eficiente. A fin de compensar de algunaforma estos factores, las compañías mineras deberán considerar el desarrollo deestrategias específicas en la selección de personal y maquinaria que operan en minas aaltas alturas. Sin embargo, antes de formular estrategias, es necesario conocer ycomprender los efectos de la altura.

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3.9.1 Los Efectos en las Máquinas

Existen dos tipos de problemas que afectan de manera fundamental a la maquinaria queopera en altura: reducción en la capacidad disponible y capacidad de enfriamientodeficiente. Sin embargo, en muchos casos, estos problemas están interrelacionados.

Para lograr que los motores diesel funcionen de forma eficiente, es necesario manteneruna relación o proporción adecuada en lo que se refiere a aire-combustible. En el airemenos denso, los motores diesel presentan algunos problemas en la ingestión desuficiente aire (oxigeno) como para generar la potencia requerida por el motor. Algunosfabricantes de motores, han informado que a sus motores no les es necesaria unareducción en su capacidad para operar en alturas inferiores a 3000 mas. Sin embargo,resulta importante darse cuenta de que existe una reducción considerable en la vida útildel motor, operando éste a una altura de 3000 mts., si se compara con operacionesrealizadas en alturas inferiores.

En aire menos denso, los turbosobrealimentadores deben funcionar a mayor velocidadpara liberar la masa de aire requerida por los cilindros para la combustión. Esta mayorvelocidad genera una gran tensión, la cual afecta adversamente la vida útil del turbo. Unfabricante informó que la vida útil de un turbosobrealimentador, es de 5000 horasoperando en altura, comparado con las 12000 horas de vida, operando a nivel del mar.

El aire menos denso es perjudicial en cierto punto, ya que la capacidad de enfriamientodisminuye. La efectividad de enfriamiento convectivo, depende de la densidad dellíquido que transfiere el calor. La disminución de calor que se transfiere es resultado delaire menos denso, lo cual hace que las máquinas puedan funcionar a temperaturas másaltas. En motores diesel, la combustión genera energía que produce calor. Laeliminación de calor es necesaria para que el motor pueda funcionar dentro de un rangode temperatura deseado. El operar bajo estos límites de temperatura, reduce en formaimportante la vida útil del motor.

Comúnmente, los fabricantes de motores utilizan temperaturas basándose en la turbina yel tubo de escape para determinar cuándo un motor está produciendo más energía de losque sus sistemas de enfriamiento pueden lograr. Asimismo, se puede determinartomando mediciones de temperatura en un área específica o mediante la predicción detemperatura con modelos computarizados.

Cuando la temperatura de un motor supera el límite crítico, el fabricante tiene dosopciones para cambiar esta situación. Estas son: la reducción de la capacidad disponibleo la modificación. Lo que llamamos reducción de potencia máxima de salida disponible(derating) de un motor, es la solución típica del fabricante de adaptar un motor estándaren altura. Si se genera menos energía, significa que se requiere menos disipación decalor, funcionando el motor, de esta forma, más frío. Los fabricantes de motores, por logeneral, dan a conocer pautas conservadoras en lo que se refiere a la operación de motoresen altura. Un fabricante, por ejemplo, señala que los motores diesel de dos ciclos no

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requieren ningún tipo de derating hasta los 3000 mts. de altura. Sin embrago, sucapacidad máxima deber reducirse en un 1% cada 300 metros. Esto demuestra cómocada motor tiene un distinto grado de sensibilidad a la altura. Por lo general, a losmotores que operan en altura, se les reduce su potencia máxima de salida en un 10% -20%.

Observe que la reducción de la potencia de salida o derating, puede producir efectos quevan en beneficio de ciertos componentes mecánicos dentro del motor. Las presionesmáximas de un cilindro son inferiores de lo que podrían ser operando a nivel del mar.Las tensiones dentro del eje de distribución del motor, motor de par del eje cigüeñal, etc.,serán inferiores a lo que normalmente se experimenta bajo una capacidad de salida total.En presencia de tensiones más bajas y motores de par, se produciría un aumento en lavida útil de las piezas del motor.

En algunos casos, lo fabricantes de motores crearán un motor con ciertas cualidades quele permitan operar más eficientemente en altura. Sin embargo, y a pesar de estascualidades, el motor requerirá una pequeña reducción de su capacidad máxima paraoperar de manera eficiente en altura. Por lo tanto, la última solución sería unacombinación de la modificaciones en el diseño del motor y el nivel de reducción en sucapacidad máxima de salida (derating). De esta forma, el resultado final sería unequilibrio entre lo que es la potencia adecuada (productividad) y una buena vida útil (bajocosto de mantención).

Las modificaciones en el diseño para motores que operan a altas alturas, pueden incluirlas siguientes características:

♦ sobrealimentadores de motores en serie♦ impulsor de turbo especial♦ aumento en la ventilación de la caja del cigüeñal♦ reducción en los límites del aire de admisión (en motores)♦ enfriadores posteriores de alta eficiencia♦ presionización refrigerante activa

Además del motor, pueden darse otros tipos de cambios en el sistema vehicular, quepueden aumentar el rendimiento de los motores. Los obturadores del radiador o losembragues de ventilación, ayudan a prevenir cualquier grado de enfriamiento que puedasignificar un problema, fundamentalmente para el transporte que debe recorrer largasdistancias. Los camiones que operan a motor, los convertidores de motor de par “mássuaves”, pueden ayudar a compensar de alguna forma la deficiente respuesta de la válvulareguladora que se experimenta en altura.

Otros sistemas del equipo minero, también pueden experimentar una falta de enfriamientodebido al aire menos denso. En muchos casos, sin embargo, las temperaturas ambientalesrelativamente frías, que son típicas en altura, compensan de alguna forma la reducidadensidad atmosférica. El efecto neto es que algunos sistemas pueden a veces alcanzar

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ciertos valores nominales en altura, tal como lo hacen a nivel del mar. La temperatura yla densidad del aire, afectan a todos los motores impulsores de aire por movimientorotatorio, sistemas retardados eléctricos, y sistemas de frenado mecánico.

3.9.2 Los Efectos en las Personas

Los trabajadores que deben operar en minas lejanas y a altas alturas, deben cumplir conuna jornada de trabajo que varía entre 10 a 12 horas diarias, realizando turnos de 6 a 12días, que se siguen por un período de descanso proporcional en baja altura. Para el año2000, se estima que en Chile habrán aproximadamente 20,000 mineros trabajando enalturas por sobre los 3000 metros. Generalmente, el resultado del clima relativamentefrío y el bajo nivel de oxígeno en la atmósfera, implica una reducción importante en laproductividad de los trabajadores.

A fin de lograr el mismo rendimiento en los trabajadores como el que se obtuvo a niveldel mar, se requerirá de un porcentaje que varía entre 50% - 80% más horas/hombre si lostrabajadores no son nativos a la altura (Jiménez, 1996). La condición médica a la cual seexponen los trabajadores a altas alturas se llama Hipoxia Hipobárica.

La tolerancia a altas alturas es un tema de interés para las compañías mineras progresistas,particularmente en lo que se refiere a selección de personal. En la actualidad, estascompañías están estudiando el uso de exámenes médicos extensivos, incluyendo unelectrocardiograma por esfuerzo para aquellas personas mayores de 40 años.

Es un hecho que las disminuciones periódicas a nivel del mar en días de descanso,producen un grado de deaclimatación. Se ha observado que algunos trabajadores, durantelas primeras 24 horas, después de llegar de vuelta al campamento, presentan problemas desueño, como es el dormir poco, y también un rendimiento cognitivo más bajo por algúntiempo.

Aún hay mucho por aprender sobre los efectos colaterales a largo plazo del ciclo detrabajo en altas alturas (Jiménez, 1996). El Dr. Jiménez actualmente está comenzando adesarrollar un estudio basado en pruebas de terreno en alturas de 3800 metros, el cualincluye la adición de oxígeno en 70 habitaciones. Con este estudio, se logrará medir larespuesta cognitiva durante las horas de sueño y de trabajo (Jiménez, 1997).

El objetivo de los estudios que se están desarrollando actualmente, es caracterizar losaspectos fisiológicos de la Hipoxia Hipobárica. Existe una necesidad de mejorar lascapacidades de determinación de riesgo mediante un programa de vigilancia y de diseñarmétodos para mejorar la calidad de vida de estos mineros (Jalil et al., 1996). Los estudiosincluyen el investigar la frecuencia de la preponderancia de Enfermedad Aguda deMontaña (AMS) basándose en el Cuestionario del Lago Louise (Roach, R.C., et al.,1993). Además, se están realizando otros estudios, cuyo objetivo es lograr una capacidadaeróbica tanto a nivel del mar como en el sitio de trabajo mediante ejercicios de rutinahasta alcanzar un nivel alto de cansancio (Jalil J. E., et al., 1994).

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El uso de enriquecimiento de oxígeno para aliviar la hipoxia en altas alturas, se muestramuy prometedor. En base a investigaciones y otras estimaciones, se indica que alaumentar el contenido de oxígeno en un 1% (Por Ej., desde 21 a 22%) en alturas de 4000- 5000 metros, se reduciría a una altura equivalente a 3000 mts., lo cual es fácilmentetolerable. El costo inicial estimado para aumentar el contenido de oxígeno para 50habitaciones en un 5% es $166,000 US, y el consumo de energía, sería de 58,000 watts(West, 1994).

3.9.3 Los Efectos de la Reducción de la Capacidad Máxima del Motor en losTiempos de Ciclo de un Camión

La reducción de la capacidad máxima del motor, no significa necesariamente que uncamión de transporte experimentará una reducción en su fuerza rimpull. Al emplear unsistema de accionamiento correcto, el motor, cuya capacidad máxima ha sido reducida(derated engine), sólo reducirá la velocidad del vehículo sin afectar su fuerza de engrane.

Simplemente, esta reducción en la capacidad máxima del motor del camión, no requeriráautomáticamente una reducción en su carga (payload), así como ocurre con la capacidadretardadora, eléctrica o mecánica, o el valor nominal térmico de los motores impulsoresde aire por movimiento rotatorio.

Si sólo se reduce la capacidad máxima del motor, el efecto en los tiempos de ciclo delcamión, no es proporcional al grado de reducción de su capacidad (deration). Porejemplo, si se reduce la capacidad máxima del motor en un 20%, el efecto no coincidiránormalmente con un 20% de aumento en los tiempos de ciclo del camión. El efecto sobrela velocidad es mayor cuando el camión viaja cargado tanto cuesta arriba como cuestaabajo y ciñéndose a los límites de velocidad de acuerdo a su capacidad de frenado osistemas de desaceleración.

El término de numerosos cálculos realizados mediante un programa computacionaldenominado CICLO (Calder, 1993), ayudó en el análisis de los efectos de la reducción dela capacidad máxima (deration) en cada tiempo de ciclo del camión. La base de esteprograma computacional, son los cálculos estándares de movimiento, utilizando datos decurva de rendimiento para fuerza de engrane y de frenado, y un intervalo de un segundoentre incrementos de cálculo.

Las diversas restricciones de velocidad y otras condiciones y suposiciones, fundamentanlos siguientes cálculos:

Velocidad Máxima Cuesta Arriba 27 km/hr.Peso Bruto del Vehículo 260000 kg. y 375000 kg.Carga (payload) 155 y 220 toneladas métricasResistencia de Rodadura 2% y 3%Elevación Vertical 500 mts.

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Pendiente del Camino 8% y 10%Tiempo de Carga 200 segundosTiempo de Descarga 60 segundos

El perfil simple del trayecto utilizado en el análisis, incluye una rampa plana de enfoque,de 100 mts. de longitud desde los puntos de carga y descarga, tanto al comienzo como alfinal del camino inclinado. La suposición es, a objeto de estos cálculos, que los camionessalen de estas rampas a una velocidad cero. En el resumen, se incluyen cálculos paracamiones cargados que viajan tanto cuesta arriba como cuesta abajo. En Tabla 3.18 semuestran los resultados de estos cálculos.

Por ejemplo, al viajar el vehículo cargado cuesta arriba y descargado cuesta abajo, conuna pendiente de un 8%, el tiempo total del ciclo, incluyendo la carga y descarga,aumenta en un 6.3%, 15.5% y 29.3% respectivamente, bajo condiciones en que se hareducido la capacidad máxima del motor (derating) en un 10%, 20% y 30%.

Los tiempos de ciclo son más bajos para una pendiente de un 10%, debido a que ladistancia del trayecto es más reducida para la misma elevación vertical, cuya velocidadmás alta sobre una pendiente de un 8% no se compensa por completo. Y, por otro lado,esto se debe a que la pendiente más inclinada tiene mayores posibilidades de generarproblemas de mantención, lo cual coincide con el caso de alturas más bajas que presentangrandes elevaciones verticales.

