UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO FACULTAD DE …

UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO

FACULTAD DE INGENIERÍA

DEPARTAMENTO DE INGENIERÍA DE MINAS Y METALÚRGICA

ESCUELA ACADEMICO PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

“ANÁLISIS PARA LA SELECCIÓN Y REMPLAZO DE VOLQUETES DE 25

M3 DE CAPACIDAD PARA LA OPTIMIZACIÓN DEL ACARREO Y

TRANSPORTE EN LA OPERACIÓN MINERA - MINA LOS ANDES PERU

GOLD - HUAMACHUCO”

TESIS

PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE

INGENIERO DE MINAS

AUTOR : Diego Armando Peña Alva

GRADO ACADÉMICO : Bachiller en Ingeniería de Minas

ASESOR : Ing. Ghercy Gustavo Ayala Orihuela

TRUJILLO – PERÚ

2019

BIBLIOTECA DIGITAL - DIRECCIÓN DE SISTEMAS DE INFORMÁTICA Y COMUNICACIÓN

Esta obra ha sido publicada bajo la licencia Creative Commons Reconocimiento-No Comercial-Compartir bajo la misma licencia 2.5 Perú. Para ver una copia de dicha licencia, visite http://creativecommons.org/licences/by-nc-sa/2.5/pe/

“ANÁLISIS PARA LA SELECCIÓN Y REMPLAZO DE VOLQUETES DE 25

M3 DE CAPACIDAD PARA LA OPTIMIZACIÓN DEL ACARREO Y

TRANSPORTE EN LA OPERACIÓN MINERA - MINA LOS ANDES PERU

GOLD - HUAMACHUCO”

JURADOS

__________________________ __________________________

PRESIDENTE SECRETARIO

Mg. Alberto Cipriano Ing. Orlando Alex

Galvan Maldonado Siccha Ruiz

Reg. CIP.: 49937 Reg. CIP.: 68633

____________________________

VOCAL

Ing. Ghercy Gustavo

Ayala Orihuela

Reg. CIP.: 76469



DEDICATORIA:

A mis padres, por darme la vida y apoyarme

económicamente, moralmente y ser mí soporte en

estos años de estudio.

A Dios por el conocimiento y apoyo espiritual, en

la realización de esta investigación



iii

AGRADECIMIENTO

Dios, por darme la oportunidad de realizarme como persona y como profesional. A la

Universidad Nacional de Trujillo, al personal directivo, jerárquico, docente y administrativo de la

Facultad de Ingeniería de Minas, a los profesores que en ella trabajan por entregarme las

herramientas necesarias para convertirme en Ingeniero de minas.

Del mismo modo agradezco a la Empresa CORDEJSAC por brindar la oportunidad de trabajar

a jóvenes como yo, ya que contribuye al crecimiento personal y profesional: así mismo agradezco

a todos los que laboran en dicha empresa por brindarme todo su apoyo, la información necesaria

para realizar mi trabajo y sobre todo por tenerme la paciencia y corregirme de la mejor manera

para desarrollarme.



iv

INDICE

DEDICATORIA:........................................................................................................... iii

AGRADECIMIENTO ................................................................................................... iii

NOMECLATURA .........................................................................................................ix

RESUMEN ..................................................................................................................... x

ABSTRACT ...................................................................................................................xi

CAPITULO I

1. ANTECEDENTES Y JUSTIFICACION PROBLEMÁTICA .................................... 12

1.2. Antecedentes: ....................................................................................................... 13

1.3. Marco Teórico ...................................................................................................... 14

1.3.1. Análisis para la Optimización de procesos. ........................................................... 14

1.3.2. Remplazo De Equipos .......................................................................................... 15

1.3.2.1. Valor del equipo................................................................................................ 16

1.3.3 Carguío y Transporte ............................................................................................ 22

1.3.3.1 Carguío del material ........................................................................................... 22

1.3.3.2. Transporte del material ..................................................................................... 24

