UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS

(1)

UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS

Implementación de un Scoop de 0.75 yd

³

para incrementar la producción en la mina Coriwayra S.A.C, 2021

AUTOR: Br: Cortez Medina, Omar ASESOR: Mg. Pedro Crisólogo, Prado Palomino

TRUJILLO – PERÚ 2022

TESIS

PARA OBTENER EL TÍTULO PROFESIONAL DE

INGENIERO DE MINAS

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DEDICATORIA

A Dios por protegerme en todos los pasos que doy en mi vida.

A mi padre Alfonso, por todas sus enseñanzas y experiencias sabias transmitidas que han contribuido a motivarme a seguir esta carrera.

A mi madre Angélica, por el amor y el apoyo incondicional en todo el trayecto de mi vida.

A mis hermanos Genrri, Piter, Jefferson, que me han demostrado su apoyo en todo momento.

A mi novia Analy Vásquez por compartir conmigo este logro. por su paciencia, comprensión y amor, dándome el valor necesario para continuar.

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ii AGRADECIMIENTO

A mi alma mater, la Universidad Nacional de Trujillo, a mis buenos maestros quienes me brindaron sus conocimientos y sabias enseñanzas. En especial a mi asesor Ing. Francisco Morales Rodríguez por su orientación y los conocimientos brindados en el trayecto de mi vida profesional.

Gracias a las personas que de alguna manera han sido claves para mi vida profesional y personal. A mis amistades de mi etapa universitaria que han contribuido a terminar de manera satisfactoria mi carrera.

Gracias a la Empresa Minera Coriwayra SAC., por permitirme se parte de su equipo de trabajo, y brindarme los conocimientos e información para la realización de esta tesis.

(4)

ÍNDICE

DEDICATORIA ... I

AGRADECIMIENTO ... II

ÍNDICE ... III

ÍNDICE DE FIGURAS ... VII

ÍNDICE DE TABLAS ... IX

RESUMEN ... XI

ABSTRACT ... XII

CAPITULO I INTRODUCCION ... 1

Realidad problemática ... 1 1.1.

Antecedentes ... 1 1.2.

Marco teórico ... 5 1.3.

Clasificación Geomecánica ... 5 1.3.1.

Clasificación geomecánica RMR (Bieniawski) ... 8 1.3.2.

Métodos de explotación en proceso ... 9 1.3.3.

Proceso de rotura de la roca (perforación y voladura) ... 13 1.3.4.

Desarrollo de labores horizontales ... 14 1.3.5.

Índice de medición de productividad ... 15 1.3.6.

Rastrillaje ... 17 1.3.7.

Equipo Scoop Sandvik LH201 ... 26 1.3.8.

Justificación del problema ... 30 1.4.

Justificación económica ... 31 1.4.1.

(5)

iv Justificación practica ... 31 1.4.2.

Justificación metodológica ... 31 1.4.3.

Problema ... 31 1.5.

Hipótesis ... 31 1.6.

Objetivos ... 31 1.7.

Objetivo General ... 31 1.7.1.

Objetivos Específicos ... 31 1.7.2.

CAPITULO II MATERIALES Y MÉTODOS ... 32

Material de estudio ... 32 2.1.

Ubicación de la investigación ... 32 2.1.1.

Equipos e instrumentos de estudio ... 32 2.1.2.

Métodos y técnicas . ... 33 2.2.

Método de la investigación ... 33 2.2.1.

Diseño de la investigación ... 33 2.2.2.

Flujograma ... 33 2.3.

Técnicas de recolección de datos ... 35 2.3.1.

Instrumentos de recolección de datos ... 35 2.3.2.

Procedimiento ... 36 2.4.

Tiempo de limpieza del frente de trabajo actual ... 36 2.4.1.

Tiempo de limpieza del frente con el equipo scoop Sandvik ... 36 2.4.2.

Costo horario del método actual de limpieza del frente de trabajo ... 37 2.4.3.

Costo horario en el frente de trabajo con el scoop Sandvik ... 37 2.4.4.

CAPITULO III RESULTADOS ... 40

(6)

Tiempos de limpieza con rastrillo en el año 2020 ... 40

3.1. Costo horario del rastrillaje ... 43

3.2. Costo de amortización ... 43

3.2.1. Costo de depreciación ... 43

3.2.2. Costo de mantenimiento ... 44

3.2.3. Costo de personal para el rastrillaje ... 44

3.2.4. Costo horario total ... 45

3.2.5. Costo por tonelada del rastrillo ... 46

3.3. Tiempos de limpieza del scoop ... 47

3.4. Costo horario del scoop ... 48

3.5. Cálculo de costo de posesión ... 48

3.5.1. Cálculo de costos de operación ... 51

3.5.2. Costo horario total del equipo ... 53

3.5.3. Costo por tonelada del scoop LH 201 ... 54

3.6. Producción mensual de la unidad minera ... 54

3.7. Productividad del rastrillaje frente al scoop Sandvik LH 201 ... 56

3.8. Tiempos de limpieza mensual entre el rastrillo y el scoop ... 58

3.9. Comparación de los costos por tonelada entre el scoop y el rastrillaje ... 59

3.10. CAPITULO IV DISCUSIÓN ... 60

CAPITULO V CONCLUSIÓN ... 62

CAPITULO VI RECOMENDACIONES ... 63

CAPITULO VII REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ... 64

(7)

vi ANEXO I MATRIZ DE CONSISTENCIA Y OPERACIONALIZACIÓN DE VARIABLES ... 67

ANEXO II AUTORIZACIÓN DE USO DE DATOS ... 72

(8)

ÍNDICE DE FIGURAS

FIGURA 1 ESTIMACIÓN DE RQD A PARTIR DE TESTIGOS ... 5

FIGURA 2 SECUENCIA 1 ... 11

FIGURA 5 IMAGEN REFERENCIAL DE UNA CÁMARA DE ACUMULACIÓN ... 15

FIGURA 6 RASTRILLO ... 18

FIGURA 7 RASTRILLO TIPO AZADÓN O ABIERTO ... 19

FIGURA 8 RASTRILLO TIPO CAJÓN O CERRADO ... 19

FIGURA 9 RASTRILLO TIPO CAJÓN REPLEGABLE ... 20

FIGURA 10 MOTOR ELÉCTRICO DEL WINCHE ... 21

FIGURA 11 CAJA REDUCTORA DEL WINCHE ... 22

FIGURA 12 TAMBORAS DE ARROLLAMIENTO DEL WINCHE JOYFF–211 ... 22

FIGURA 13 WINCHE JOYFF–211 Y SUS PARTES ... 23

FIGURA 14 TIPOS DE CABLE REGULAR Y LANG ... 24

FIGURA 15 POLEA O PASTECA... 25

FIGURA 16 DIMENSIONES DEL EQUIPO SANDVIK LH201 ... 27

FIGURA 17 GRADO Y LIMITACIÓN DE PENDIENTE ... 28

FIGURA 18 DIMENSIONES DE CARGA DEL EQUIPO SANDVIK LH201 ... 30

FIGURA 19 GRÁFICO DE LOS TIEMPOS DE LIMPIEZA POR GUARDIA CON RASTRILLO EN LOS MESES DEL 2020 ... 42

FIGURA 20 TIEMPOS DE LIMPIEZA POR GUARDIA EMPLEADOS POR EL SCOOP EN EL 2021 ... 48

FIGURA 21 GRÁFICO DE LA PRODUCCIÓN MENSUAL DE LA UNIDAD MINERA EN EL AÑO 2021 ... 55

(9)

viii

FIGURA 22 COMPARACIÓN DE PRODUCTIVIDAD ENTRE EL SCOOP Y EL RASTRILLAJE EN LOS MESES

DE ESTUDIO ... 57 FIGURA 23 COMPARACIÓN DE TIEMPOS DE LIMPIEZA ENTRE EL SCOOP Y EL RASTRILLAJE ... 58

FIGURA 24 COMPARACIÓN DE LOS COSTOS POR TONELADA ENTRE EL SCOOP Y EL RASTRILLAJE .. 59

(10)