Dado que la productividad del camión, considerando el trayecto cuesta arriba, conreducciones de la capacidad máxima del motor (deratings) más allá de un 10%, como seespera usualmente por sobre los 4000 metros.

En el trayecto de carga cuesta arriba, la reducción de la capacidad máxima del motor(derating) tiene un efecto casi insignificante. Los problemas de frenado, son de mayorpreocupación en el transporte de carga cuesta arriba, especialmente en caminos cuyodiseño es una curva en ”u”, lo cual favorece el 8% versus el 10% de la pendiente.

Las Tablas 3.19 y 3.20, muestran los resultados de mediciones adicionales con elprograma de CICLO que utiliza camiones de 155 y 220 toneladas métricas. Estosejemplos utilizan pendientes de carga cuesta arriba de un 8% y con una resistencia derodadura de un 2%. En los resultados presentados en la Tabla 3.19, se incluyenreducciones de carga entre un 10%, 20% y 30%.

Tabla 3.20, demuestra que una reducción de carga no compensa la reducción en el tiempode ciclo. Por ejemplo, con un derating de un 10%, como se espera en una altura de 4000mts., una reducción de carga de un 10% sólo reduce el tiempo de ciclo en un 3.2% y4.2%, respectivamente para camiones de 155 y 20 toneladas. El resultado será unapérdida neta en producción de aproximadamente 6%.Aunque este perfil resulta ser bastante simple, los resultados son similares en pruebasrealizadas anteriormente. Para trayectos con transporte cargado cuesta arriba, la

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Tópicos de Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3 __________ P. N. Calder 24

reducción en la capacidad máxima del motor, resulta ser costosa, si se consideran laspérdidas en su reproducción. Sin embargo, las equivocaciones en lo que refiere al efectode reducir la capacidad máxima del motor de manera adecuada o suficiente, podríagenerar costos de mantención del motor o también de reparación general. Es necesariolograr un equilibrio adecuado entre lo que son los costos de mantención, necesidades deproductividad y confiabilidad.

3.9.4 Desarrollando Estrategias Adecuadas

Trabajar en altura, resulta ser un verdadero desafío tanto para las personas como para lamaquinaria. Bajo estas condiciones, a fin de lograr una efectiva operación de una mina,se requiere de una planificación detallada y metódica, un acercamiento operacionalsimple y una buena comunicación.

A continuación, se muestra un listado de ideas a considerar en el momento de formularuna estrategia para la minería a altas alturas. Al considerar dichas ideas, es necesariorecordar que todas las operaciones mineras son diversas y que varían según su altura, tipode transporte, ubicación geográfica, condiciones climáticas y distancia considerada desdelas instalaciones o plantas de reparación.

Al reconocer estas diferencias, algunos de los factores siguientes pueden ser aplicables aalgunas minas más que a otras:

1) Equipo selecto que logre entregar un buen equilibrio entre lo que es la altaproductividad y la alta confiabilidad.

♦ El trabajo con fabricantes de equipo para seleccionar equipo altamente eficientea fin de lograr vidas útiles y disponibilidades comparadas con aquéllas operandobajo circunstancias normales. Esto posiblemente podría requerir la creación deun rediseño.

♦ La utilización de programas de simulación para fabricantes de equipos a fin dedeterminar la cantidad óptima de reducción de la capacidad máxima del motor.Esto sería para entregar un grado de confiabilidad y un costo bajo por hora conuna reducción mínima en la productividad.

♦ La selección de un equipo que tenga un buen servicio y organización de apoyo,la cual cuente con la capacidad de transporte eficientemente cada componente aun sitio lejano para su reparación y reacondicionamiento.

2) Establecer un sistema de mantención que sea simple, no complejo y fácil decomprender.

♦ Utilizar un programa de mantención preventivo basado en tiempo, empleandoparámetros sólo para sistemas críticos.

♦ La mayor parte del trabajo de mantención, sería repetitivo en el sentido querequiere trabajadores semi-calificados, debido al hecho que las actividades

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Tópicos de Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3 __________ P. N. Calder 25

programadas, justificarán gran parte de este trabajo. Por lo tanto, elrequerimiento correspondería sólo a un grupo pequeño de técnicos calificadospara desempeñar trabajos de localización, reparación y diagnóstico.

♦ Realizar reparaciones fuera del lugar de donde se encuentran las instalaciones deservicio para el fabricante del equipo original.

Debido al duro ambiente que se experimenta en altura, es recomendable mantener laoperación usando un mínimo de esfuerzo humano, sea éste tanto físico como mental.

♦ En la práctica, utilizar sistemas automatizados para desempeñar tareasnormalmente realizadas por humanos.

♦ Emplear sistemas actualizados disponibles para apoyo en la toma de decisiones(experto), trabajos de localización y reparación, personas que ejerzan un constantepresión en el mercado (press manufacturers), a fin de desarrollar nuevos sistemas.

♦ Si es posible, ubicar personal involucrado en planificación minera y trabajoestratégico en alturas más bajas. GPS y los sistemas de despacho del equipocomputarizado, permiten que las operaciones mineras sean monitoreadas adistancia.

♦ Eliminar el trabajo de mantención innecesario aumentando el grado deconfiabilidad del equipo y extendiendo el tiempo para su servicio.

♦ Reparaciones importantes destinadas a instalaciones para contratistas, generaránmenos trabajo siendo éste desempeñado en la misma mina.

3) Ayudar a los trabajadores a mantenerse saludables y trabajar sin riesgo.

♦ Emplear pruebas médicas de selección en el proceso de contratación.♦ Suministrar oxígeno adicional suplementario que pueda que pueda ser útil durante

las horas de sueño en los dormitorios.♦ Establecer un moderno programa de control de pérdidas y de seguridad en el sitio

de la mina lo antes posible.

3.9.5 Resumen y conclusiones de las consideraciones de la gran altura

El efecto de la gran altura entra en juego cuando ésta supera los 3000 metros. En laactualidad, numerosas minas a tajo abierto están operando a alturas superiores de 4000metros, y se está viendo la posibilidad de operar en minas que se encuentran a alturassuperiores a los 5000 metros. Para el año 2000, se estima que, en Chile, habránaproximadamente 20000 mineros que trabajarán en alturas superiores a los 3000 metros.Las altas alturas reducen de manera significativa la productividad del trabajador. A fin delograr el mismo rendimiento de los trabajadores como el obtenido a nivel del mar, existeun requisito de un 50% a un 80% más horas/hombre si los trabajadores no son originariosde un medio en altura.

El uso del enriquecimiento de oxígeno para aliviar de alguna forma la hipoxia en altasalturas, se muestra muy prometedor. La investigación y los cálculos indican que, al

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Tópicos de Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3 __________ P. N. Calder 26

aumentar el contenido de oxígeno en un 1% (p. ej., desde 21 a 22%) en alturas de 4000 a5000 metros, se reduce la altura equivalente a 300 metros, aproximadamente. El aumentoen el contenido de oxígeno en un 5% a alturas de 4500 metros, reduciría una alturafácilmente tolerable equivalente a 3000 metros.

Existen dos tipos de problemas que afectan de manera fundamental a las máquinas queoperan en altura - nivel de energía reducida y escasa capacidad de enfriamiento. A pesarde que algunos motores diesel pueden generar una capacidad (horsepower) completa enalturas de hasta 3000 metros, éstos operarán a temperaturas más altas y experimentaránuna severa reducción en cuanto a su vida útil. Las grandes alturas requieren de unreducción de la energía del motor. Es muy común que a los motores que operan en altura,se les reduzca su capacidad máxima (derating) en un 10% o un 20%. Esta reducción,aparte de otras modificaciones de diseño en los motores, sirve para aumentar la vida útildel motor. Los problemas del clima frío, como los experimentados en el Norte deCanadá, también se suman a la problemática existente en las grandes alturas.

La reducción de la capacidad máxima del motor, sólo reducirá la velocidad del vehículo,así también como su productividad, sin tener que reducir necesariamente el esfuerzotractivo disponible. Los cálculos por simulación en cuanto al ciclo del camión, indicanque los tiempos de ciclo del trayecto típico, aumentan aproximadamente en un 7.5% paraun 10% de reducción de la capacidad máxima del motor a 4000 mts., y 16% para un 20%de reducción a 5000 mts. para el transporte cargado con trayecto cuesta arriba. Lareducción de la capacidad máxima de un motor en un 20% a 5000 mts. para el transportecargado cuesta abajo, no afectará significativamente el tiempo de ciclo.

La reducción en la carga del camión, no da por resultado una reducción compensatoria enel tiempo de ciclo. Por ejemplo, al reducir en un 10% la carga de un camión de 220toneladas, con una reducción de la capacidad máxima de su motor de un 10%, se reduceel tiempo de ciclo en sólo un 4,2%, lo cual genera en una pérdida total de laproductividad. Sin embargo, las equivocaciones en cuanto a las reducciones adecuadas osuficientes de la capacidad máxima del motor, podría generar costos de reparacióngeneral o de mantención del motor, fallas frecuentes, y escasa disponibilidad decamiones. Es, por lo tanto, necesario lograr un equilibrio adecuado entre sí que son loscostos de mantención, las necesidades de productividad y confiabilidad.

La formulación de estrategias para la selección de equipo, utilización de personal ysistemas de mantención, debería ser tal que ellos se complementen el uno con el otro.

3.10 ESTIMACIÓN DE LA PRODUCTIVIDAD DE LAS PALAS

Capítulo 4, tratará en detalle el tema de la estimación para la selección y producción deequipos. La estimación de la productividad de las palas y los requerimientos de camionespara una pala en particular se incluye en este capítulo sólo a modo de introducción. Tabla3.21 es una planilla de cálculo diseñada para calcular la producción de las palas y estudiarel número de camiones con una capacidad específica requerida.

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Tópicos de Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3 __________ P. N. Calder 27

1) Densidad de la roca, en grs./cc, tons/m3.2) Aumento en el volumen de la roca en el balde de la pala (Factor de Esponjamiento).

Los valores típicos son: 1.1 para arena seca; 1.5 para roca bien fragmentada; y 1.65para grandes fragmentos de roca rectangulares (en forma de ladrillos), típicos de lataconita.

3) Factor de Llenado: Indica el porcentaje del volumen del balde, que normalmente estáocupado. Este depende de la geometría de la pila de desechos y la calidad de estos.Los valores típicos son: .70 para perfiles bajos de desechos y pies duros; .90 paracondiciones normales y 1.0 a 1.1 para condiciones ideales con excelentefragmentación.

4) Tiempo de Ciclo de la Máquina Excavadora: Tiempo requerido para cargar y situar unbalde de roca en el camión. Las palas, las cuales rotan de manera circular, requierende mucho menos tiempo que las máquinas cargadoras frontales, las cuales tienen quetrasladarse desde la pila de desechos hasta el camión. El tiempo depende también dela compatibilidad de la máquina excavadora y del camión, la calidad de lascondiciones de excavación y del tamaño de la máquina excavadora. Los valorestípicos para las grandes máquinas excavadoras son: 30 a 35 seg. para las palas; y 55 a70 seg. para máquinas cargadoras frontales.

5) Disponibilidad Mecánica: Para los equipos mineros, la disponibilidad mecánica (DM)se define como (tiempo programado - tiempo de mantención) dividido por el tiempoprogramado. El tiempo de mantención incluye tanto la mantención programada y lasfallas de los equipos.

6) Utilización: La utilización de los equipos (U) es el porcentaje del tiempomecánicamente disponible en que el equipo se encuentra operando y realizando sufunción principal. Los tiempos de pausas, retrasos por cambios de turno, cierres de lamina debido a efectos de tronadura, etc., se deducen del tiempo disponible. Lautilización equivale a (horas mecánicamente disponibles - retrasos operativos) divididopor las horas mecánicamente disponibles.

7) Programa de Extracción Anual: La cantidad de tiempo expresada en días en que lamina opera al año. Se puede hacer una estimación del número de días perdidos (cierrede la mina) debido a condiciones climáticas severas, etc.

8) Eficiencia Operativa (E): Porcentaje del tiempo en que la unidad está realizando sufunción principal, E = DM * U.

Tabla 3.21 supone que una pala de 26,5 metros cúbicos se encuentra cargando camionesde 300 toneladas. Al lado derecho de la Tabla, aparece el tonelaje acumulativo cargadodespués de haber cumplido cada ciclo. Podemos ver que después de 7 ciclos, el camiónse encuentra cargado y el tiempo en cargar es de 210 segundos. Suponemos que la últimacarga por balde se ajustará de tal forma que la capacidad de carga será de 300 toneladas yno de 301 toneladas. Los camiones serán implementados con un instrumento paramedición del peso, cuya información se reportará por medio de la red GPS al operador dela pala.El tonelaje acumulativo y los tiempos de carga seleccionados son ingresados en el botónubicado a la izquierda. El tonelaje máximo por hora se calcula asumiendo un tiempo de

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Tópicos de Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3 __________ P. N. Calder 28

operación de un 100%. Las tasas de producción del tonelaje promedio se estimansuponiendo un tiempo de operación de 64%, basado en una disponibilidad mecánica de80% y una utilización de 80%. El factor de compatibilidad se divide por la disponibilidadmecánica de los camiones, y luego, el resultado se trunca hacia arriba para determinar elnúmero de camiones que se deberán comprar.