1.3.4. Equipos De Acarreo y Transporte ........................................................................ 25

1.3.5 Determinación de rendimientos ............................................................................. 30

1.3.5.1 Factores que intervienen en el rendimiento ......................................................... 31

1.3.6. Factor de Acoplamiento (Match Factor) ............................................................... 32

1.3.7. Teoría de Colas ........................................................................................................ 34

1.3.8 Definición de términos básicos ............................................................................. 36

2.1 PROBLEMA GENERAL ........................................................................................ 38

3. HIPOTESIS ............................................................................................................... 38

4. OBJETIVOS ............................................................................................................. 38

CAPITULO I

MATERIALES Y METODOS ...................................................................................... 39

2.1. Material de Estudio ................................................................................................. 39

2.1.1. Ubicación y acceso del área de estudio. .............................................................. 39

2.1.2. Flujograma de Estudio del proyecto. .................................................................. 40

2.1.3. Métodos, instrumentos y procedimientos de análisis de datos ............................. 41



v

2.1.3.1.Recolectar la información y definir el modelo conceptual .................................. 41

2.1.3.2.Método para la adquisición de datos ................................................................... 41

2.1.3.2.1. Calculo de Ciclo de Acarreo y Transporte ...................................................... 42

2.1.3.3.Criterios de selección ......................................................................................... 44

2.1.3.3.1. . Determinación de características fundamentales del equipo de acarreo volquete

20 m3 ......................................................................................................................... 44

2.1.3.4.Equilibrio entre el tamaño de los volquetes y los equipos de carga ..................... 45

2.1.6. Procedimiento de selección de equipos. ................................................................ 48

2.1.8. El efecto del tamaño del equipo de Carguío en el costo del carguío y del acarreo de

material. .................................................................................................................... 55

2.1.9. El efecto de la pendiente en el costo de acarreo con volquetes. ............................. 55

CAPÍTULO III

RESULTADOS Y DISCUSIÓN .................................................................................... 63

3.1. Análisis De KPI´s Favorables ................................................................................. 63

3.1.1. Incremento de la producción. ............................................................................... 63

3.1.2. Incremento de la utilización efectiva de los equipos. ............................................ 64

3.1.3. Incremento de la disponibilidad mecánica ............................................................ 65

3.1.4 Reducción de costos en mantenimientos correctivos. ............................................ 66

3.1.5 Disminución de consumo de combustible (gal/h). ................................................. 67

3.1.6 Días operativos por mes y toneladas / hora. ........................................................... 69

3.2. Disminución De Las Horas Improductivas. ............................................................. 70

3.3. Análisis Financiero del Proyecto ............................................................................. 72

3.3.1. Costo del Equipo de Carreo.................................................................................. 72

3.3.2. Costo de mantenimiento de equipos y su programación. ....................................... 74

3.3.2.1. Mantenimientos de equipo y tolva. .................................................................... 74

3.3.2.2. Reparación de neumáticos y programación. ....................................................... 75

3.3.3. Comparativo de costos de mantenimiento por flota de volquete de 20 y 30 m3 ..... 76

CAPÍTULO IV

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES .............................................................. 77

4.1 Conclusiones ........................................................................................................... 77

4.2. Recomendaciones ................................................................................................... 78



vi

CAPÍTULO V

REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS ........................................................................... 80

ANEXOS ...................................................................................................................... 82

Anexo 1: Geología de la Zona de estudio ....................................................................... 83

Anexo 02: Fotografías de la Operación .......................................................................... 91

Anexo 03: Tabla 11: Velocidades de los volquetes usados en la operación minera, ........ 92

Anexo 04: Tabla 12: Programa de mantenimiento programado de volquetes .................. 94

Anexo 05: Tabla 13: Análisis de costos del mantenimiento programado en US$/HR. .... 95

Anexo 06: Tabla 14: Análisis de costos del mantenimiento correctivo en US$/HR. ....... 96

Anexo 07: Tabla 15: Análisis de costos de reparaciones del sistema hidráulico en

US$/HR. .................................................................................................................... 97

Anexo 08: Tabla 16: Análisis de costos de reparaciones del sistema eléctrico en

US$/HR………………………………………………………………………………..97

Anexo 09: Tabla 17: Análisis de costos de mantenimiento de tolva en US$/HR. ............ 98