ÍNDICE DE TABLAS

TABLA 1 INTERPRETACIÓN DE VALORES DE RQD(DEERE,1964) ... 6

TABLA 2 INTERPRETACIÓN DE VALORES DE RQD(DEERE,1964). ... 7

TABLA 3 INTERPRETACIÓN DEL ÍNDICE Q(BARTON,1974). ... 8

TABLA 4 VALORIZACIÓN DE LOS ÍNDICES DE LA CALIDAD DE ROCA Y SU DESCRIPCIÓN SEGÚN LA CLASIFICACIÓN. ... 9

TABLA 5 DIMENSIONES PARA LOS CABLES SEGÚN LA POTENCIA ... 24

TABLA 6 DATOS TÉCNICOS DEL SANDVIK LH201 ... 26

TABLA 7 DIMENSIONES DEL EQUIPO SANDVICK LH201... 27

TABLA 8 DIMENSIONES DE DESCARGA DEL SANDVIK LH201 ... 29

TABLA 9 TIEMPO DE LIMPIEZA DEL FRENTE DE TRABAJO ACTUAL ... 36

TABLA 10 TIEMPO DE LIMPIEZA DEL FRENTE CON EL EQUIPO SCOOP SANVIK ... 36

TABLA 11 COSTO HORARIO DEL ACTUAL MÉTODO DE LIMPIEZA DEL FRENTE DE TRABAJO ... 37

TABLA 12 VALOR DE ADQUISICIÓN DEL EQUIPO ... 37

TABLA 13 COSTO DE POSESIÓN DEL EQUIPO ... 38

TABLA 14 COSTOS DE OPERACIÓN DEL EQUIPO ... 38

TABLA 15 COSTO HORARIO DEL EQUIPO ... 39

TABLA 16 TIEMPOS DE LIMPIEZA CON RASTRILLO EN LOS MESES DEL 2020 ... 40

TABLA 17 COSTO DE AMORTIZACIÓN DEL RASTRILLO ... 43

TABLA 18 COSTO DE DEPRECIACIÓN ... 43

TABLA 19 COSTO DE MANTENIMIENTO DEL RASTRILLO ... 44

TABLA 20 COSTO DE PERSONAL DEL RASTRILLAJE ... 44

TABLA 21 COSTO HORARIO DE RASTRILLO ... 45

(11)

x

TABLA 22 COSTO POR TONELADA DE RASTRILLAJE EN LOS MESES DEL 2020 ... 46

TABLA 23 TIEMPOS DE LIMPIEZA POR GUARDIA UTILIZADOS POR EL SCOOP EN LOS MESES DE ENERO A DICIEMBRE DEL 2021 ... 47

TABLA 24 VIDA ECONÓMICA ÚTIL DE LOS EQUIPOS ... 49

TABLA 25 COSTO DE MANTENIMIENTO Y REPARACIÓN DE LOS EQUIPOS SEGÚN EL NIVEL DE TRABAJO ... 51

TABLA 26 COSTO HORARIO DEL SCOOP SANDVIK LH201 ... 53

TABLA 27 COSTO POR TONELADA DEL SCOOP LH201 EN LOS MESES DEL 2021 ... 54

TABLA 28 PRODUCCIÓN MENSUAL DE LA UNIDAD MINERA CON EL RASTRILLO EN EL AÑO 2020, Y EL SCOOP EN EL AÑO 2021... 54

TABLA 29 PRODUCTIVIDAD DEL RASTRILLAJE FRENTE AL SCOOP ... 56

TABLA 30 MATRIZ DE CONSISTENCIA ... 68

TABLA 31 MATRIZ DE OPERACIONALIZACIÓN DE VARIABLES. ... 69

(12)

RESUMEN

El objetivo principal del presente trabajo de investigación fue incrementar la producción con la implementación de un Scoop de 0.75 yd³. La investigación empleará el método descriptivo. Por el tipo de la investigación, el presente estudio reúne las condiciones metodológicas de una investigación aplicada y diseño transversal.

La metodología que siguió esta investigación fue identificar los tiempos productivos del rastrillo y del scoop, identificar los costos horarios del rastrillaje y del scoop, mejorar la productividad y reducir los costos por tonelada en la labor.

El resultado del presente trabajo de investigación fue que los tiempos con rastrillo tienen un promedio mensual de 230.8 horas con un promedio de limpieza por guardia de 2.7 horas, mientras que con el scoop se logra un promedio mensual de 87 horas, con un promedio de limpieza por guardia de 1.8 horas. Se logró también identificar el costo horario, en donde el rastrillo tiene un costo horario de 39.26 $/hr, mientras que el scoop tiene un costo horario de 76.64 $/hr. En lo que respecta a la productividad, se logró identificar que el rastrillo obtiene solo un 23% de productividad frente scoop, esto debido a la cantidad de disparos que se realizaron entre el uso de ambos métodos, ya que con el rastrillo se realizaron un promedio de 84 disparos mensuales y con el scoop se realizaron un promedio de 48 disparos mensuales. Se pudo también comparar el costo por tonelada en entre el scoop y el rastrillo en donde el scoop tiene un costo promedio de 0.11 $/tn y el rastrillo tiene un costo de 0.14 $/tn, esto teniendo en cuenta las horas de limpieza empleadas y la cantidad de disparos.

Finalmente se concluye que al implementar un scoop, se incrementa la producción con un promedio mensual de 494.25 TMS, además reduce el costo de limpieza en 0.03 $/tn.

PALABRAS CLAVE: Costo horario, productividad, costo por tonelada, tiempos limpieza

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xii ABSTRACT

The main objective of this research work was to increase production with the implementation of a 0.75 yd3 Scoop. The research will use the descriptive method. Due to the type of research, this study meets the methodological conditions of an applied research and cross-sectional design.

The methodology that this research followed was to identify the productive times of the rake and the scoop, identify the hourly costs of the rake and the scoop, improve productivity and reduce costs per ton in the work.