La determinación de los requerimientos del total de equipos en una mina, se tratará enCapítulo 4.

Page 29: Evaluación de Flota CAP3

Tópicos de Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3 __________ P. N. Calder 29

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Page 30: Evaluación de Flota CAP3
Dr. Peter N Calder
Figura 3.1 - Simple red de transporte en una mina a rajo abierto
Dr. Peter N Calder
EMPTY TRUCK RETURNING TO PIT
Peter N Calder
CAMIÓN DESCARGADO RETORNANDO AL PIT
Peter N Calder
CAMIÓN DE TRANSPORTE DESCARGANDO ROCA ESTÉRIL EN EL BOTADERO
Peter N Calder
ROCA ESTÉRIL
Peter N Calder
BOTADERO 1
Peter N Calder
CAMIÓN DE TRANSPORTE DESCARGANDO MINERAL EN LA CHANCADORA
Peter N Calder
CHANCADORA 1
Peter N Calder
ÁREA DE TRABAJO
Peter N Calder
STOCKPILE CON MINERAL GRUESO
Peter N Calder
ESTACIONAMIENTO DE CAMIONES
Peter N Calder
BANCO 6
Peter N Calder
PALA 3
Peter N Calder
CAMIÓN DE TRANSPORTE EN PROCESO DE SER CARGADO
Peter N Calder
CAMIÓN CARGADO ABANDONANDO EL PIT
Peter N Calder
MINERAL TRONADO
Peter N Calder
PALA 2
Peter N Calder
PALA 1
Peter N Calder
BANCO 8
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_____ Peter N. Calder
Page 31: Evaluación de Flota CAP3
Peter N Calder
DATOS DE LA CARGA
Peter N Calder
BUENA
Peter N Calder
Peter N Calder
REGULAR
Peter N Calder
DEFICIENTE
Peter N Calder
TIEMPO
Peter N Calder
UBICACIÓN Nº 2 DE LA PALA
Peter N Calder
UBICACIÓN Nº 1 DE LA PALA
Peter N Calder
Peter N Calder
OTRAS UBICACIONES DE LA PALA
Peter N Calder
DATOS DEL BOTADERO
Peter N Calder
BOTADERO Nº 1
Peter N Calder
OTRAS ÁREAS DE DESCARGA
Peter N Calder
Peter N Calder
TIEMPO
Peter N Calder
DATOS DEL TRANSPORTE
Peter N Calder
ARRIBA
Peter N Calder
ABAJO
Peter N Calder
TIEMPO
Peter N Calder
UNIÓN Nº 1
Peter N Calder
Peter N Calder
FRECUENCIA
Peter N Calder
FRECUENCIA
Peter N Calder
FRECUENCIA
Peter N Calder
Figura 3.2
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abieerto, Capítulo 3_____Peter N. Calder
Page 32: Evaluación de Flota CAP3
Peter N Calder
Nº DE CAMIONES CARGADOS
Peter N Calder
TIEMPO DE ESPERA CAMIONES
Peter N Calder
TIEMPO DE ESPERA PALAS
Peter N Calder
ESTE EJE
Peter N Calder
Peter N Calder
ESTE EJE
Peter N Calder
NÚMERO DE CAMIONES CARGADOS POR TURNO
Peter N Calder
TIEMPO DE ESPERA ACUMULATIVO - MINUTOS
Peter N Calder
BUENA
Peter N Calder
REGULAR
Peter N Calder
NÚMERO DE CAMIONES ASIGNADO A ESTA PALA DE UNA FLOTA DE 12 CAMIONES OPERATIVOS
Peter N Calder
MALA
Peter N Calder
REGULAR
Peter N Calder
MALA
Peter N Calder
REGULAR
Peter N Calder
Peter N Calder
Peter N Calder
Peter N Calder
Peter N Calder
BUENA EXCAVACIÓN
Peter N Calder
Peter N Calder
Peter N Calder
BUENA EXCAVACIÓN
Peter N Calder
Peter N Calder
Peter N Calder
MALA EXCAVACIÓN
Peter N Calder
Figura 3.3
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_______Peter N. Calder
Page 33: Evaluación de Flota CAP3
Dr. Peter N Calder
TITAN - 2000
Dr. Peter N Calder
Figura 3.4A
Peter N Calder
Gráfico Dinámico de Retardo
Peter N Calder
ALTURA EN LIBRAS
Peter N Calder
PESO EN KILÓGRAMOS
Peter N Calder
RESISTENCIA TOTAL EN PORCENTAJE
Peter N Calder
FUERZA EN LIBRAS
Peter N Calder
FUERZA EN KILÓGRAMOS
Peter N Calder
VELOCIDAD
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en MInas a Rajo Abierto, Capítulo 3________ Peter N. Calder
Page 34: Evaluación de Flota CAP3
Dr. Peter N Calder
Figura 3.4B
Dr. Peter N Calder
TITAN - 2000
Peter N Calder
Gráfico de Rendimiento
Peter N Calder
PESO EN LIBRAS
Peter N Calder
PESO EN KILÓGRAMOS
Peter N Calder
RESISTENCIA TOTAL EN PORCENTAJE
Peter N Calder
FUERZA EN LIBRAS
Peter N Calder
FUERZA EN KILÓGRAMOS
Peter N Calder
VELOCIDAD
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en MInas a Rajo Abierto, Capítulo 3________ Peter N. Calder
Page 35: Evaluación de Flota CAP3
Dr. Peter N Calder
Dr. Peter N Calder
Dr. Peter N Calder
24,390 Kg.
Dr. Peter N Calder
36,633 Kg.
Dr. Peter N Calder
FIGURE 3.5 - A
Dr. Peter N Calder
FIGURE 3.5 - B
Dr. Peter N Calder
A
Dr. Peter N Calder
B
Dr. Peter N Calder
C
Dr. Peter N Calder
D
Peter N Calder
FIGURA 3.5 A
Peter N Calder
FIGURA 3.5 B
Peter N Calder
Figura 3.6 - Red de caminos utilizada en Ejemplo 3.1 para cálculos de tiempos de ciclo
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_____ Peter N. Calder
Page 36: Evaluación de Flota CAP3
Dr. Peter N Calder
time = 1020 sec.
Dr. Peter N Calder
Figure 3.7 - A general road network diagram.
Peter N Calder
Figura 3.7 - Diagrama general de una red de caminos
Peter N Calder
CICLO
Peter N Calder
Tráfico en Camino 33
Peter N Calder
Chancadora
Peter N Calder
EAGLE-22
Peter N Calder
Camino 46
Peter N Calder
Camino 47
Peter N Calder
en espera
Peter N Calder
Pala
Peter N Calder
Botadero
Peter N Calder
tiempo = 1020 seg.
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_____ Peter N. Calder
Page 37: Evaluación de Flota CAP3

0

50

100

150

200

250

300

350

400

450

500

Number of Loads

4 8 12 16 20 24 28 32 36

Number of Trucks

Figure 3.af - Simulation Study Results, Number of Loads vs Truck Fleet Size.

FixedAuto.

Dr. Peter N Calder
Figure 3.8A -
Dr. Peter N Calder
Número de cargas
Dr. Peter N Calder
Peter N Calder
Figura 3.8A - Resultados del estudio de simulación - Número de cargas vs. Tamaño de la flota de camiones
Peter N Calder
Número de camiones
Peter N Calder
Fijo
Peter N Calder
Auto.
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3____________ Peter N. Calder
Page 38: Evaluación de Flota CAP3

0

20

40

60

80

100

120

$/Load.

4 8 12 16 20 24 28 32 36

Number of Trucks.

Figure 3.af2 - Simulation Study Results, $/Load vs Fleet Size.

$/load fixed$/load auto

Dr. Peter N Calder
Figure 3.8B -
Peter N Calder
Figura 3.8B - Resultados del estudio de simulación. $/carga vs. tamaño de la flota
Peter N Calder
$/carga
Peter N Calder
$/carga fijo
Peter N Calder
$/carga auto.
Peter N Calder
Número de camiones
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_____________ Peter N. Calder
Page 39: Evaluación de Flota CAP3

TABLA 1: VALORES TIPICOS PARA RESISTENCIA A LA RODADURA

SUPERFICIE DEL TERRENO RESISTENCIA A LA RODADURA(pendiente equivalente y pendiente delcamino de tranporte)

Asfalto 1.5Concreto 1.5Terreno llano, duro, seco, bienmantenido, libre de material suelto

2.0

Terreno seco, pero no sólidamentecompacto

3.0

Terreno suave, sin arar, con escasamantención

4.0

Terreno suave, arado 8.0Terreno con rellenos poco sólidos 8.0Terreno profundamente surcado 16.0Terreno de ripio muy compacto; seco;libre de material suelto

2.0

Terreno de ripio no firmementecompacto, pero seco

3.0

Terreno de ripio con material suelto 10.0Terreno fangoso, pero sólido 4.0Terreno fangoso suave, poroso 16.0Terreno arenoso, con material suelto 10.0Terreno nevado y compacto 2.5Terreno nevado con 4’’ de profundidad,material suelto

4.5

Peter N Calder
Tabla 3.1 - Valores típicos de resistencia a la rodadura
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3______ Peter N. Calder
Page 40: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Engineering, Chapter 3

Velocity kph Velocity mph Rimpull Lb Retard Lb Weight Lb Grade Propel Lb Brake Lb Roll. Res.0 0 160,000 185,000 673,000 0 149,905 195,095 0

1.6 1 157,000 185,000 146,905 195,0953.2 2 155,000 150,000 144,905 160,0954.8 3 150,000 90,000 139,905 100,0956.4 4 120,000 78,000 109,905 88,0958.0 5 105,000 70,000 94,905 80,0959.7 6 92,000 69,000 81,905 79,095

11.3 7 83,000 69,000 72,905 79,09512.9 8 74,000 70,000 63,905 80,09514.5 9 67,000 72,000 56,905 82,09516.1 10 60,000 77,000 49,905 87,09517.7 11 55,000 80,000 44,905 90,09519.3 12 51,000 81,000 40,905 91,09520.9 13 47,000 81,000 36,905 91,09522.5 14 44,000 79,000 33,905 89,09524.1 15 40,000 72,000 29,905 82,09525.7 16 38,000 71,000 27,905 81,09527.4 17 36,000 70,000 25,905 80,09529.0 18 34,000 68,000 23,905 78,09530.6 19 33,000 63,000 22,905 73,09532.2 20 32,000 60,000 21,905 70,09533.8 21 30,000 56,000 19,905 66,09535.4 22 28,000 55,000 17,905 65,09537.0 23 27,000 52,000 16,905 62,09538.6 24 26,000 50,000 15,905 60,09540.2 25 25,000 45,000 14,905 55,09541.8 26 24,000 40,000 13,905 50,09543.5 27 23,000 36,000 12,905 46,09545.1 28 22,000 33,000 11,905 43,09546.7 29 21,000 30,000 10,905 40,09548.3 30 20,000 27,000 9,905 37,095

TABLE 3.2A - PERFORMANCE CHARTS FOR A TITAN 2000 HAULAGE TRUCKROAD GRADE = 0%, TRUCK IS LOADED, ROLLING RESISTANCE IS 1.5%.RESULTANT PROPEL AND BRAKING FORCES ARE GIVEN.