Anexo 11: Tabla 19: Registro del control de neumáticos................................................ 99

LISTA DE FIGURAS

Figura 1: Reemplazo de equipos determinación del punto de encuentro ......................... 21

Figura 2: Familias de curvas costos CR y CM. Influencia de calidad equipos y

tecnología de mantención……………………………………………………..………...22

Figura 3: Carguío de mineral en Tajo Diana................................................................... 23

Figura 4: Recorrido de volquetes de 20 m3 del Tajo Diana al PAD de lixiviación ........ 24

Figura 5: Volquete FMX VOLVO 450 25 m3. ............................................................... 30

Figura 6: Factor de Acoplamiento..………………………………………………………33

Figura 7: Ubicación y Acceso a la Mina El Toro ............................................................ 39

Figura 8: Flujograma de Estudio .................................................................................... 40

Figura 9: Flujo del ciclo total de volquetes…..………………..………………................42



vii

Figura 10: Ciclo de viajes en Operaciones Mina………………………………...............43

Figura 11: Curva de rimpull y eficiencia teórica del volquete de 20 m3 ........................ 45

Figura 12: Producción en toneladas .............................................................................. 62

Figura 13: Utilización efectiva ideal vs. Utilización efectiva real .................................. 63

Figura 14: Disponibilidad mecánica ideal vs. Disponibilidad mecánica real...………….64

Figura 15: Costo de mantenimiento y reparación de neumáticos .................................... 65

Figura 16: Ratio de consumo de combustible ideal vs. Real ........................................... 67

Figura 17: Ratios de operación ........................................................................................ 68

Figura 18: Pareto de demoras......................................................................................... 82

Figura 19: Dispersión en horas ...................................................................................... 70

Figura 20: Mapa Geomorfológico del proyecto y zona circundante ................................ 82

Figura 21: Mapa De Geología Regional…………………………………...……….…....83

Figura 22: Columna Estratigráfica De La Geología Regional………….…………….….84

Figura 23: Geología local del yacimiento………………....………………………….....86



viii

LISTA DE TABLAS

Tabla 1: Distancias Promedio….………………………….……………………..............48

Tabla 2: Cálculo comparativo de los equipos en función al ratio de combustible y la

capacidad…………………………………………………………….…...........................53

Tabla 3: T Consumo de combustible ……………………………..………………..…....54

Tabla 4: Rimpull en libras……………………………..……………...……………..…..57

Tabla 5: Tamaño de muestra para los tiempos de ciclo de acarreo de un volquete de

25 m3………………………………..………….…......……………………..…….…….59

Tabla 6: Precio de un volquete de 25 m3…………………………………………….….72

Tabla 7. Resumen de costos de mantenimiento y reparación………………………...….74

Tabla 8: Resumen reparación de neumáticos………………………………………....…75

Tabla 9: Cuadro comparativo de costo de mantenimiento………………………………75

Tabla 10: Comparativo Costos Unitarios por Equipo...……..………………...…….......53

Tabla 11: Comparativo Producción de mineral y desmonte ..…………….….…………53

Tabla 12: Reservas por fase……………………………….. ...………………….……..83

Tabla 13: Distribución de tiempos por actividades…………………….………...…..…86

Tabla 14: Cálculo de velocidades promedio cargado ……………………….……….. .87

Tabla 15: Cálculo de velocidades promedio vacío.. ...................................................….88



ix

NOMECLATURA

Cant. : Cantidad.

Cant.Trab : Cantidad de Trabajadores.

Tj : Tajo.

Desq. : Desquinche.

Disp. : Disparo.

Dist. : Distancia.

Gdia : Guardia.

Hr. : Horas.

Km : Kilómetros.

M : Metros.

m2 : Metros cuadrados.

m3 : Metros cúbicos.

Niv. : Nivel.

Pza. : Pieza.

"US$" : Dólares Estadounidenses

TM : Toneladas.

Und. : Unidad.