The result of the present research work was that the times with the rake have a monthly average of 230.8 hours with an average cleaning per guard of 2.7 hours, while with the scoop a monthly average of 87 hours is achieved, with an average of cleaning per guard of 1.8 hours. It was also possible to identify the hourly cost, where the rake has an hourly cost of $39.26/hr, while the scoop has an hourly cost of $76.64/hr. Regarding productivity, it was possible to identify that the rake obtains only 23% productivity compared to the scoop, this is due to the number of shots that were made between the use of both methods, since with the rake an average was made. of 84 monthly shots and with the scoop an average of 48 monthly shots were made. It was also possible to compare the cost per ton between the scoop and the rake where the scoop has an average cost of 0.11 $/tn and the rake has a cost of 0.14 $/tn, this taking into account the cleaning hours used and the number of shots.

Finally, it is concluded that by implementing a scoop, production is increased with a monthly average of 494.25 TMS, it also reduces the cleaning cost by 0.03 $/tn.

KEY WORDS: hourly cost, productivity, cost per ton, cleaning times

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CAPITULO I INTRODUCCION Realidad problemática

1.1.

Coriwayra S.A.C., es una empresa nueva que viene desarrollando trabajos de preparación, exploración y explotación. Teniendo en cuenta que se busca recuperar la inversión realizada en un corto plazo, así como tener más unidades económicas o bloques de explotación. La empresa minera CORIWAYRA S.A.C., produce oro, la producción diaria que se tiene es de 25 TMD, con una ley media de 30 gramos por tonelada.

Actualmente la empresa viene usando una perforación que va desde los 4 pies hasta los 5 pies, no pudiendo perforarse más debido al tiempo que se toma para hacer la limpieza, en donde se utilizan aproximadamente tres horas en un frente de dimensiones de 2.1m por 2.1m, en los niveles principales y desarrollos (GL, CX, CM); por lo que se opta por la adquisición de un scoop SANDVIK con capacidad de 0.75 yd³ de tal manera que permita la limpieza en el frente de trabajo de manera más inmediata.

Antecedentes 1.2.

(Vargas, 2017), en su tesis “Incremento de la producción mediante la mecanización de tajos con equipo Minijumbo en la CIA. Minera Kolpa – U.O. Huachocolpa”, para optar el título de Ingeniero de Minas en la Universidad Nacional del Altiplano, Puno. Cuyo objetivo general fue lograr el incremento de la producción en la CIA minera Kolpa; finalmente concluyendo que la producción diaria y mensual se incrementó a 850TM y 5300TM respectivamente, obteniendo un tonelaje total de 63000TM durante el año 2017, y también que con el incremento de la producción se puede completar la capacidad de planta que bordean las 850TM.

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2 (Araujo, 2019), en su tesis “Implementación del equipo Mucking Loader para aumentar la productividad en la cortada 5000 mina El Tingo de CIA Minera Poderosa”, para optar el título profesional de Ingeniero de Minas en la Universidad Nacional de Trujillo. El objetivo general de este informe de tesis fue comprobar si al implementar un equipo de limpieza Mucking Loader aumentaría el rendimiento en la cortada 5000 mina el Tingo de CIA Minera Poderosa; finalmente concluyendo que el costo por hora del equipo que se implementó es variable a causa de que este equipo es eléctrico hidráulico, por lo que al usar combustible diésel en el equipo para realizar la limpieza del frente, este obtiene un costo horario es de 7.75 %/hr más alto al costo por hora que se obtiene usando el equipo scoop LHD con el que se actualmente se trabaja. Al usar energía eléctrica, el costo por hora llega a 20.53 $/hr, es costo es menos al del scoop LHD esto se debe a que dicha energía eléctrica nos brinda CIA minera poderosa sin algún costo. Además se contabilizaron 15.147 horas de limpieza acumulada menos el tiempo de prueba con respecto al equipo scoop LHD; y en cuanto a la producción, se concluye que se obtuvo una producción promedio de 115.24 tn/hr, frente a la producción del equipo con el que se cuenta LHD scoop que es 52.68 tn/hr.

(Yupanqui, 2019), en su tesis “Reducción del costo de transporte de mineral y desmonte mediante la implementación del equipo tractor Sonalika en Mina La Cima Proyecto Manzanas – Pataz” para optar el título de Ingeniero de Minas en la Universidad Nacional de Trujillo. Esta investigación tuvo un objetivo general de reducir el costo de limpieza mediante la implementación de equipos de transporte de mineral y desmonte en la mina La Cima; finalmente concluyendo que se redujo los costos de 3.36 $/TM a 1.23 $/TM, y un aumento del 30% del total producción de la Mina La Cima, también se obtuvo un VAN de 1167842, un TIR de 150% y un costo/beneficio de 2,03 para una vida útil de 12 meses.

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(Vega, 2017), en su tesis “Incremento de productividad utilizando equipo de perforación y voladura de 16’ con sistema FAM3, en unidad minera Cerro Lindo – Zona Alta” para optar el título de Ingeniero de Minas en la Universidad Nacional de Trujillo. Cuyo objetivo general fue incrementar rendimiento en las operaciones de perforación y voladura con el uso de un equipo de perforación de 16’ con sistema FAM3, en Unidad Minera Cerro Lindo – Zona Alta; finalmente concluyendo que se redujo un 2,10% en costos operativos acumulados, generando un VAN de 541,734.27 $ y un TIR de 45% en las apreciaciones de viabilidad de las actividades ejecutadas durante del ciclo de minado, también se aumentó la productividad en un 30.55% lo que nos conlleva a concluir que presente rendimiento en la actividad de perforación es 71.25%.

(Carhuapoma & Gervancio, 2020), en su tesis “Evaluación de la etapa de limpieza y extracción mecanizado para optimizar los costos de minado de una mediana minera de La Libertad, 2019” para obtener el título de Ingeniero de Minas en la Universidad Privada del Norte.

Cuyo objetivo general fue evaluar la producción y el costo en el periodo de octubre del 2019 y marzo del 2020 para optimizar los costos de minado en la fase de limpieza y extracción;

finalmente concluyendo que al realizar mantenimiento de vías permanentemente conlleva a una reducción del tiempo de limpieza y extracción, por lo que, reducen los costos unitarios y se aumenta la productividad, consiguiendo un ahorro promedio mensual de 24, 117.00 dólares.

(Lingan, 2001), en su tesis “Factibilidad de mecanización en minería aurífera de vetas angostas Cía. Minera Poderosa S.A.” para optar el título de Ingeniero de Minas en la Universidad Nacional de Ingeniería. Cuyo objetivo fue optimizar los procedimientos ya establecidos en la realización de labores y en el método de explotación por medio de una estimación del grado de mecanización del área ya mencionada en estudio tanto para la exploración como para la explotación; finalmente concluyendo que el efecto del incremento de producción, la mayor

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4 potencia de veta y su continuidad, incrementan la eficacia y la productividad por mano de obra obteniendo un ahorro de 3.89$/TM.

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Marco teórico 1.3.

Clasificación Geomecánica 1.3.1.

1.3.1.1. Clasificación de Deere (1967)

Para dar respuestas a las adversidades propuestas por las clasificaciones primitivas usadas a fin de valorar entibaciones de túneles, surgieron distintas clasificaciones, como la de Deere, que en 1967 planteó un método de diseño de sostenimiento apoyado en el RQD. Este criterio se consigue partiendo del porcentaje de partes de testigo mayores de 10 cm recuperado en un sondeo, como se aprecia en la figura 1 y se obtiene el grado de fracturación del macizo rocoso.