PERFORMANCECHART

RESULTANTFORCES

Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_____________ Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 3.2A - Tabla de referencia de gráficos de rendimiento para un camión Titan 2000 cargado que circula en superficie horizontal con una resistencia a la rodadura del 1.5%. Se dan las fuerzas resultantes de propulsión y frenado.
Peter N Calder
GRÁFICO DE RENDIMIENTO
Peter N Calder
FUERZAS RESULTANTES
Peter N Calder
Velocidad kph
Peter N Calder
Peter N Calder
Velocidad mph
Peter N Calder
Fuerza Rimpull Lb
Peter N Calder
Retardo Lb.
Peter N Calder
Peso Lb.
Peter N Calder
Pendiente
Peter N Calder
Propulsión Lb.
Peter N Calder
Frenado Lb.
Peter N Calder
Resis. Rod.
Peter N Calder
0.015
Page 41: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mine Engineering, Chaptrer 3

Velocity kph Velocity mph Rimpull Lb Retard Lb Weight Lb Grade Propel Lb Brake Lb Roll. Res.0 0 160,000 185,000 273,000 0.00 155,905 189,095 0.015

1.6 1 157,000 185,000 152,905 189,0953.2 2 155,000 150,000 150,905 154,0954.8 3 150,000 90,000 145,905 94,0956.4 4 120,000 78,000 115,905 82,0958.0 5 105,000 70,000 100,905 74,0959.7 6 92,000 69,000 87,905 73,095

11.3 7 83,000 69,000 78,905 73,09512.9 8 74,000 70,000 69,905 74,09514.5 9 67,000 72,000 62,905 76,09516.1 10 60,000 77,000 55,905 81,09517.7 11 55,000 80,000 50,905 84,09519.3 12 51,000 81,000 46,905 85,09520.9 13 47,000 81,000 42,905 85,09522.5 14 44,000 79,000 39,905 83,09524.1 15 40,000 72,000 35,905 76,09525.7 16 38,000 71,000 33,905 75,09527.4 17 36,000 70,000 31,905 74,09529.0 18 34,000 68,000 29,905 72,09530.6 19 33,000 63,000 28,905 67,09532.2 20 32,000 60,000 27,905 64,09533.8 21 30,000 56,000 25,905 60,09535.4 22 28,000 55,000 23,905 59,09537.0 23 27,000 52,000 22,905 56,09538.6 24 26,000 50,000 21,905 54,09540.2 25 25,000 45,000 20,905 49,09541.8 26 24,000 40,000 19,905 44,09543.5 27 23,000 36,000 18,905 40,09545.1 28 22,000 33,000 17,905 37,09546.7 29 21,000 30,000 16,905 34,09548.3 30 20,000 27,000 15,905 31,095

TABLE 3.2B - PERFORMANCE CHARTS FOR A TITAN 2000 HAULAGE TRUCKROAD GRADE = 0%, TRUCK IS EMPTY, ROLLING RESISTANCE IS 1.5%.RESULTANT PROPEL AND BRAKING FORCES ARE GIVEN.

PERFORMANCECHART

RESULTANTFORCES

Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_______ Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 3.2B - Tabla de referencia de gráficos de rendimiento para un camión Titan 2000 descargado, circulando en superficie horizontal, con una resistencia a la rodadura de 1.5%. Se dan las fuerzas resultantes de propulsión y frenado.
Peter N Calder
GRÁFICO DE RENDIMIENTO
Peter N Calder
FUERZAS RESULTANTES
Peter N Calder
Velocidad kph
Peter N Calder
Velocidad mph
Peter N Calder
Rimpull Lb.
Peter N Calder
Retardo Lb.
Peter N Calder
Peso Lb.
Peter N Calder
Pendiente
Peter N Calder
Propulsión Lb.
Peter N Calder
Frenado Lb.
Peter N Calder
Res. Rod.
Page 42: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Engineering, Chapter 3

Velocity kph Velocity mph Rimpull Lb Retard Lb Weight Lb Grade Propel Lb Brake Lb Roll. Res.0 0 160,000 185,000 673,000 0.10 82,605 127,795 0.015

1.6 1 157,000 185,000 79,605 127,7953.2 2 155,000 150,000 77,605 92,7954.8 3 150,000 90,000 72,605 32,7956.4 4 120,000 78,000 42,605 20,7958.0 5 105,000 70,000 27,605 12,7959.7 6 92,000 69,000 14,605 11,795

11.3 7 83,000 69,000 5,605 11,79512.9 8 74,000 70,000 -3,395 12,79514.5 9 67,000 72,000 -10,395 14,79516.1 10 60,000 77,000 -17,395 19,79517.7 11 55,000 80,000 -22,395 22,79519.3 12 51,000 81,000 -26,395 23,79520.9 13 47,000 81,000 -30,395 23,79522.5 14 44,000 79,000 -33,395 21,79524.1 15 40,000 72,000 -37,395 14,79525.7 16 38,000 71,000 -39,395 13,79527.4 17 36,000 70,000 -41,395 12,79529.0 18 34,000 68,000 -43,395 10,79530.6 19 33,000 63,000 -44,395 5,79532.2 20 32,000 60,000 -45,395 2,79533.8 21 30,000 56,000 -47,395 -1,20535.4 22 28,000 55,000 -49,395 -2,20537.0 23 27,000 52,000 -50,395 -5,20538.6 24 26,000 50,000 -51,395 -7,20540.2 25 25,000 45,000 -52,395 -12,20541.8 26 24,000 40,000 -53,395 -17,20543.5 27 23,000 36,000 -54,395 -21,20545.1 28 22,000 33,000 -55,395 -24,20546.7 29 21,000 30,000 -56,395 -27,20548.3 30 20,000 27,000 -57,395 -30,205

TABLE 3.2C - PERFORMANCE CHARTS FOR A TITAN 2000 HAULAGE TRUCKROAD GRADE = 10%, TRUCK IS LOADED, ROLLING RESISTANCE IS 1.5%.RESULTANT PROPEL AND BRAKING FORCES ARE GIVEN.

PERFORMANCECHART

RESULTANTFORCES

BEYOND 33 KPH, TRUCK CAN NOT STOP WITH DYNAMIC BRAKES.

Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3__________Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 3.2C - Tabla de referencia de gráficos para un camión Titan 2000 cargado, circulando en una pendiente del 10% con una resistencia a la rodadura de 1.5%. Se dan las fuerzas de propulsión y frenado.
Peter N Calder
GRÁFICO DE RENDIMIENTO
Peter N Calder
FUERZAS RESULTANTES
Peter N Calder
Velocidad kph
Peter N Calder
Velocidad mph
Peter N Calder
Rimpull Lb.
Peter N Calder
Retardo Lb.
Peter N Calder
Peso Lb.
Peter N Calder
Pendiente
Peter N Calder
Propulsión Lb.
Peter N Calder
Resis. Rod.
Peter N Calder
Frenado Lb.
Peter N Calder
Peter N Calder
Peter N Calder
SUPERANDO LOS 33 KPH., EL CAMIÓN NO PUEDE DETENERSE CON EL SISTEMA DINÁMICO DE FRENOS
Page 43: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Engineering, Chapter 3

Velocity kph Velocity mph Rimpull Lb Retard Lb Weight Lb Grade Propel Lb Brake Lb Roll. Res.0 0 160,000 185,000 273,000 0.10 128,605 161,795 0.015

1.6 1 157,000 185,000 125,605 161,7953.2 2 155,000 150,000 123,605 126,7954.8 3 150,000 90,000 118,605 66,7956.4 4 120,000 78,000 88,605 54,7958.0 5 105,000 70,000 73,605 46,7959.7 6 92,000 69,000 60,605 45,795

11.3 7 83,000 69,000 51,605 45,79512.9 8 74,000 70,000 42,605 46,79514.5 9 67,000 72,000 35,605 48,79516.1 10 60,000 77,000 28,605 53,79517.7 11 55,000 80,000 23,605 56,79519.3 12 51,000 81,000 19,605 57,79520.9 13 47,000 81,000 15,605 57,79522.5 14 44,000 79,000 12,605 55,79524.1 15 40,000 72,000 8,605 48,79525.7 16 38,000 71,000 6,605 47,79527.4 17 36,000 70,000 4,605 46,79529.0 18 34,000 68,000 2,605 44,79530.6 19 33,000 63,000 1,605 39,79532.2 20 32,000 60,000 605 36,79533.8 21 30,000 56,000 -1,395 32,79535.4 22 28,000 55,000 -3,395 31,79537.0 23 27,000 52,000 -4,395 28,79538.6 24 26,000 50,000 -5,395 26,79540.2 25 25,000 45,000 -6,395 21,79541.8 26 24,000 40,000 -7,395 16,79543.5 27 23,000 36,000 -8,395 12,79545.1 28 22,000 33,000 -9,395 9,79546.7 29 21,000 30,000 -10,395 6,79548.3 30 20,000 27,000 -11,395 3,795

TABLE 3.2D - PERFORMANCE CHARTS FOR A TITAN 2000 HAULAGE TRUCKROAD GRADE = 10%, TRUCK IS EMPTY, ROLLING RESISTANCE IS 1.5%.RESULTANT PROPEL AND BRAKING FORCES ARE GIVEN.

PERFORMANCECHART

RESULTANTFORCES

Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3__________ Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 3.2D - Tabla de referencia de gráficos de rendimiento para un camión Titan 2000 descargado circulando en una pendiente del 10%, con una resistencia a la rodadura de 1.5%. Se dan las fuerzas resultantes de propulsión y frenado.
Peter N Calder
GRÁFICO DE RENDIMIENTO
Peter N Calder
FUERZAS RESULTANTES
Peter N Calder
Velocidad kph
Peter N Calder
Velocidad mph
Peter N Calder
Rimpull Lb.
Peter N Calder
Retardo Lb.
Peter N Calder
Peso Lb.
Peter N Calder
Pendiente
Peter N Calder
Propulsión Lb.
Peter N Calder
Peter N Calder
Frenado Lb.
Peter N Calder
Resis. Rod.
Page 44: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3

TABLE 3.3 - MOTION CALCULATIONS BASED ON PERFORMANCE CHARTS FOR A TITAN 2000HAULAGE TRUCK. ROAD GRADE IS 0%, TRUCK IS LOADED, ROLLING RESISTANCE IS 1.5%

Time Force Accel. Distance Distance

Sec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

1 149,905 7.17 1.09 3.59 7.17 4.89 7.87

2 109,905 5.26 4.08 13.39 12.43 8.48 13.64

3 63,905 3.06 8.34 27.35 15.49 10.56 16.99

4 49,905 2.39 13.42 44.03 17.88 12.19 19.61

5 40,905 1.96 19.17 62.88 19.83 13.52 21.76

6 36,905 1.77 25.48 83.60 21.60 14.73 23.70

7 33,905 1.62 32.31 106.01 23.22 15.83 25.48

8 29,905 1.43 39.61 129.95 24.65 16.81 27.05

9 27,905 1.34 47.33 155.27 25.99 17.72 28.51

10 25,905 1.24 55.44 181.87 27.23 18.56 29.87

11 23,905 1.14 63.91 209.67 28.37 19.34 31.13

12 22,905 1.10 72.72 238.59 29.47 20.09 32.33

13 21,905 1.05 81.86 268.58 30.51 20.80 33.48

14 21,905 1.05 91.32 299.62 31.56 21.52 34.63

15 19,905 0.95 101.09 331.66 32.51 22.17 35.68

16 17,905 0.86 111.13 364.60 33.37 22.75 36.62

17 17,905 0.86 121.43 398.40 34.23 23.34 37.56

18 16,905 0.81 131.99 433.03 35.04 23.89 38.44

19 16,905 0.81 142.79 468.47 35.85 24.44 39.33

20 15,905 0.76 153.83 504.70 36.61 24.96 40.17

21 15,905 0.76 165.11 541.68 37.37 25.48 41.00

22 14,905 0.71 176.61 579.41 38.08 25.96 41.78

23 14,905 0.71 188.32 617.85 38.79 26.45 42.57

24 13,905 0.67 200.25 656.97 39.46 26.90 43.30

25 13,905 0.67 212.38 696.76 40.12 27.36 44.03

26 12,905 0.62 224.70 737.20 40.74 27.78 44.70

27 12,905 0.62 237.21 778.25 41.36 28.20 45.38

28 11,905 0.57 249.91 819.89 41.93 28.59 46.01

29 11,905 0.57 262.77 862.11 42.50 28.98 46.63

30 11,905 0.57 275.81 904.89 43.07 29.36 47.26

31 10,905 0.52 289.02 948.22 43.59 29.72 47.83

32 10,905 0.52 302.39 992.07 44.11 30.08 48.40

33 9,905 0.47 315.90 1036.42 44.59 30.40 48.92

34 9,905 0.47 329.57 1081.24 45.06 30.72 49.44

35 9,905 0.47 343.37 1126.54 45.53 31.04 49.96

36 9,905 0.47 357.32 1172.31 46.01 31.37 50.48

37 9,905 0.47 371.42 1218.55 46.48 31.69 51.00

38 9,905 0.47 385.66 1265.27 46.96 32.01 51.52

39 9,905 0.47 400.04 1312.46 47.43 32.34 52.04

Velocity

APPROXIMATELT 30 SECONDS ARE REQUIRED TO ACCELERATE FROM 0 TO 30 MPH, THE MAXIMUM RECOMMENDED SPEED.