$/TM : Dólares por Tonelada Métrica



x

RESUMEN

El presente trabajo gira en torno a de la necesidad de contar con un control y elevar la producción

del sistema de acarreo dela mina Los Andes Peru Gold en base a la productividad de los equipos,

teniendo como factor característico el tiempo de cada ciclo de las operaciones. Estas operaciones

se realizan mayormente en el Tajo Diana, PAD y botaderos de la empresa minera la cual consisten

en el carguío y acarreo de la material (mineral y/o desmonte) y el movimiento de material lixiviado.

Se identificará las causas que no permiten que las operaciones sean óptimas, y así una vez

identificadas podremos tomar medidas que nos ayuden a eliminar o minimizar su incidencia en la

productividad, con el fin de mejorar y elevar nuestros rendimientos los cuales nos ayudan a

determinar el punto óptimo para reemplazar el equipo de acarreo de material, está muy relacionado

con el costo de operación, diversos factores de orden interno o externo afectan a las decisiones de

reemplazo del equipo, dentro de ellas se mencionan; factor de inercia, ingeniería, finanzas,

estandarización, costo de energía, economía y los factores de análisis económico.

De los resultados obtenidos se logró determinar demostró ser viable con volquetes volvo

FMX 8 x 4 de 25 m3, logrando reducir significativamente el costo de mantenimiento (4852,7

USD/Flota) y reparaciones (383,84 USD/ Flota) por flota ya que al contar con 2 unidades menos

para alcanzar la meta de producción esto se logra de manera permanente en la operación y podría

ser viable con cualquier marca de volquetes siempre y cuando se trabajen con camiones con las

mismas características de tracción 8 x 4 en relación al volumen transportado

Palabra clave: Transporte y acarreo, dimensionamiento de flota, simulación



xi

ABSTRACT

At the Los Andes Peru Gold mine, the cost of loading and hauling was reported at $ 0.72 / MT,

so it is necessary to optimize the dump truck fleet to obtain a reduction in the costs of the mining

operations mentioned above, with the In order to make an improvement in the production process.

For the study of the project and development of the present thesis, a diverse bibliographic source

was used, from which vital information was extracted in order to find a solution to the problems

that have arisen in the operation, such as the high transportation and haulage costs. , product of

operational delays and downtime due to a bad sizing of the dump fleet.

The present research work seeks a previous simulation to be able to contrast with the reality of

the operation in order to evaluate the viable alternative, managing to optimize the process and

therefore reduce the costs. To this end, they took field data such as the study of time and operational

delays in the process of transporting and hauling ore and dismantling

The information obtained in the field was used to determine the total time of transport and ore

loading and clearing, which through analysis and adjustments was able to determine various

models and calculations for the sizing of the truck fleet.

From the results obtained, it was possible to determine a model which was applied to the reality

of the mine, achieving a significant reduction in costs at 0.57 $ / MT.

Keyword: Transport and haulage, fleet sizing, simulation



12

CAPITULO I

INTRODUCCIÓN

1. ANTECEDENTES Y JUSTIFICACION PROBLEMÁTICA

REALIDAD PROBLEMÁTICA

La Mina Los Andes Gold es un proyecto minero que se desarrolla en el Norte del Perú, el

cual en los últimos años viene incrementado su producción anual en un promedio de 10 000

000 TM de material con una ley promedio de 0.36 Au g/ton y con un tiempo de vida de 10

años. Debido al incremento de la producción, el número de unidades de la flota de volquetes

de 20 m3 se incrementó significativamente, generando un aumento en los costos por alquiler,

incremento de los tiempos muertos, generación de colas, congestión en los puntos de descarga,

incremento del número de incidentes con equipos. Donde la operación de transporte y acarreo

representa casi el 60 % del costo total de minado es de gran interés lograr una mejora en los

rendimientos de equipos y personal involucrado.

En este trabajo de investigación se plantea un estudio del punto óptimo para remplazar los

volquetes de 20 m3 por volquetes de 25 m3 para el acarreo y trasporte de material, donde se

analizarán variables como el costo de operación, factores de orden interno o externo (capital

disponible, impuesto sobre el ingreso, ingeniería, finanzas, estandarización de vías, costo de

estandarización, economía) y los factores de análisis económico (VAN, TIR, B/C).