∑

Figura 1

Estimación de RQD a partir de testigos

Fuente: (Ccaso, 2018)

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6 Tabla 1

Interpretación de valores de RQD (Deere, 1964)

Calidad de roca Frecuencia lineal RQD

Muy pobre >17 0 – 20

Pobre 12 – 17 20 – 40

Regular 7 – 12 40 – 60

Buena 4 – 7 60 – 80

Muy buena 1.5 – 4 80 – 95

Excelente < 1.5 95 – 100

Fuente: (Osinergmin, 2017)

En la tabla se evidencia para evaluar el RQD partiendo de datos en afloramiento, al no contar con sondeos. Para estas situaciones, se podría usar la relación siguiente (Palmstrom, 2005), sin embargo la precisión no es superior a la que podría facilitar una estimación visual. (Bieniawski, 2003).

Dónde:

Jv: es índice volumétrico de juntas o número de juntas por metro cubico Índice volumétrico de juntas

(Jv): es el número de juntas que intersecta 1m³ de macizo rocoso.

Los términos descriptivos de la tabla dan una idea del tamaño del bloque en función de Jv.

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Tabla 2

Interpretación de valores de RQD (Deere, 1964).

Tamaño de bloque Valor de Jv

Bloque muy grande < 1

Bloques grandes 1 – 3

Bloques medios 3 – 10

Bloques pequeños 10 – 30

Bloques muy pequeños > 30

Excelente < 1.5

Fuente: Bieniawski 1976

1.3.1.2. Clasificación geomecánica de Barton

El método Q fue realizado en el NGI (Norwegian Geotechnical Institute) por Barton, Lien y Lunde (1974), para el diseño de excavaciones subterráneas, primordialmente túneles. Este método es afinado y actualizado de manera continua, la última vez que se actualizó fue en el año 2007, esta actualización incorpora investigaciones analíticas referente al espaciamiento, espesor y reforzamiento de arcos armados fortalecidos con concreto lanzado (RRS) como una función de la carga y de la calidad del macizo rocoso, como también la absorción de energía del concreto lanzado.

El método Q es un metodo de clasificación del macizo rocoso en relación a la estabilidad de excavaciones subterráneas para proporcionar una explicación de la calidad del macizo rocoso. El método Q se fundamenta en la evaluación de seis parámetros independientes y demuestra la calidad de la roca Q, como función de esos parámetros.

Donde:

 RQD : Índice de calidad del macizo rocoso.

 Jn : Parámetro basado en el número de familias de discontinuidades.

 Jr : Parámetro basado en la rugosidad de las discontinuidades.

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8

 Ja : Parámetro basado en la alteración de las discontinuidades.

 Jw : Parámetro basado en la presencia de agua.

 SRF : Factor de reducción de esfuerzos.

Tabla 3

Interpretación del índice Q (Barton, 1974).

Descripción Q

Roca Excepcionalmente Mala 0.001 – 0.01

Roca Extremadamente Mala 0.01-0.1

Roca Muy Mala 0.1-1

Roca Mala 1-4

Roca Regular 4-10

Roca Buena 10-40

Roca Muy Buena 40-100

Roca Extremadamente Buena 100-400

Roca Excepcionalmente Buena 400-1000

Fuente: (Osinergmin, 2017)

Clasificación geomecánica RMR (Bieniawski) 1.3.2.

En la siguiente tabla se presenta el método de clasificación Rock Mass Rating o sistema RMR realizado por Z.T. Bieniawski en los años 1972-73, fue variado en 1976 y 1979, sustentado en más de 300 casos reales de túneles, cavernas, taludes y cimentaciones. En la actualidad se utiliza la edición del año 1989, que se asemeja bastante con la del año 1979.

Para poder calcular el índice RMR de calidad de la roca se hace uso de los cinco parámetros del terreno aquí los mencionaremos los siguientes:

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 La resistencia a compresión simple del material.

 El RQD (Rock Quality Designation).

 El espaciamiento de las discontinuidades.

 El estado de las juntas.

 La presencia de agua.

El RMR resulta de la adición de las puntuaciones de los valores de los seis parámetros. El valor del RMR varía entre 0 y 100, y es más alto en número si mejor es la calidad de la roca.

Bieniawski identifica cinco tipos de roca dependiendo del valor del RMR. (Bieniawski, 2003).

Tabla 4

Valorización de los índices de la calidad de roca y su descripción según la clasificación.

Descripción RMR Clase de Macizo Rocoso

Roca Muy Buena 81-100 I

Roca Buena 61-80 II

Roca Regular 41-60 III

Roca Mala 21-40 IV

Roca Muy Mala 0-20 V

Métodos de explotación en proceso 1.3.3.

1.3.3.1. Cámaras y pilares

El método de explotación “Room and Pillar” (Cámaras y Pilares) se define, en la explotación de cámaras apartados por pilares que funcionan como sostenimiento del techo de la labor. Este método es usado considerablemente, y en estos últimos años ha sido muy promovido debido a su bajo costo. En sus comienzos, este método de explotación se ejecutaba en forma irregular, de modo que su distribución y dimensiones se determinaba sobre la marcha de la explotación, dejando pilares respetando solamente a los distintivos presentados por el yacimiento como, por

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10 ejemplo, zonas con una ley muy baja, diques estériles, etc. En este método, la recuperación de estos pilares podría ser parcial o total. En caso sea total, va seguido del hundimiento controlado del techo, que se puede ejecutar con la explotación o al término de la vida del yacimiento (Moya, 2015).

El relleno

A. Condiciones de aplicación

Geometría del yacimiento

 Forma : Tabular e irregular

 Potencia : Variable; 0.30 cm a 2.5 m

 Buzamiento : Sub horizontales; 10° a 30°

 Altura litostática : 200 m - 700 m.

Parámetros geométricos del método

 Dimensiones del sub block (m) : 20x30

 Número de cortes verticales : 4

 Ancho de cortes verticales (m) : 3

 Ancho de cámara (m) : 3

 Número de Pilares : 3

 Dimensiones de los pilares temporales (m) : 3 x 30, 3 x 20

(24)

1.3.3.2. Secuencia de explotación para cámaras y pilares alternativa Figura 2

Secuencia 1

Fuente: Marsa 2014

Figura 3 Secuencia 2

Fuente: Marsa, 2014

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12 Figura 4

Secuencia 3

Fuente: Marsa 2014

1.3.3.3. Control de riesgos

Para disminuir y eliminar los riesgos asociados al método de explotación, se sugiere continuar con las siguientes disposiciones:

 Techo y mineral tienen que ser firmes. Los pilares quedan en roca mineralizada.

 Si el techo es inestable, es obligatorio generar un pilar de techo en mineral.

 Si el piso es firme genera que no se hundan pilares delgados.

 Galerías pilotos (frontones) generan un circuito de ventilación más continuo.

 Controlar el techo: Determina el diseño del pilar.