Peter N Calder
Tópicos en Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3__________ Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 3.3 - Cálculos de movimiento basados en gráficos de rendimiento de un camión Titan 2000, el cual circula cargado en una pendiente de 0% y una resistencia a la rodadura de 1.5%
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Velocidad
Peter N Calder
Pies/Seg.
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
KPH
Peter N Calder
Se requieren aproximadamente 30 segundos para acelerar desde 0 a 30 MPH, la velocidad máxima recomendada
Page 45: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3

TABLE 3.4 - MOTION CALCULATIONS BASED ON PERFORMANCE CHARTS FOR A TITAN 2000HAULAGE TRUCK. ROAD GRADE IS 0%, TRUCK IS EMPTY, ROLLING RESISTANCE IS 1.5%

Time Force Accel. Distance Distance

Sec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

1 155,905 18.39 2.80 9.19 18.39 12.54 20.18

2 46,905 5.53 9.25 30.35 23.92 16.31 26.25

3 33,905 4.00 17.15 56.27 27.92 19.04 30.64

4 28,905 3.41 26.18 85.89 31.33 21.36 34.38

5 25,905 3.06 36.20 118.75 34.39 23.44 37.73

6 22,905 2.70 47.09 154.49 37.09 25.29 40.69

7 20,905 2.47 58.77 192.81 39.55 26.97 43.40

8 19,905 2.35 71.18 233.53 41.90 28.57 45.98

9 17,905 2.11 84.28 276.49 44.01 30.01 48.29

Velocity

THE TRUCK ACCELERATES TO THE MAXIMUM RECOMMENDED SPEED IN 9 SECONDS.

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Tópicos en Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3______Peter N. Calder
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Tabla 3.4 - Cálculos de movimiento basados en gráficos de rendimiento de un camión Titan 2000 descargado, circulando en una pendiente de 0% y una resistencia a la rodadura de 1.5%
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Velocidad
Peter N Calder
Pies/Seg.
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
KPH
Peter N Calder
El camión acelera hasta alcanzar la máxima velocidad recomendada en 9 segundos
Peter N Calder
Page 46: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3

TABLE 3.5 - BRAKING CALCULATIONS FOR A TITAN 2000

HAULAGE TRUCK. ROAD GRADE IS 0%, TRUCK IS

LOADED, ROLLING RESISTANCE IS 1.5%.

Time Force Accel. DistanceDistance

Sec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 0 0.00 0.00 0.00 36.67 25.00 40.23

1 55095 -2.64 10.77 35.35 34.03 23.20 37.34

2 62095 -2.97 20.69 67.90 31.06 21.18 34.08

3 66095 -3.16 29.68 97.37 27.90 19.02 30.61

4 73095 -3.50 37.65 123.52 24.40 16.64 26.77

5 81095 -3.88 44.50 145.99 20.52 13.99 22.52

6 91095 -4.36 50.09 164.33 16.16 11.02 17.73

7 90095 -4.31 54.36 178.33 11.85 8.08 13.00

8 80095 -3.83 57.39 188.27 8.02 5.47 8.80

9 80095 -3.83 59.25 194.37 4.19 2.85 4.59

10 160095 -7.66 59.35 194.73 -3.47 -2.37 -3.81

Velocity

Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_____Peter N. Calder
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Tabla 3.5 - Cálculos de frenado de un camión de transporte Titan 2000, que circula cargado en una pendiente de 0% y una resistencia a la rodadura de 1.5%
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Velocidad
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Pies/Seg.
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
KPH
Peter N Calder
El camión circulando a 25 MPH, se detiene en 9 segundos
Page 47: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3

TABLE 3.6 - MOTION CALCULATIONS BASED ON PERFORMANCE CHARTS FOR A TITAN 2000HAULAGE TRUCK. ROAD GRADE IS 10%, TRUCK IS EMPTY, ROLLING RESISTANCE IS 1.5%

Time Force Accel. Distance Distance

Sec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

1 128,605 15.17 2.31 7.58 15.17 10.34 16.64

2 28,605 3.37 7.45 24.44 18.54 12.64 20.35

3 19,605 2.31 13.45 44.14 20.86 14.22 22.88

4 12,605 1.49 20.04 65.74 22.34 15.23 24.51

5 8,605 1.01 27.00 88.59 23.36 15.92 25.63

6 8,605 1.01 34.28 112.45 24.37 16.62 26.74

7 6,605 0.78 41.82 137.21 25.15 17.15 27.60

8 4,605 0.54 49.57 162.63 25.69 17.52 28.19

9 4,605 0.54 57.49 188.60 26.24 17.89 28.79

10 4,605 0.54 65.57 215.11 26.78 18.26 29.38

11 2,605 0.31 73.78 242.04 27.09 18.47 29.72

12 2,605 0.31 82.08 269.28 27.39 18.68 30.06

13 2,605 0.31 90.48 296.83 27.70 18.89 30.40

14 2,605 0.31 98.97 324.69 28.01 19.10 30.73

15 1,605 0.19 107.53 352.79 28.20 19.23 30.94

16 1,605 0.19 116.16 381.09 28.39 19.35 31.15

17 1,605 0.19 124.84 409.57 28.58 19.48 31.36

18 1,605 0.19 133.58 438.24 28.77 19.61 31.56

19 1,605 0.19 142.37 467.10 28.96 19.74 31.77

20 1,605 0.19 151.23 496.15 29.15 19.87 31.98

Velocity

THE TRUCK REACHES A STEADY STATE VELOCITY OF 32 KPH IN APPROXIMATELY 20 SECONDS.

Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3________Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 3.6 - Tabla de referencia de gráficos de rendimiento para un camión Titan 2000 descargado, circulando en una pendiente del 10% y una resistencia a la rodadura de 1.5%
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Velocidad
Peter N Calder
Peter N Calder
El camión alcanza una velocidad constante de 32 KPH en aproximadamente 20 segundos
Peter N Calder
Page 48: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3

TABLE 3.7 - MOTION CALCULATIONS BASED ON PERFORMANCE CHARTS FOR A TITAN 2000HAULAGE TRUCK. ROAD GRADE IS 10%, TRUCK IS LOADED , ROLLING RESISTANCE IS 1.5%

Time Force Accel. Distance Distance

Sec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

1 82,605 3.95 0.60 1.98 3.95 2.69 4.34

2 77,605 3.71 2.37 7.78 7.67 5.23 8.41

3 27,605 1.32 4.91 16.11 8.99 6.13 9.86

4 14,605 0.70 7.76 25.45 9.68 6.60 10.63

5 14,605 0.70 10.81 35.48 10.38 7.08 11.39

6 5,605 0.27 14.02 46.00 10.65 7.26 11.69

7 5,605 0.27 17.31 56.78 10.92 7.45 11.98

8 5,605 0.27 20.68 67.84 11.19 7.63 12.28

9 5,605 0.27 24.13 79.16 11.46 7.81 12.57

10 5,605 0.27 27.66 90.75 11.72 7.99 12.86

11 5,605 0.27 31.28 102.61 11.99 8.18 13.16

12 -3,395 -0.16 34.91 114.52 11.83 8.07 12.98

13 -3,395 -0.16 38.49 126.27 11.67 7.96 12.80

Dr. Peter N Calder
THE TRUCK ACCELERATES TO 13 KPH (STEADY STATE) IN APPROXIMATELY 10 SECONDS.
Peter N Calder
Tabla 3.7 - Cálculos de movimientos en base a los gráficos de rendimiento para un camión Titan 2000, circulando en una pendiente de 10%, cargado y una resistencia a la rodadura de 1.5%
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Pies/Seg.
Peter N Calder
KPH
Peter N Calder
El camión acelera hasta 13 kph (estado estable) en aproximadamente 10 segundos
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3______Peter N. Calder
Page 49: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3

TABLE 3.8 - MOTION CALCULATIONS BASED ON PERFORMANCE CHARTS FOR A TITAN 2000HAULAGE TRUCK. ROAD GRADE IS 8%, TRUCK IS LOADED , ROLLING RESISTANCE IS 1.5%

Time Force Accel. Distance Distance

Sec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

1 96,065 4.60 0.70 2.30 4.60 3.13 5.04

2 86,065 4.12 2.73 8.95 8.71 5.94 9.56

3 41,065 1.96 5.68 18.65 10.68 7.28 11.72

4 19,065 0.91 9.08 29.78 11.59 7.90 12.72

5 19,065 0.91 12.75 41.83 12.50 8.52 13.72

6 10,065 0.48 16.63 54.58 12.98 8.85 14.25

7 10,065 0.48 20.67 67.80 13.47 9.18 14.78

8 3,065 0.15 24.79 81.34 13.61 9.28 14.94

9 3,065 0.15 28.96 95.03 13.76 9.38 15.10

10 3,065 0.15 33.18 108.86 13.91 9.48 15.26

11 3,065 0.15 37.44 122.84 14.05 9.58 15.42

12 3,065 0.15 41.75 136.97 14.20 9.68 15.58

13 3,065 0.15 46.10 151.24 14.35 9.78 15.74

14 3,065 0.15 50.49 165.66 14.49 9.88 15.90

15 3,065 0.15 54.93 180.22 14.64 9.98 16.06

16 3,065 0.15 59.42 194.94 14.79 10.08 16.22

17 -3,935 -0.19 63.90 209.63 14.60 9.95 16.02

Peter N Calder
Tabla 3.8 - Cálculos de movimientos en base a los gráficos de rendimiento de un camión Titan 2000, circulando en una pendiente del 8%, cargado,con una resistencia a la rodadura de 1.5%
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Pies/seg.
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
KPH
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3________________Peter N. Calder
Page 50: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3

TABLE 3.9 - BRAKING CALCULATIONS FOR A TITAN 2000

HAULAGE TRUCK. ROAD GRADE IS 0%, TRUCK IS

LOADED, ROLLING RESISTANCE IS 1.5%.

Time Force Accel. DistanceDistance

Sec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 0 0.00 0.00 0.00 29.33 20.00 32.19

1 2795 -0.13 8.92 29.27 29.20 19.91 32.04

2 5795 -0.28 17.78 58.33 28.92 19.72 31.74

3 5795 -0.28 26.55 87.11 28.65 19.53 31.43

4 5795 -0.28 35.24 115.62 28.37 19.34 31.13

5 5795 -0.28 43.85 143.85 28.09 19.15 30.82

6 5795 -0.28 52.37 171.80 27.81 18.96 30.52

7 10795 -0.52 60.77 199.36 27.30 18.61 29.95

8 10795 -0.52 69.01 226.40 26.78 18.26 29.39

9 10795 -0.52 77.09 252.92 26.26 17.91 28.82

10 12795 -0.61 85.00 278.88 25.65 17.49 28.15

11 12795 -0.61 92.73 304.22 25.04 17.07 27.48

12 12795 -0.61 100.27 328.96 24.43 16.66 26.80

13 13795 -0.66 107.61 353.06 23.77 16.21 26.08

14 13795 -0.66 114.76 376.49 23.11 15.76 25.36

15 14795 -0.71 121.69 399.25 22.40 15.27 24.58

16 14795 -0.71 128.41 421.29 21.69 14.79 23.80

17 21795 -1.04 134.87 442.47 20.65 14.08 22.66

18 21795 -1.04 141.00 462.59 19.61 13.37 21.51

19 23795 -1.14 146.80 481.63 18.47 12.59 20.26

20 23795 -1.14 152.26 499.53 17.33 11.82 19.01

21 22795 -1.09 157.37 516.31 16.24 11.07 17.82

22 22795 -1.09 162.16 532.01 15.15 10.33 16.62

23 19795 -0.95 166.63 546.68 14.20 9.68 15.58

24 14795 -0.71 170.85 560.53 13.49 9.20 14.81

25 14795 -0.71 174.86 573.67 12.79 8.72 14.03

26 12795 -0.61 178.66 586.15 12.17 8.30 13.36

27 12795 -0.61 182.28 598.02 11.56 7.88 12.69

28 11795 -0.56 185.72 609.29 11.00 7.50 12.07

29 11795 -0.56 188.98 620.01 10.43 7.11 11.45

30 11795 -0.56 192.07 630.16 9.87 6.73 10.83

31 11795 -0.56 195.00 639.74 9.30 6.34 10.21

32 11795 -0.56 197.75 648.77 8.74 5.96 9.59

33 12795 -0.61 200.32 657.20 8.13 5.54 8.92

34 12795 -0.61 202.70 665.02 7.52 5.12 8.25

35 12795 -0.61 204.90 672.23 6.90 4.71 7.57

36 20795 -0.99 206.85 678.64 5.91 4.03 6.48

37 20795 -0.99 208.50 684.05 4.91 3.35 5.39

38 32795 -1.57 209.76 688.17 3.34 2.28 3.67

39 92795 -4.44 210.10 689.30 -1.10 -0.75 -1.20

Dr. Peter N Calder
THE TRUCK COMES TO A STOP IN 38 SECONDS, TRAVELLING A DISTANCE OF 210 METERS WHILE BRAKING.
Peter N Calder
Tópicos en Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3___________Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 3.9 - Cálculos de frenado para un camión Titan 2000, circulando cargado en una pendiente de 0% y una resistencia a la rodadura de 1.5%
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg2
Peter N Calder
Distancia M
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Peter N Calder
Pies/Seg.
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
KPH
Peter N Calder
El camión se detiene en 38 segundos, después de desplazarse 210 metros durante el frenado
Page 51: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3

TABLE 10 - BRAKING CALCULATIONS FOR A TITAN 2000

HAULAGE TRUCK. ROAD GRADE IS 10%, TRUCK IS

LOADED, ROLLING RESISTANCE IS 1.5%.

TRUCK ENTERS RAMP AT 40 KPH.Time Force Accel. DistanceDistance

Sec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 0 0.00 0.00 0.00 36.67 25.00 40.23

1 -12205 0.58 11.27 36.96 37.25 25.40 40.87

2 -12205 0.58 22.71 74.50 37.84 25.80 41.52

3 -12205 0.58 34.33 112.63 38.42 26.19 42.16

4 -17205 0.82 46.17 151.46 39.24 26.76 43.06

5 -17205 0.82 58.25 191.12 40.07 27.32 43.96

6 -21205 1.01 70.62 231.69 41.08 28.01 45.08

7 -24205 1.16 83.32 273.35 42.24 28.80 46.35

8 -24205 1.16 96.37 316.17 43.40 29.59 47.62

9 -27205 1.30 109.79 360.21 44.70 30.48 49.05

10 -30205 1.45 123.64 405.63 46.14 31.46 50.63

11 -30205 1.45 137.92 452.50 47.59 32.45 52.22

12 -30205 1.45 152.65 500.81 49.03 33.43 53.80

13 -30205 1.45 167.81 550.57 50.48 34.42 55.39

14 -30205 1.45 183.42 601.77 51.92 35.40 56.97

15 -30205 1.45 199.47 654.41 53.37 36.39 58.56

16 -30205 1.45 215.96 708.51 54.81 37.37 60.15

17 -30205 1.45 232.88 764.04 56.26 38.36 61.73

18 -30205 1.45 250.25 821.03 57.70 39.34 63.32

19 -30205 1.45 268.06 879.45 59.15 40.33 64.90

20 -30205 1.45 286.31 939.32 60.60 41.31 66.49

21 -30205 1.45 305.00 1000.64 62.04 42.30 68.07

22 -30205 1.45 324.13 1063.41 63.49 43.28 69.66

23 -30205 1.45 343.70 1127.61 64.93 44.27 71.25

24 -30205 1.45 363.71 1193.27 66.38 45.26 72.83

25 -30205 1.45 384.16 1260.36 67.82 46.24 74.42

26 -30205 1.45 405.06 1328.91 69.27 47.23 76.00

27 -30205 1.45 426.39 1398.90 70.71 48.21 77.59

28 -30205 1.45 448.16 1470.33 72.16 49.20 79.17

29 -30205 1.45 470.38 1543.21 73.60 50.18 80.76

30 -30205 1.45 493.03 1617.53 75.05 51.17 82.35

Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_____________Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 3.10 - Cálculos de frenado para un camión de transporte Titan 2000 cargado, circulando en una rampa con pendiente del 10% y resistencia a la rodadura de 1.5%. El camión entra en rampa a 40 kph
Peter N Calder
Tiempo
Peter N Calder
Fuerza
Peter N Calder
Aceler.
Peter N Calder
Distancia
Peter N Calder
Distancia
Peter N Calder
Seg.
Peter N Calder
Mts.
Peter N Calder
Lbs.
Peter N Calder
Pies/seg2
Peter N Calder
Pies
Peter N Calder
Pies/Seg.
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
KPH
Page 52: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Engineering, Chapter 3

TABLE 3.11A - Truck Motion Example SolutionTruck is travelling loaded, A to B.

Time Force Accel. Distance DistanceSec Lb Ft/Sec*2 Ft. M Ft/Sec MPH KPH

0 149,905 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.001 149,905 7.17 3.59 1.09 7.17 4.89 7.872 109,905 5.26 13.39 4.08 12.43 8.48 13.643 63,905 3.06 27.35 8.34 15.49 10.56 16.994 49,905 2.39 44.03 13.42 17.88 12.19 19.615 40,905 1.96 62.88 19.17 19.83 13.52 21.766 36,905 1.77 83.60 25.48 21.60 14.73 23.707 33,905 1.62 106.01 32.31 23.22 15.83 25.488 29,905 1.43 129.95 39.61 24.65 16.81 27.059 27,905 1.34 155.27 47.33 25.99 17.72 28.51

10 25,905 1.24 181.87 55.44 27.23 18.56 29.8711 23,905 1.14 209.67 63.91 28.37 19.34 31.1312 22,905 1.10 238.59 72.72 29.47 20.09 32.3313 21,905 1.05 268.58 81.86 30.51 20.80 33.4814 21,905 1.05 299.62 91.32 31.56 21.52 34.6315 19,905 0.95 331.66 101.09 32.51 22.17 35.6816 17,905 0.86 364.60 111.13 33.37 22.75 36.6217 17,905 0.86 398.40 121.43 34.23 23.34 37.5618 16,905 0.81 433.03 131.99 35.04 23.89 38.4419 16,905 0.81 468.47 142.79 35.85 24.44 39.3320 15,905 0.76 504.70 153.83 36.61 24.96 40.1721 15,905 0.76 541.68 165.11 37.37 25.48 41.0022 14,905 0.71 579.41 176.61 38.08 25.96 41.7823 14,905 0.71 617.85 188.32 38.79 26.45 42.5724 13,905 0.67 656.97 200.25 39.46 26.90 43.3025 13,905 0.67 696.76 212.38 40.12 27.36 44.0326 12,905 0.62 737.20 224.70 40.74 27.78 44.7027 12,905 0.62 778.25 237.21 41.36 28.20 45.3828 11,905 0.57 819.89 249.91 41.93 28.59 46.0129 11,905 0.57 862.11 262.77 42.50 28.98 46.6330 11,905 0.57 904.89 275.81 43.07 29.36 47.2631 10,905 0.52 948.22 289.02 43.59 29.72 47.8332 10,905 0.52 992.07 302.39 44.11 30.08 48.40

Velocity

Dr. Peter N Calder
Travel time from A to B is 32 seconds.
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería de Minas a rajo Abierto, Capítulo 3________Peter N. Calder
Peter N Calder
TABLA 3.11A - Ejemplo de movimiento de un camión Solución circulando cargado desde A hasta B
Peter N Calder
Velocidad
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Peter N Calder
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Pies/Seg.
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
KPH
Peter N Calder
El tiempo de viaje desde A hasta B es de 32 segundos
Peter N Calder
Page 53: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3.

TABLE 11B , Truck Motion Example. SolutionTruck is travelling from B to C loaded.

Time Force Accel. Distance DistanceSec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 10,905 0.00 0.00 0.00 44.15 30.10 48.441 -57,395 -2.75 13.04 42.77 41.40 28.23 45.432 -55,395 -2.65 25.25 82.85 38.75 26.42 42.523 -53,395 -2.55 36.68 120.32 36.20 24.68 39.724 -51,395 -2.46 47.33 155.29 33.74 23.00 37.025 -50,395 -2.41 57.25 187.82 31.33 21.36 34.376 -47,395 -2.27 66.45 218.02 29.06 19.81 31.887 -44,395 -2.12 74.99 246.01 26.93 18.36 29.558 -43,395 -2.08 82.88 271.91 24.86 16.95 27.289 -39,395 -1.88 90.17 295.82 22.97 15.66 25.21

10 -37,395 -1.79 96.90 317.90 21.18 14.44 23.2411 -33,395 -1.60 103.11 338.29 19.59 13.35 21.4912 -30,395 -1.45 108.86 357.15 18.13 12.36 19.9013 -26,395 -1.26 114.19 374.65 16.87 11.50 18.5114 -22,395 -1.07 119.17 390.98 15.80 10.77 17.3315 -17,395 -0.83 123.86 406.36 14.97 10.20 16.4216 -17,395 -0.83 128.30 420.91 14.13 9.64 15.5117 -10,395 -0.50 132.53 434.80 13.64 9.30 14.9618 -10,395 -0.50 136.61 448.19 13.14 8.96 14.4219 -3,395 -0.16 140.59 461.24 12.98 8.85 14.2420 -3,395 -0.16 144.52 474.14 12.81 8.74 14.0621 -3,395 -0.16 148.40 486.87 12.65 8.63 13.8822 -3,395 -0.16 152.23 499.44 12.49 8.51 13.7023 -3,395 -0.16 156.01 511.85 12.33 8.40 13.5324 -3,395 -0.16 159.75 524.09 12.16 8.29 13.3525 -3,395 -0.16 163.43 536.18 12.00 8.18 13.1726 -3,395 -0.16 167.06 548.10 11.84 8.07 12.9927 -3,395 -0.16 170.65 559.85 11.68 7.96 12.8128 5,605 0.27 174.25 571.66 11.94 8.14 13.1129 -3,395 -0.16 177.86 583.53 11.78 8.03 12.9330 -3,395 -0.16 181.43 595.23 11.62 7.92 12.7531 5,605 0.27 185.01 606.98 11.89 8.11 13.0432 -3,395 -0.16 188.61 618.79 11.73 7.99 12.87

Total distance B to C is 750 meters ( 2460 ft. ). Remaining distance is 1843 ft.Time remaining at 11.8 ft/sec = 156 sec.Total time from B to C loaded is 32 + 156 = 188 sec.

Velocity

Peter N Calder
Tópicos en Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3________Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 3.11B - Ejemplo de movimientos del camión. Solución El camión se desplaza desde B hasta C cargado
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Velocidad
Peter N Calder
Pies/Seg.
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
KPH
Peter N Calder
Peter N Calder
La distancia total desde B hasta C es de 750 metros (2460 pies). La distancia remanente es de 1843 pies. El tiempo remanente a 11.8 pies/seg. = 156 seg. El tiempo total desde B hasta C, cargado, es de 32 + 156 = 188 seg.
Page 54: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3.

Table 11C- Truck Motion Example SolutionTruck is travelling from C to D loaded.

Time Force Accel. Distance DistanceSec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 -3,395 0.00 0.00 11.73 8.00 12.871 63,905 3.06 4.04 13.26 14.79 10.08 16.232 49,905 2.39 8.91 29.25 17.18 11.71 18.853 44,905 2.15 14.48 47.50 19.33 13.18 21.214 36,905 1.77 20.64 67.71 21.09 14.38 23.145 33,905 1.62 27.31 89.62 22.72 15.49 24.926 29,905 1.43 34.46 113.05 24.15 16.46 26.497 27,905 1.34 42.02 137.86 25.48 17.37 27.968 25,905 1.24 49.98 163.96 26.72 18.22 29.329 23,905 1.14 58.29 191.25 27.86 19.00 30.57

10 23,905 1.14 66.96 219.69 29.01 19.78 31.8311 22,905 1.10 75.97 249.25 30.10 20.53 33.0312 21,905 1.05 85.31 279.87 31.15 21.24 34.1813 19,905 0.95 94.95 311.50 32.10 21.89 35.2314 19,905 0.95 104.88 344.08 33.06 22.54 36.2715 17,905 0.86 115.08 377.57 33.91 23.12 37.2116 16,905 0.81 125.54 411.89 34.72 23.67 38.1017 16,905 0.81 136.25 447.01 35.53 24.23 38.9918 15,905 0.76 147.20 482.92 36.29 24.74 39.8219 15,905 0.76 158.38 519.60 37.05 25.26 40.6620 14,905 0.71 169.78 557.01 37.77 25.75 41.4421 14,905 0.71 181.40 595.13 38.48 26.24 42.2222 13,905 0.67 193.23 633.94 39.14 26.69 42.9523 13,905 0.67 205.26 673.42 39.81 27.14 43.6824 12,905 0.62 217.49 713.54 40.43 27.56 44.3625 12,905 0.62 229.91 754.27 41.04 27.98 45.0426 12,905 0.62 242.51 795.63 41.66 28.41 45.7127 11,905 0.57 255.30 837.58 42.23 28.79 46.3428 11,905 0.57 268.26 880.09 42.80 29.18 46.9629 10,905 0.52 281.38 923.15 43.32 29.54 47.5430 10,905 0.52 294.67 966.74 43.85 29.89 48.11 APPLY BRAKES1 40,095 -1.92 307.74 1009.62 41.93 28.59 46.002 43,095 -2.06 320.20 1050.52 39.86 27.18 43.743 46,095 -2.21 332.02 1089.28 37.66 25.68 41.324 55,095 -2.64 343.09 1125.62 35.02 23.88 38.435 62,095 -2.97 353.32 1159.16 32.05 21.85 35.176 66,095 -3.16 362.60 1189.63 28.89 19.70 31.707 73,095 -3.50 370.88 1216.77 25.39 17.31 27.86 8 80,095 -3.83 378.03 1240.25 21.56 14.70 23.669 89,095 -4.26 383.96 1259.68 17.30 11.79 18.98

10 90,095 -4.31 388.57 1274.82 12.99 8.85 14.2511 80,095 -3.83 391.95 1285.89 9.15 6.24 10.0512 79,095 -3.78 394.16 1293.16 5.37 3.66 5.8913 100,095 -4.79 395.07 1296.13 0.58 0.40 0.64

13 seconds are required to brake from 48 kph (maximum velocity) to a stop.Distance travelled while braking is 99 meters.Remaining distance to be travelled at 48 kph is 1000 - 294 - 99 = 607 meters. Time required to travel the remaining distance at 48 kph is 45.5 seconds.Total time C to D is 30+13+45.5 = 88.5 seconds.