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 Para rescatar los pilares y el techo, se necesita hundimiento controlado del techo por medio de perforación radial y explosivos.

 Controlar el área y los accesos al sector del hundimiento y sobre la forma como se genera el desprendimiento de la losa del techo.

 Al conectar dos galerías en el mismo eje a alturas diferentes se desquincha el piso de la

galería superior. La diferencia de cotas genera el riesgo de caídas en la operación de perforación y voladura.

 En el vaciado de piques con cargadores o camiones, las galerías deben tener topes, así

controlar la caída de equipos a su interior.

En la actualidad, habiendo un escenario de mecanización y los progresos conseguidos en las técnicas de reconocimiento, el método se plantea con anticipación a la explotación propiamente tal, llevándose las cámaras con un orden regular, igualmente el trazado de los pilares (Moya, 2015)

Proceso de rotura de la roca (perforación y voladura) 1.3.4.

En el rompimiento de la roca se ejecutan básicamente dos operaciones: la perforación y la rotura de la roca (voladura). La perforación se ejecuta mediante un orificio o corte, comúnmente a través de equipos mecanizados, hidráulicos o térmicos, con el fin de insertar explosivos dentro de las perforaciones u otros fines, generar el inicio de un túnel, galería o pozo, con el fin de sustraer un mineral de forma y tamaño precisamente necesitado, etc. La perforación tiene la finalidad de aflojar y fraccionar grandes masas de material, tradicionalmente por medio de energía química, hidráulica, entre otras. Hay diferentes métodos de perforación, estos métodos se pueden clasificar de diferentes formas en función de sus características, mencionado por Osorio, 2001 (Guamán, 2016)

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14 Desarrollo de labores horizontales

1.3.5.

1.3.5.1. Cruceros (CX)

Se refiere a excavaciones horizontales realizadas en roca estéril que corta una o más vetas en forma de cruz o perpendicular a ellas. La sección de esta labor es llevada en forma de bóveda provocando así el auto sostenimiento.

1.3.5.2. Cortadas.

Similar al crucero, la cortada es una excavación horizontal en roca estéril y también tiene características similares a un crucero con la diferencia que corta solamente una veta y generalmente no logra cortar de forma perpendicular.

1.3.5.3. By pass (BP)

Es una labor horizontal que se realiza como una variante para una misma labor y poder así evadir el pase por una zona deleznable o falla y así evitar algún evento no deseado en el trabajo. En algunas operaciones mineras se utiliza los By pass paralelos a las vetas, para conectar mediante ventanas a los cuerpos mineralizados.

1.3.5.4. Galerías (GA):

Es una labor horizontal de preparación en un frente, esta labor se corre en dirección del cuerpo mineralizado para sustraerlo y analizar su ley. Al iniciar la galería se realiza la labor de exploración y al conectar con mineral es labor de explotación.

1.3.5.5. Sub Nivel

Es una labor de preparación horizontal, esta labor se corre en dirección de la veta, la principal función de esta excavación es obtener con más certeza los valores económicos del tajo y mediante esta información iniciar la explotación.

(28)

1.3.5.6. Cámara de acumulación en una rampa

Es una labor horizontal auxiliar que se hacen cada 200 m para el acumulamiento de mineral o material estéril, generalmente el diseño de estas labores es de 12 m de avance lineal con dimensiones de 4.0x4.0 m (Ccaso, 2018).

Figura 5

Imagen referencial de una cámara de acumulación

Índice de medición de productividad 1.3.6.

Productividad es el esfuerzo que se realiza con el fin de optimizar las diferentes formas de realizar las cosas, contrastado con lo deseable (Alzate, 2002). Productividad es mejorar el resultado previo (Jimenez & Molina, 2006).

Comprendiéndose por cantidad de productos los bienes y servicios generados por la empresa, y por cantidad de insumos el total de los factores incorporados en el proceso productivo. La productividad total es la relación entre la producción total y la suma de todos los factores de

(29)

16 insumo. Así la magnitud de productividad total, evidencia el costo conjunto de cada uno de los insumos al realizar los productos. En la anterior definición, la producción como los insumos se manifiestan en términos reales o físicos, convirtiéndose así en pesos permanentes (u otra moneda) en un tiempo de referencia (Jimenez & Molina, 2006).

La productividad conlleva a la optimización del proceso productivo; la productividad incrementa cada vez que:

 Exista una disminución de los insumos, en tanto que las salidas se mantienen estables.

 Exista un aumento de las salidas, en tanto que los insumos se mantienen estables.

Generalmente, el factor costo esta incorporado en las variables a lo largo de todo el proceso, de manera que se elige como principal componente de esta propuesta metodológica para poder medir la productividad en minería, con uso en depósitos de oro vetiforme, primordialmente. Se tiene que tener en cuenta los costos asociados a las diferentes etapas y operaciones mineras primordiales, también los costos de inversión realizado, costos de interés al capital, costos de supervisión, costos ambientales, costos relacionados a las operaciones auxiliares en minería (ventilación, mantenimiento, desagüe, iluminación), costos relacionados al uso adecuado de la capacidad de infraestructura, y otros costos.

Las etapas en minería subterránea son: Desarrollo, Preparación y Extracción propiamente dicha.

Estas fases a su vez se segmentan en las siguientes operaciones mineras: Perforación, Voladura, Sostenimiento, Cargue y Transporte. Además tenemos operaciones auxiliares como desagüe, mantenimiento mecánico y eléctrico, ventilación, entre otros.

A fin de realizar explícito un factor diferenciador y fundamentado en el estado del arte para medir la productividad se resuelve que las variables se representen mediante el factor costo o tomen forma mediante pesos permanentes. Un ejemplo de lo anterior, es si tomamos la

(30)

perforación, lo relacionamos a los tipos de perforadoras existentes, que se puede comprar en relación a la capacidad de por adquirir de la empresa, el tipo combustible que usa, que disponibilidad tiene el combustible para la empresa, el costo del combustible en el mercado, entre otros. En el caso del equipo adquirido por la Empresa Coriwayra S.A.C., es SANDVICK LH201 con tiene una capacidad de 0.75 Yd³, con un motor diésel, y tiene una capacidad de carga de 1000 Kg. En sostenimiento, nos referimos a materiales pétreos, madera o metálicos, de distintas cualidades, costo por unidad, de forma semejante para todas las etapas y operaciones unitarias mineras. Por consiguiente, la manera más optima de englobar todas las variables es mediante los costos asociados a la operaciones minera (Jimenez & Molina, 2006).

Rastrillaje 1.3.7.

Es una operación que consiste en situar el mineral de los tajeos adyacentes al shut, tendiendo el relleno en el mencionado tajeo para luego llenar los carros mineros en una galería, mediante el trabajo de rastrillo y winche.

1.3.7.1. Componentes del rastrillaje

Para el montaje del equipo de rastrillaje se necesita contar con los siguientes componentes:

 Rastrillo o cuchada de arrastre

 Winche o cabrestante

 Pasteca o roldana y cáncamo

 Plataforma o base de apoyo

 Cable metálico

(31)

18 1.3.7.2. Rastrillo

Es un accesorio que se usa para jalar el mineral o desmonte por medio del cable de acero en el canal de rastrillaje. El rastrillo o también llamado “Scraper” son de formas y tamaños distintos, de acuerdo al trabajo que se va a realizar, pero hay dos componentes que siempre permanecen iguales en los diferentes tipos de rastrillos como son la placa posterior de excavación y el asa.

Figura 6 Rastrillo

Fuente: (Reyes, 2018)

1.3.7.3. Tipos de Rastrillo

En la industria minera existen los siguientes tipos de rastrillos:

 Tipo azadón o abierto: que se utiliza para el acarreo del material estéril y

mineral de tamaño grueso a mediano, su diseño puede ser con o sin planchas laterales de forma aerodinámica; es utilizada en canchas de mineral, en tajeos de corte y relleno, enmaderado, arcos, en galerías o cruceros y otros.

(32)

Figura 7

Rastrillo tipo azadón o abierto

Fuente: (Mayta, 2004)

 Tipo cajón o cerrado: Es usado para acarrear el mineral o material fio a mediano

para tramos largos y superficies lisas; también es empleado en tajeos abiertos, desarrollos de cámaras y pilares. Presentan gran eficiencia para minerales finos

Figura 8

Rastrillo tipo cajón o cerrado

Fuente: (Mayta, 2004)

 Tipo replegable: Es usado en el caso de taludes altos de mineral arrancado, a fin de evitar el arrase de roca durante la carrera en vacío. Este tipo de rastrillo es similar al tipo azadón con placas posteriores pivoteado sobre brazos, éste rastrillo

(33)

20 asume un ángulo correcto de curvatura en los viajes de ida y se pliega o dobla al regreso protegiendo su carga.

Figura 9

Rastrillo tipo cajón replegable

Fuente: (UNASAM, 2018)

 Tipo media luna: Es usado para el acarreo de mineral fino y distancias

considerablemente largas, en este tipo la plancha posterior está continuamente curvada en conjunto con las planchas laterales.

1.3.7.4. Partes del Rastrillo

 Orificio del cable de retorno

 Orificio del cable de tracción (jale) brazo

 Cantonera central

 Cantonera Laterales (derecho e izquierdo)

 Contra peso

(34)

1.3.7.5. Winche

Es una máquina de transporte horizontal, utilizada en minería subterránea para el arrastre de mineral y/o desmonte.

1.3.7.6. Componentes del Winche JOY FF – 211

 Motor eléctrico: Es un motor trifásico el propulsor de la acción mecánica y el

que realiza el trabajo de rastrillaje. Las características del motor son de acuerdo al trabajo que se va a realizar y depende a la potencia que se va a necesitar.

Figura 10

Motor eléctrico del winche

 Caja reductora: Se encuentra totalmente sellada en todo su contexto y separada del motor; los engranajes son de acero de alta resistencia a la tracción.

(35)

22 Figura 11

Caja

reductora del winche

 Tamboras de arrollamiento: Son cilindros metálicos donde se enrolla el cable.

Figura 12

Tamboras de arrollamiento del Winche JOY FF – 211

(36)

 Eje principal

 Palancas de control

 Cable de acero

 Poleas de arrastre y/o guías

 Sistema de frenos

 Sistema de embrague

 Cámara del equipo

 Tablero de arranque

Figura 13 Winche

JOY FF – 211 y sus

partes

F u e n t e : ( R

(37)

24

eyes, 2018)

1.3.7.7. Tipos de Winches

 De una tambora, utilizado para izaje.

 De dos tamboras, utilizado para rastrillaje.

1.3.7.8. Tipos de cables

Los cables se fabrican a base de alambre de acero. Para formar los cables, se enrolla una gran cantidad de hilos de acero de alta resistencia (entre 130 y 180 kg/mm²). Estos hilos se disponen en cordones y torones)

 Regular: Están torcidos en dirección opuesta a la dirección de torones del cable.

 Tipo Lang: Están torcidos en la misma dirección Figura 14

Tipos de cable Regular

y Lang

F u e n t e :

(Reyes, 2018)

1.3.7.9. Dimensiones de cables

Tabla 5

Dimensiones para los cables según la potencia

POTENCIA DEL MOTOR

Cable de tracción o arrastre

Cable de retorno

(38)

1.5 a 5 HP 5/16” ¼”

7 a 10 HP 7/16” ¼”

10 a 15 HP 3/8” 5/16”

15 a 20 HP 3/8” 5/16”

20 a 25 HP ½” 3/8”

25 a 30 HP ½” 3/8”

30 a 40 HP 5/8” ½”

40 a 50 HP 5/8” 5/8”

50 a 100 HP ¾” ¾

100 a 150 HP 7/8” 7/8

1.3.7.10. Polea

Es una rueda acanalada que gira alrededor de un eje central por donde pasa un cable en la que sus extremos se encuentran la rastra y en la otra el winche.

Figura 15 Polea o pasteca

(39)

26

Fuente: Industrias Jaguar

Equipo Scoop Sandvik LH201 1.3.8.

Tabla 6

Datos técnicos del Sandvik LH201 Datos Técnicos

Dimensiones 1055x2045x4600 mm

Peso 3700Kg

Peso con carga 4700Kg

Capacidad de Carga 1000Kg

Capacidad de Cucharón 0.75Yd³ (0.54 m³) Depósito de combustible 50 litros

Velocidad de cargado máx. 9 Km/h

Motor Diésel Deutz D914L03, Nivel III, Fase 3A

(40)

Potencia de Motor 33 KW

Cabina Abierta

Fuente: (Sandvik, 2019)

Tabla 7

Dimensiones del equipo Sandvick LH201 DIMENSIONES DEL EQUIPO

Modelo Unidades A B C D E F

LH201

mm 1230 3825 1055 3590 945 3580

in 48.4 150.6 41.5 141.3 37.2 14.1

Figura 16

Dimensiones del equipo Sandvik LH201

(41)

28

Figura 17

Grado y limitación de pendiente

(42)

Tabla 8

Dimensiones de descarga del Sandvik LH201

(43)

30 DIMENSIONES DE DESCARGA

Modelo Unidad N O P Q R S

LH201

mm 1755 1500 2320 1290 1268 530

in 69 59 91.3 50.7 49.9 20

Figura 18

Dimensiones de carga del equipo Sandvik LH201

Justificación del problema 1.4.

Actualmente la compañía minera Coriwayra S.A.C, utiliza un método de limpieza de voladura de forma manual y trasladándolo en unas mini motos cargueras, en donde si se implementa un mejor método de limpieza mecanizando el proceso podría mejorar considerablemente la reducción del tiempo de limpieza, así como la reducción del personal y también se tendría una producción diaria más óptima.

(44)

Justificación económica 1.4.1.

Permitirá la reducción del personal utilizado en la labor y mejorará la producción diaria lo que sería económicamente beneficioso para la empresa.

Justificación practica 1.4.2.

Permitirá desarrollar una propuesta eficiente y aplicable para la mejora en las actividades de limpieza.

Justificación metodológica 1.4.3.

Este proyecto de investigación servirá como fuente y consulta para otras investigaciones en relación con los objetivos y el alcance del estudio.