30 seconds are required to accelerate to the maximum velocity of 48 kph. Distance travelled while accelerating is 294 meters.

Velocity

Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3 ___________ Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 11C - Ejemplo de movimientos del camión Solución El camión se desplaza desde C hasta D cargado.
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Peter N Calder
Velocidad
Peter N Calder
Pies/Seg.
Peter N Calder
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
KPH
Peter N Calder
Se requieren 30 segundos para acelerar hasta alcanzar la velocidad máxima de 48 kph. La distancia recorrida durante la aceleración es de 294 metros.
Peter N Calder
Se requieren 13 segundos para frenar de 48 kph (velocidad máxima) hasta detenerse. La distancia recorrida durante el frenado es de 99 mts. La distancia remanente a ser recorrida en 48 kph es de 1000 - 294 - 99 = 607 metros. El tiempo requerido para recorrer la distancia remanente a 48 kph es de 45.5 segundos. El tiempo total desde C hasta D es 30 + 13 + 45.5 = 88.5 segundos
Peter N Calder
APLICANDO FRENOS
Page 55: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3.

TABLE 3.11D - Truck Motion Example ExampleTruck travelling D to C to B empty.

Time Force Accel. Distance DistanceSec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 Leaving the crusher.1 155905 18.39 2.80 9.19 18.39 12.54 20.182 46905 5.53 9.25 30.35 23.92 16.31 26.25 3 33905 4.00 17.15 56.27 27.92 19.04 30.64 4 28905 3.41 26.18 85.89 31.33 21.36 34.38 5 25905 3.06 36.20 118.75 34.39 23.44 37.736 22905 2.70 47.09 154.49 37.09 25.29 40.697 20905 2.47 58.77 192.81 39.55 26.97 43.408 19905 2.35 71.18 233.53 41.90 28.57 45.989 17905 2.11 84.28 276.49 44.01 30.01 48.29 Truck should not exceed 48 kph.1 31095 -3.67 97.13 318.67 40.34 27.51 44.27 Brake 0 2 40095 -4.73 108.71 356.65 35.62 24.28 39.083 54095 -6.38 118.59 389.07 29.23 19.93 32.08 Allow 3 sec for truck to brake below 40 kph.

Distance to accelerate to 48 mph = 84 m (9 sec.), distance to brake from 48 to 40 kph (to enter C) = 34.4 m (3 sec.).Remaining distance = 881.6 m, time @ 48 kph = 66 sec.Total time D to C empty = 78 sec.

Truck travels from C to B empty @ 24 mph. Exit velocity is not restricted. Time required = 750 m @ 40 kph = 68 sec.

Total time D to B empty = 146 sec.

Distance

Peter N Calder
Tabla 3.11 D - Ejemplo de movimiento del camión Ejemplo El camión se desplaza desde D a C a B, descargado
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
Peter N Calder
Distancia
Peter N Calder
Pies/Seg.
Peter N Calder
MPH
Peter N Calder
KPH
Peter N Calder
Abandonando la chancadora
Peter N Calder
El camión no debería exceder los 48 kph
Peter N Calder
Frena
Peter N Calder
En 3 segundos el camión debería frenar a una velocidad inferior a 40 kph
Peter N Calder
La distancia para acelerar hasta 48 kph = 84 mts. (9 seg.), distancia para frenar desde 48 a 40 kph (para entrar a C) = 34.4 mts. (3 seg). Distancia remanente = 881.6 mts., tiempo a 48 kph = 66 seg. Tiempo total desde D hasta C,descargado = 78 seg.
Peter N Calder
El camión se desplaza desde C hasta B descargado a una velocidad de 24 mph. La velocidad de salida no es restringida. Tiempo requerido = 750 mts. a 40 kph = 68 seg.
Peter N Calder
Tiempo total desde D hasta B, descargado = 146 seg.
Peter N Calder
Tópicos en Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_________ P. N. Calder
Peter N Calder
Page 56: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Engineering, Chapter 3.

TABLE 3.11E , Truck Motion Example SolutionTruck travelling B to A empty.

Time Force Accel. Distance DistanceSec Lb Ft/Sec*2 M Ft. Ft/Sec MPH KPH

0 0 0.00 0.00 0.00 35.20 24.00 38.621 21905 2.58 11.12 36.49 37.78 25.76 41.462 20905 2.47 23.02 75.51 40.25 27.44 44.163 18905 2.23 35.62 116.88 42.48 28.96 46.614 17905 2.11 48.89 160.41 44.59 30.40 48.93 Truck should not exceed 48 kph.1 31095 -3.67 61.93 203.17 40.92 27.90 44.90 Brake 0 2 40095 -4.73 73.68 241.73 36.20 24.68 39.723 54095 -6.38 83.74 274.73 29.81 20.33 32.714 64095 -7.56 91.68 300.77 22.25 15.17 24.42 5 76095 -8.98 97.09 318.54 13.28 9.05 14.57 6 76095 -8.98 99.77 327.33 4.30 2.93 4.72

Distance to accelerate to 48 kph = 49 m (4 sec.), distance to brake from 48 to to enter the shovel = 51m (7 sec.).Remaining distance = 200 m, time @ 48kph = 15 sec.Total time B to A empty = 26 sec.

Velocity

Peter N Calder
Tabla 3.11 E, Ejemplo de movimientos del camión Solución El camión se traslada desde B hasta A, descargado
Peter N Calder
Tiempo Seg.
Peter N Calder
Fuerza Lbs.
Peter N Calder
Velocidad
Peter N Calder
Aceler. Pies/Seg.2
Peter N Calder
Distancia Mts.
Peter N Calder
Distancia Pies
Peter N Calder
El camión no debería exceder los 48 kph
Peter N Calder
Frena
Peter N Calder
La distancia para acelerar hasta 48 kph = 49 mts. (4 seg.), distancia para frenar desde 48 para entrar a la pala = 51 mts. (7 seg.) Distancia remanente = 200 mts., tiempo a 48 kph = 15 seg. Tiempo total desde B hasta A, descargado = 26 seg.
Peter N Calder
Tópicos en Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3___________ Peter N. Calder
Page 57: Evaluación de Flota CAP3

Peter N. Calder, Topics in Open Pit Mining Engineering, Chapter 3

TABLE 3.12 - SUMMARY OF CYCLE TIME CALCULATIONS FOR EXAMPLE 3.1.

Segment Conditions Time, sec.

A to B 300 m @ 0%, Excavator to Main Ramp, 48 kph Speed Limit. 32B to C 750 m Up Main Ramp @ 10% Loaded, Steady State Speed is 13 kph. 188C to D 1000 m @ 0%, Pit Exit to Crusher, 48 kph Speed Limit, Must Stop at Crusher. 89Dump 100D to C Crusher to Pit Enterance Empty. Speed Limit is 48 kph. Max. Speed at C = 40 kph. 78C to B Down Main Ramp Empty, Speed is Constant at Speed Limit of 40 kph. 68B to A Pit Floor Enterance to Excavator. 48 kph Speed Limit, Must Stop at Excavator. 26Spot 30Load 200

Total 811

Match Factor = Total Cycle Time / Load + Spot = 3.53

Note that this is a bad combination of parameters, ideally we want the match factor to be an even number. We can select a different shovel - truck combination and try to eliminate the spot time. Automatic truck dispatching may help but will not eliminate the problem.

Peter N Calder
Tópicos en Ingeniería de Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_________ Peter N. Calder
Peter N Calder
Match Factor = Tiempo total de ciclo/carga + tiempo entre cargas = 3.53 Observe que esta es una mala combinación de parámetros. De manera ideal, vamos a querer que el match factor sea un número par. Podemos seleccionar una combinación de pala-camión distinta e intentar eliminar el tiempo entre cargas. El sistema de despacho automático podría ayudar, pero no solucionará el problema.
Peter N Calder
Segmento
Peter N Calder
Condiciones
Peter N Calder
Tiempo, seg.
Peter N Calder
A a B B a C C a D Descarga D a C C a B B a A Tiempo entre cargas Carga Total
Peter N Calder
300 mts. a 0%, Excavadora a la rampa principal, velocidad límite 48 kph 750 mts. rampa principal cuesta arriba a 10%, cargado, velocidad constante es de 13 kph 1000 mts. a 0%, salida del pit a la chancadora, 48 kph velocidad límite, se detiene en la chancadora Chancadora hasta entrada del pit, descargado, velocidad límite es de 48 kph. Vel. máx. en C = 40 kph Rampa principal cuesta abajo, velocidad es constante a una vel. límite de 40 kph Entrada del pit hasta la excavadora. Vel. límite 48 kph. se detiene en la excavadora
Peter N Calder
32 188 89 100 78 68 26 30 200 811
Peter N Calder
Tabla 3.12 - Resumen de Cálculos para Tiempos de Ciclos de Ejemplo 3.1
Page 58: Evaluación de Flota CAP3

INFORME CARGADORES PIT_S

TURNO UNIDAD CARGAS PENDIENTE TIEMPO DE ESPERA TIEMPO DE RETRASO

1 CARGADORA 1 115 39.1 711 1720

1 CARGADORA 2 108 44.0 484 3600

1 CARGADORA 3 75 25.0 9521 1200

1 CARGADORA 4 82 39.1 6828 3080

1 CHANCADORA 1 240 37.6 9581 960

1 CHANCADORA 2 132 37.8 14521 2920

INFORME CAMIONES PIT_S

CAMIÓN TIEMPO DE ESPERA SUBIENDO BAJANDO SUBIENDO BAJANDO CARGA DESCARGA OTRO $/HORA CARGAS $/CARGA

DESCARGADO DESCARGADO CARGADO CARGADO

0 6 6 18 30 10 14 4 12 123 21 46

1 4 6 17 30 11 15 4 13 124 23 43

2 2 6 18 32 10 15 4 13 127 22 46

3 11 5 17 29 9 13 3 13 118 19 49

4 10 6 15 27 10 15 4 13 117 22 42

5 9 6 16 28 10 14 4 13 119 21 45

6 15 6 15 25 9 13 4 13 112 20 44

7 4 6 17 31 9 13 4 16 123 20 49

8 5 6 16 29 10 15 4 15 121 22 44

9 16 5 14 25 9 13 3 15 110 19 46

10 5 6 17 30 10 15 4 13 123 23 42

11 19 5 14 24 9 13 3 13 109 19 45

12 5 6 16 29 10 15 4 15 121 22 44

13 5 6 16 29 10 15 4 15 121 22 44

14 8 6 16 28 10 14 4 14 119 21 45

15 4 6 17 30 10 14 4 15 123 21 46

16 14 6 14 23 10 15 4 14 110 22 40

17 4 6 17 30 10 14 4 15 123 21 46

Se producen 380 cargas a un costo entre palas y camiones de $ 60/carga

% OF TOTAL TIME

Peter N Calder
Tabla 3.13
Peter N Calder
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Page 59: Evaluación de Flota CAP3

ACTIVIDAD CAMIÓN CONSUMO COMBUSTIBLE CAMIÓN EN OPERACIÓNLITROS/HR. COSTO/HR. $

115 110

TRAVELLING EMPTY, DOWN GRADE 70 84

TRAVELLINGFULL, UP GRADE 255 214

TRAVELLING

FULL, DOWN GRADE 125 130

LOADING 20 98

WAITING 20 42

DUMPING 20 87

SHOVEL OPERATING COST, $/hr. 180.00

FUEL COST, $/ LITER 0.35

Dr. Peter N Calder
Table 3.14 - Data used in determining shift operating costs.
Peter N Calder
DESPLAZÁNDOSE DESCARGADO, RAMPA ABAJO
Peter N Calder
DESPLAZÁNDOSE DESCARGADO, RAMPA ARRIBA
Peter N Calder
DESPLAZÁNDOSE CARGADO, RAMPA ARRIBA
Peter N Calder
Peter N Calder
DESPLAZÁNDOSE CARGADO, RAMPA ABAJO
Peter N Calder
CARGA
Peter N Calder
EN ESPERA
Peter N Calder
DESCARGA
Peter N Calder
COSTO OPERACIONAL PALA, $/hra. 180.00 COSTO COMBUSTIBLE, $/LITRO 0.35
Peter N Calder
Tabla 3.14 - Datos empleados para determinar los costos operacionales por turnos
Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3_______ Peter N. Calder
Page 60: Evaluación de Flota CAP3

Loads Wait % Delay % Loads Wait % Delay %Loader 0 115 2.2 6.0 Loader 0 97 15.7 6.0Loader 1 107 2.4 12.5 Loader 1 95 11.9 12.5Loader 4 93 20.2 4.2 Loader 4 69 37.2 4.2Loader 5 89 17.3 10.7 Loader 5 69 31.1 10.7Crusher 0 249 35.0 3.3 Crusher 0 189 44.2 3.3Crusher 1 144 47.3 10.1 Crusher 1 129 60.7 10.1Total Loads 404 330$/ Load $60.00 $80.00

NORMAL ENGINE PERFORMANCE HALF OF THE TRUCK FLEET ENGINES ARE DE-RATED BY 75%

Table 3.15 - Comparing a 20 truck fleet with similar truck engines to one in which half of the engines are de-rated by 25%.