Problema 1.5.

¿En qué medida mejorará la producción diaria con la implementación de un Scoop de 0,75 yd³ en la mina Coriwayra S.A.C 2021?

Hipótesis 1.6.

Mediante la implementación de un Scoop de 0.75 yd³, permitirá la mejora de la producción en la mina Coriwayra S.A.C 2021.

Objetivos 1.7.

Objetivo General 1.7.1.

Incrementar la producción con la implementación de un Scoop de 0.75 yd³. Objetivos Específicos

1.7.2.

 Identificar los tiempos productivos del rastrillo y del scoop

 Identificar los costos horarios del rastrillaje y del scoop

 Mejorar la producción mensual

(45)

32

 Reducir los costos por tonelada en la labor

CAPITULO II

MATERIALES Y MÉTODOS

II.

1.

2.

Material de estudio 2.1.

Ubicación de la investigación 2.1.1.

La empresa minera Coriwayra S.A.C, se encuentra ubicado en el distrito de Ongón, provincia de Pataz, departamento de la Libertad, dentro de la intercuenca del Alto Huallaga a 3600 m.s.n.m.

Coordenadas:

 Sur: 8°19'42.3"S (-8.328426)

 Este: 77°04'45.7"W (-77.079346)

 Altitud: 3600 msnm.

A km del departamento de Trujillo

Equipos e instrumentos de estudio 2.1.2.

 Computadora personal.

 Celular.

 Software Excel.

 Software Ms Project.

 Power BI.

(46)

 Informes semanales de avance de proyecto.

 Reportes diarios.

Métodos y técnicas.

2.2.

Método de la investigación 2.2.1.

La presente investigación desarrolla un enfoque cuantitativo, debido a que las variables tienden a ser medidos.

Diseño de la investigación 2.2.2.

La presente investigación es de diseño no experimental, descriptivo.

Este diseño adopta el siguiente esquema

X: Implementación de un equipo Scoop 0.75 yd³ Y: Incremento de la producción

Flujograma 2.3.

Y X

(47)

34

Inicio Etapa 01:

 Definición del título, estudios preliminar e identificación del problema.

 Determinación del alcance del proyecto de investigación

Etapa 02:

 Recopilación de información relacionada con el alcance del estudio

 Definición de las variables del estudio (independiente y dependiente)

Etapa 03:

Formulación del problema.

Hipótesis.

Justificación.

Fin Etapa 04:

Organización y preparación de información y datos

Etapa 05:

Recopilación de datos en campo.

Comparar los costos antes y después de usar el equipo.

Comparar la productividad.

Etapa 08:

Resultados, discusión y conclusiones sobre el incremento de la producción con la implementación del equipo.

Etapa 06:

Determinar los costos de adquisición.

Etapa 07:

Determinar la rentabilidad del proyecto utilizando el VAN

(48)

Técnicas de recolección de datos.

2.3.1.

a. Para recolectar datos

La información deberá obtenerse en forma física y digital: reservas, geometría de la veta, propiedades físicas del macizo rocoso, topografía superficial y de las labores mineras circundantes.

Planos de muestreo digital y físico. Mapeos geológicos de la galería donde se va a implementar el método.

b. Para analizar información

Analizar características del macizo rocoso para diseñar el tipo de labor, la sección, los puentes entre labores.

Analizar la información geológica: reservas, potencia de veta, buzamientos, dimensiones de la veta; para diseñar labores.

Se empleará el software AutoCAD, Excel.

Instrumentos de recolección de datos 2.3.2.

2.3.2.1. Análisis documentario

 Acceso a archivos técnicos.

 Fichas de campo.

 Discusiones, talleres para esclarecer los problemas presentados.

(49)

36 Procedimiento

2.4.

Tiempo de limpieza del frente de trabajo actual 2.4.1.

Tabla 9

Tiempo de limpieza del frente de trabajo actual

Meses Equipo Horas trabajadas

Fuente: Elaboración Propia

Tiempo de limpieza del frente con el equipo scoop Sandvik 2.4.2.

Tabla 10

Tiempo de limpieza del frente con el equipo scoop Sanvik

Turno Equipo Hora de Inicio Hora Final Tiempo de Limpieza

(50)

Costo horario del método actual de limpieza del frente de trabajo 2.4.3.

Tabla 11

Costo horario del actual método de limpieza del frente de trabajo

CARGO PAGO/

MES COMIDA HOSPEDAJE TRANSPORTE EPP/MENSUAL SUBTOTAL

TOTAL

Costo horario en el frente de trabajo con el scoop Sandvik 2.4.4.

2.4.4.1. Valor de adquisición del equipo Tabla 12

Valor de adquisición del equipo

Cálculo del valor de adquisición (Va) Unidad

Valor de maquina en muelle peruano Tipo de cambio

Valor CIF

Derecho de importación Desaduanaje

Transporte (aduana/almacén) I.G.V

Valor de adquisición (Va) Valor de rescate (Vr) Fuente: Elaboración Propia

(51)

38 2.4.4.2. Costo de posesión del equipo

Tabla 13

Costo de posesión del equipo

2.4.4.3. Costos de operación del equipo Tabla 14

Costos de operación del equipo Costos de posesión

Costos Fórmula

Valor residual al remplazo

Costo de inversión media anual * ( ) ( )+

Interés por costo de capital ( )

Depreciación D =

Interés de capital invertido lm = ( )

Seguros (2%) Sm

= ( )

Impuestos (2%) ( )

Almacenaje (1%.) Al= ( )

Total

Costos de operación

Combustibles Co = Gh * Pc

Cantidad de combustible

Costo de combustible

Fuentes de energía Cof =

Lubricantes Lb = (Ah + Ga) *Pa

Llantas N = Pn/Vn

Grasas G=

Filtros

Piezas especiales Ae = Pa/Va

Mantenimiento y reparaciones M= Ko*D

Mantenimiento Preventivo Mp= Depende del fabricante

Mantenimiento correctivo Mc=

Operador Total

(52)

Fuente: Elaboración propia 2.4.4.4. Costo horario del equipo

Tabla 15

Costo horario del equipo Costo Horario

Costos de posesión Costos de operación Sub total

Gastos generales (14%) Total

Fuente: Elaboración propia

(53)

40 CAPITULO III

RESULTADOS

III.

1.

2.

3.

Tiempos de limpieza con rastrillo en el año 2020 3.1.

Tabla 16

Tiempos de limpieza con rastrillo en los meses del 2020

Meses TMS

Tiempo de Limpieza (Hrs)

Long.

De avance

Avance

por mes Disparos

Horas de Limpieza al mes

Enero 757.0 2.9 2.1 83 69 198

Febrero 769.0 2.6 2.1 83 69 176

Marzo 763.5 3.1 2.1 86 71 221

Abril 755.0 2.5 2.1 96 80 201

Mayo 782.5 2.8 2.1 116 97 266

Junio 732.9 2.4 2.1 95 79 192

Julio 804.5 3.0 2.1 110 92 275

Agosto 735.7 2.5 2.1 114 95 238

Septiembre 765.8 2.9 2.1 103 86 246

Octubre 784.5 2.8 2.1 109 91 253

(54)

Noviembre 825.5 3.1 2.1 115 96 297

Diciembre 795.5 2.5 2.1 100 83 208

Promedio 772.62 2.7 84 230.8

(55)

42 Figura 19

Gráfico de los tiempos de limpieza por guardia con rastrillo en los meses del 2020

(56)

Costo horario del rastrillaje 3.2.

Costo de amortización 3.2.1.

Tabla 17

Costo de amortización del rastrillo

Equipo o material

Valor de Adquisició n - Va ($)

Interé s

Vida útil (meses )

Amortizació

n ($/mes) Días

Hora s por día

Hora s por mes

a' ($/hr) Winche

JOY FF - 211

3 000.00 0.025 72 90.25 25 6 150 $0.60

Rastrillo 1 500.00 0.025 72 45.13 25 6 150 $0.30

Cable

tractor 3/8" 700.00 0.025 12 68.24 25 6 150 $0.45

Cable riel

5/16" 720.00 0.025 12 70.19 25 6 150 $0.47

Cable

eléctrico 1 100.00 0.025 72 33.09 25 6 150 $0.22

Pasteca o

roldana 100.00 0.025 12 9.75 25 6 150 $0.06

Total $2.11

Costo de depreciación 3.2.2.

Tabla 18 Costo de depreciación Equipo

o

Material

Valor de Adquisició n (Va)

Vida útil (meses)

Depreciació

n ($/mes) Días Horas por día

Horas

por mes D' ($/hr) Winche

JOY FF - 211

$3 000.00 72 $33.33 25 6 150 $0.22

Rastrillo $1 500.00 72 $16.67 25 6 150 $0.11

Cable tractor 3/8"

$700.00 12 $46.67 25 6 150 $0.31

Cable riel 5/16"

$720.00 12 $48.00 25 6 150 $0.32

(57)

44 Cable

eléctrico $1 100.00 72 $12.22 25 6 150 $0.08

Pasteca o roldana

$100.00 12 $6.67 25 6 150 $0.04

Total $1.09

Costo de mantenimiento 3.2.3.

Tabla 19

Costo de mantenimiento del rastrillo Equipo o

Material

Valor de Adquisición (Va)

Vida útil

(meses) ($/mes) días Horas por día

Horas

por mes D' ($/hr) Winche

JOY FF - 211

$3 000.00 72 $41.67 25 6 150 $0.28

Rastrillo $1 500.00 72 $20.83 25 6 150 $0.14

Cable tractor 3/8"

$700.00 12 $58.33 25 6 150 $0.39

Cable riel

5/16" $720.00 12 $60.00 25 6 150 $0.40

Cable

eléctrico $1 100.00 72 $15.28 25 6 150 $0.10

Pasteca o

roldana $100.00 12 $8.33 25 6 150 $0.06

Total $1.36

Costo de personal para el rastrillaje 3.2.4.

Tabla 20

Costo de personal del rastrillaje Personal Costo por

mes Días Guardias Costo total ($/m)

Horas por mes

Costo por hora ($/hr) Maestro

Winchero 1 000 25 2 2 000 150 13.3

Ayudante 750 25 2 1 500 150 10.0

Supervisor 850 25 2 1 700 150 11.3

Total 34.7

(58)

Costo horario total 3.2.5.

Tabla 21

Costo horario de rastrillo

Items Costo ($/hr)

Amortización 2.11

Depreciación 1.09

Mantenimiento 1.36

Personal 34.7

Total 39.26

(59)

46 Costo por tonelada del rastrillo

3.3.

Tabla 22

Costo por tonelada de rastrillaje en los meses del 2020

Meses TMS

Tiempo de Limpieza (Hrs)

Costo horario ($/hr)

Costo de Limpieza Rastrillo ($)

Costo por tonelada Rastrillo ($/tn)

Enero 757.0 2.9 39.3 111.9 0.15

Febrero 769.0 2.6 39.3 100.5 0.13

Marzo 763.5 3.1 39.3 121.7 0.16

Abril 755.0 2.5 39.3 98.2 0.13

Mayo 782.5 2.8 39.3 108.0 0.14

Junio 732.9 2.4 39.3 95.4 0.13

Julio 804.5 3.0 39.3 117.8 0.15

Agosto 735.7 2.5 39.3 98.2 0.13

Septiembre 765.8 2.9 39.3 111.9 0.15

Octubre 784.5 2.8 39.3 109.5 0.14

Noviembre 825.5 3.1 39.3 121.7 0.15

Diciembre 795.5 2.5 39.3 98.2 0.12

Promedio 772.6 2.7 107.7 0.14

(60)

Tiempos de limpieza del scoop 3.4.

Tabla 23

Tiempos de limpieza por guardia utilizados por el scoop en los meses de enero a diciembre del 2021

Meses TMS Tiempo de

Limpieza (Hrs) Disparos

Horas de Limpieza Scoop ($)

Enero 1 046.20 1.4 40 54.5

Febrero 1 037.50 1.5 39 57.4

Marzo 1 075.20 1.8 41 75.0

Abril 1 210.40 1.8 46 83.5

Mayo 1 456.40 1.5 55 84.4

Junio 1 192.00 1.8 45 79.2

Julio 1 382.00 2.0 52 102.8

Agosto 1 435.30 2.2 54 121.1

Septiembre 1 300.10 1.9 49 92.7

Octubre 1 366.20 1.9 52 99.5

Noviembre 1 443.60 1.9 55 106.3

Diciembre 1 257.50 1.8 48 87.4

Promedio 1266.87 1.8 48 86.98

(61)

48 Figura 20

Tiempos de limpieza por guardia empleados por el scoop en el 2021

Costo horario del scoop 3.5.

Cálculo de costo de posesión 3.5.1.

3.5.1.1. Valor de adquisición

 Valor de adquisición (Va): $ 275 000

3.5.1.2. Valor de rescate

 Valor de rescate (Vr):

(62)

3.5.1.3. Cálculo de la inversión media anual

 IMA: Inversión media anual

 Va: Valor de adquisición

 n: Vida económica útil

( ) (

)

3.5.1.4. Vida útil

Tabla 24

Vida económica útil de los equipos

EQUIPOS VIDA ECONÓMICA ÚTIL

Maquinaria liviana 6 000 horas de trabajo, 3 años de duración Maquinaria pesada 12 000 horas de trabajo, 6 años de duración Maquinaria super pesada 16 000 horas de trabajo, 8 años de duración

Fuente: (García, 2010)

Según el cuadro anterior, el equipo tendrá:

 6 años de vida económica útil

 12 000 horas

3.5.1.5. Costo horario de depreciación

 Cd: Depreciación

 Va: Valor de adquisición

 Vr: Valor de rescate

(63)

50

 n: Vida económica en años

3.5.1.6. Cálculo de interés del equipo

 I: Interés del equipo

 n: Número de horas anuales

 i: Tasa de interés anual

3.5.1.7. Cálculo de costos de seguro

 S: Seguro del equipo

 n: Número de horas anuales

 s: Tasa de seguros anuales