Peter N Calder
Tabla 3.15 - Comparación de una flota de 20 camiones con motores similares a aquélla en la cual al 50% de los motores se les ha reducido su capacidad máxima en un 25%
Peter N Calder
Chancadora 0
Peter N Calder
RENDIMIENTO NORMAL DEL MOTOR
Peter N Calder
LA MITAD DE LOS MOTORES DE LA FLOTA DE CAMIONES SE LES HA REDUCIDO SU CAPACIDAD MÁXIMA EN UN 75%
Peter N Calder
Cargas
Peter N Calder
Tiempo de Espera %
Peter N Calder
Atraso %
Peter N Calder
Cargas
Peter N Calder
Tiempo de Espera %
Peter N Calder
Atraso %
Peter N Calder
Peter N Calder
Cargador 0
Peter N Calder
Cargador 1
Peter N Calder
Cargador 4
Peter N Calder
Cargador 5
Peter N Calder
Chancadora 1
Peter N Calder
Cargas Totales
Peter N Calder
Chancadora 0
Peter N Calder
Chancadora 1
Peter N Calder
Cargador 0
Peter N Calder
Cargador 1
Peter N Calder
Cargador 4
Peter N Calder
Cargador 5
Peter N Calder
$/carga
Peter N Calder
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Page 61: Evaluación de Flota CAP3

CASE ATrucks Loads Wait % Cycle - sec $/Load Match-Fact.

Loader 0 1 26 82 1115 98.00 5.6Loader 1 1 25 82 1151 102.00 5.8Loader 4 1 22 85 1340 118.00 6.7Loader 5 1 22 84 1342 117.00 6.7

CASE BTrucks Loads Wait % Cycle - sec $/Load Match-Fact.

Loader 0 6 142 0 1207 53.00 6.0Loader 1 6 141 1 1214 55.00 6.1Loader 4 7 141 2 1426 62.00 7.1Loader 5 7 140 1 1433 65.00 7.2Total 564

CASE CTrucks Loads Wait % Cycle - sec $/Load Match-Fact.

Loader 0 5 127 11 1125 54.00 5.6Loader 1 5 123 14 1162 55.00 5.8Loader 4 6 126 12 1363 65.00 6.8Loader 5 6 126 12 1371 65.00 6.9Total 502

FIGURE 3.16 - MATCH FACTORS ARE DETERMINED WITH 1 TRUCK ASSIGNED TO EACH OPERATING SHOVEL ( CASE A ). SHIFT PRODUCTION IS THEN ESTIMATED, USING THE CYCLE PROGRAM,WITH THE SINGLE TRUCK MATCH FACTOR ROUNDED UP ( CASE B ) AND ROUNDED DOWN ( CASE C ).

Peter N Calder
Tabla 3.16 - Los factores de compatibilidad se determinan con un camión asignado a cada pala operativa (caso A). La generación de turnos luego se estima utilizando el programa CICLO con el único factor de compatibilidad del camión truncado hacia arriba (Caso B) y truncado hacia abajo (Caso C).
Peter N Calder
CASO A
Peter N Calder
CASO B
Peter N Calder
CASO C
Peter N Calder
Camiones
Peter N Calder
Tiempo de Espera %
Peter N Calder
Cargas
Peter N Calder
carga
Peter N Calder
Cargador 0
Peter N Calder
Cargador 1
Peter N Calder
Cargador 4
Peter N Calder
Cargador 5
Peter N Calder
Cargador 0
Peter N Calder
Cargador 1
Peter N Calder
Cargas
Peter N Calder
Cargador 4
Peter N Calder
Cargador 5
Peter N Calder
Cargador 0
Peter N Calder
Cargador 1
Peter N Calder
Cargador 4
Peter N Calder
Cargador 5
Peter N Calder
Camiones
Peter N Calder
Tiempo de Espera %
Peter N Calder
Ciclo- seg.
Peter N Calder
$/carga
Peter N Calder
Ciclo - seg.
Peter N Calder
Camiones
Peter N Calder
Cargas
Peter N Calder
Tiempo de Espera %
Peter N Calder
Ciclo - seg.
Peter N Calder
$/carga
Peter N Calder
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Page 62: Evaluación de Flota CAP3

CASE ATrucks Loads Wait %

Loader 0 1 26 82Loader 1 1 25 82Loader 4 1 22 85Loader 5 1 22 84

CASE BTrucks Loads Wait %

Loader 0 6 121 1.4Loader 1 6 110 1.4Loader 4 7 112 7.1Loader 5 7 101 8.2Total 444

CASE CTrucks Loads Wait %

Loader 0 5 115 4.4Loader 1 5 104 5.1Loader 4 6 93 19.9Loader 5 6 94 12.6Total 406

Figure 3.17 - Similar tests as in Table 3.16 using the Pit_s program, which includes equipment breakdowns and other shift delays.

Peter N Calder
Tabla 3.17 - Pruebas similares a Tabla 3.16 utilizando el programa Pit_s, que incluye atrasos por fallas de equipos y turnos
Peter N Calder
CASO A
Peter N Calder
CASO B
Peter N Calder
Camiones
Peter N Calder
Cargas
Peter N Calder
Tiempo de Espera %
Peter N Calder
Camiones
Peter N Calder
Cargas
Peter N Calder
Tiempo de Espera %
Peter N Calder
Camiones
Peter N Calder
Cargas
Peter N Calder
Tiempo de Espera %
Peter N Calder
CASO C
Peter N Calder
Cargador 0
Peter N Calder
Cargador 4
Peter N Calder
Cargador 1
Peter N Calder
Cargador 5
Peter N Calder
Cargador 0
Peter N Calder
Cargador 1
Peter N Calder
Cargador 4
Peter N Calder
Cargador 5
Peter N Calder
Total
Peter N Calder
Cargador 0
Peter N Calder
Cargador 1
Peter N Calder
Cargador 4
Peter N Calder
Cargador 5
Peter N Calder
Total
Peter N Calder
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Page 63: Evaluación de Flota CAP3

Table 3.18 – Changes in cycle times with enginede-rating for the example road network.

LoadedUp

LoadedDown

Grade Derating Cycle %Increase

Grade Derating Cycle %Increase

8% 0% 2630 8% 0% 20258% 10% 2797 6.3 8% 10% 2027 0.18% 20% 3037 15.5 8% 20% 2032 0.38% 30% 3400 29.3 8% 30% 2032 0.3

LoadedUp

LoadedDown

Grade Derating Cycle %Increase

Grade Derating Cycle %Increase

10% 0% 2405 10% 0% 169010% 10% 2586 7.5 10% 10% 1692 0.110% 20% 2882 19.8 10% 20% 1708 1.110% 30% 3261 35.6 10% 30% 1804 6.7

Peter N Calder
Tabla 3.18 - Cambios en los tiempos de ciclo con reducción de la capacidad máxima del motor para el ejemplo de redes de caminos
Peter N Calder
Cargado Arriba
Peter N Calder
Pendiente
Peter N Calder
Derating
Peter N Calder
Ciclo
Peter N Calder
% Aumento
Peter N Calder
Cargado Abajo
Peter N Calder
Pendiente
Peter N Calder
Derating
Peter N Calder
Ciclo
Peter N Calder
% Aumento
Peter N Calder
Cargado Arriba
Peter N Calder
Pendiente
Peter N Calder
Derating
Peter N Calder
Ciclo
Peter N Calder
% Aumento
Peter N Calder
Cargado Abajo
Peter N Calder
Pendiente
Peter N Calder
Derating
Peter N Calder
Ciclo
Peter N Calder
% Aumento
Peter N Calder
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Page 64: Evaluación de Flota CAP3

Tabla 3.19 - Cambio en los Tiempos de Ciclo en Función del Porcentaje de Reducción de la Capacidad Máxima del Motor(Deration) para Camiones de 155 y 220 Toneladas Métricascon una Pendiente con Carga Cuesta Arriba Equivalente a un 10%

0%(Derating)(en seg.)

10%Derating(en seg.)

Cambio%

20%Derating(en seg.)

Cambio%

30%Derating

(en seg.)

Cambio %

Carga de155Toneladas

2492 2645 6.1 2842 14.0 3124 25.4

Carga de220Toneladas

2753 2952 7.2 3248 18.0 3671 33.3

Peter N Calder
Tópicos de Ingeniería en Minas a Rajo Abierto, Capítulo 3 ________ Peter N. Calder
Peter N Calder
Tabla 3.19 - Cambio en los tiempos de ciclo en función del porcentaje de reducción de la capacidad máxima del motor (deration) para Camiones de 155 y 220 Toneladas Métricas con una pendiente con carga cuesta arriba equivalente a 10%
Page 65: Evaluación de Flota CAP3

Tabla 3.20 - Cambio en los Tiempos de Ciclo en Función de la Reducción deCarga Expresada en Porcentaje para Camiones de 155 y 220 Toneladas Métricascon una Pendiente con Carga Cuesta Arriba Equivalente a un 10%

Carga de155

ToneladasMétricas

0%Derating(en seg.)

10%Derating(en seg.)

Cambio%

20%Derating(en seg.)

Cambio%

30%Derating(en seg.)

Cambio%

CeroReducciónDe Carga

2492 2645 2842 3124

10% deReducciónDe Carga

2406 2560 3.2 2732 3.9 2988 4.4

20% deReducciónDe Carga

2322 2465 6.8 2635 7.3 2855 8.6

Carga de220

ToneladasMétricas

0%Derating(en seg.)

10%Derating(en seg.)

Cambio%

20%Derating(en seg.)

Cambio%

30%Derating(en seg.)

Cambio%

CeroReducciónDe Carga

2753 2952 3248 3671

10% deReducciónDe Carga

2646 2829 4.2 3080 5.2 3511 4.4

20% deReducciónDe Carga

2543 2719 7.9 2936 9.6 3276 10.8

Peter N Calder
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Tabla 3.20 - Cambio en los tiempos de ciclo en función de la reducción de carga expresada en porcentaje para Camiones de 155 y 220 Toneladas Métricas con una pendiente con carga cuesta arriba equivalente a 10%
Page 66: Evaluación de Flota CAP3

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TABLA 3.21 - ESTIMACIÓN DE LOS REQUERIMIENTOS DE CAMIONES Y PRODUCCIÓN DE PALAS

Toneladas / metro cúbico 2,70 Toneladas desplazadas 1,80Factor de esponjamiento ( en el balde ) 1,50 Toneladas / Balde 42,93Capacidad del balde (m3) 26,50Factor de llenado 0,90 Tonelaje acumulativo Tiempo (segs.)Tiempo de ciclo de la excavadora (segs.) 30,00 43 30Disponibilidad mecánica 0,80 86 60Uilización 0,80 129 90En operación (%) 0,64 172 120Tiempo en descargar 60,00 215 150Tiempo en desplazarse cargado 840 258 180Tiempo en desplazarse descargado 480 301 210Tiempo entre cargas 30 343 240Match factor 6,75 386 270Días operativos / Año 350 429 300Disponibilidad mecánica de los camiones 0,8 472 330Match factor/Disponibilidad mecánica camiones 8,44Número de camiones a comprar 9,00 Tonelaje máximo/Hora 4.500Selección de Tabla Toneladas estimadas promedio / Hora 2.880Capacidad del camión utilizada 300 Toneladas estimadas promedio / Día 69.120Tiempo en cargar real 210 Toneladas estimadas promedio / Año 24.192.000

Peter N Calder
Peter N Calder
Peter N Calder
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Tabla 3.21 - Estimación de los requerimientos de camiones y producción de palas