En la presente investigación muestra una metodología aplicada para la toma de la decisión

en el remplazo de equipos para lo cual el cálculo de producción y costos unitarios de los

volquetes usados el carguío y transporte podrán ser usados en futuras investigaciones en el

anhelo de la mejora continua en la productividad y plan lograr convertirse en una empresa de

mediana minería.



13

1.2. Antecedentes:

A. Aranibar J. (2005) en su exposición “Criterios en la selección de equipos”. 5to Congreso

Nacional de Minería, Huancayo – Perú. Expone que la gran variedad de maquinaria pesada

existente en el mercado, no es una limitante para la selección de maquinarias en un determinado

trabajo, según las condiciones requeridas. Varias empresas mineras continúan operando con

maquinaria que tienen un alto costo de operación y con beneficios muy bajos respecto a otra

maquinaria, que puede ser la más adecuada para el tamaño de la operación. Los grandes avances

en nuevas tecnologías y el desarrollo de maquinaria pesada de mayor potencia y componentes

modernos, permiten el movimiento de enormes cantidades de materiales, dando como resultado

que las operaciones sean menos costosas y opten por estas alternativas.

B. Bazan A. (2016), en su tesis “Calculo del número de unidades de la flota de camiones

en el tajo abierto San Genaro, perteneciente a la Compañía Minera Atacocha” expone que: en

la minería superficial el carguío y transporte de material representa entre el 50% y el 60% de

los costos operacionales del proceso completo de explotación. Por ello, se considera que estos

son los más elevados en toda la operación minera, pues involucran horas máquina, combustible

y operadores para camiones y excavadoras. Así, me he centrado en el estudio de estas fases de

la operación. Gracias a la tecnología que ha evolucionado en las últimas décadas, diversos

sistemas de control y operación de flota brindan un potencial de mejorías en la productividad y

eficiencia. En consecuencia, se genera la disminución en los gastos operativos. Por otro lado,

tenemos la caída del precio de los minerales. Por ello, es necesario optimizar estos costos. Así,

se cumplirán los planes de producción adecuados a nuestro dimensionamiento de equipos y se

disminuirán los costos operacionales. Por ende, se obtendrán mayores beneficios económicos.

C. Palencia E., (2013) “Consideraciones Sobre La Selección Y Cálculo De Producción De

Maquinaria Pesada Para El Movimiento De Tierras” Concluye que: cuando se hacen cálculos



14

para un proyecto de movimiento de tierras debe tenerse en cuenta que primero se tienen que

conocer las condiciones del lugar antes de proceder a la selección de maquinaria, abarcando el

clima y la clase de material de que se compone el suelo ya que en función de estos factores está

el tipo de maquinaria a usar. Al trabajar en proyectos de movimientos de tierras, el renglón más

importante con relación a costos es el de ejecución, el cual está influido por dos factores que

son: El rendimiento de la maquinaria y el mantenimiento. Un mal mantenimiento produce

pérdida de tiempo aumentando así los costos, por lo tanto se debe contar, en el proyecto, con un

buen taller de reparación y un buen equipo personal. Si el rendimiento de una maquinaria es

bajo, debido a que no trabaja la totalidad de tiempo o de horas adecuadas al día, produce un alza

en los costos de ejecución pues llevará más tiempo en terminar la labor asignada, además se

debe emplear el equipo adecuado. Llevando un control de horas trabajadas, se puede saber

cuándo se reemplazará una pieza o cuando se deben chequear cada uno de los sistemas. Lo más

importante al trabajar con diferentes tipos de maquinaria, en las diferentes fases del movimiento

de tierras, es lograr la mejor sincronización entre ellas para obtener así una mayor eficiencia,

ahorrando tiempo y obteniendo un mejor rendimiento debido a que cada una posee un tiempo

de ciclo diferente.

1.3. Marco Teórico

1.3.1. Análisis para la Optimización de procesos.

Es encontrar la mejor solución entre otras posibles alternativas, buscando el mejor modelo

de proceso de ajustes y organización de tareas, para conseguir el costo más bajo, mayor calidad,

en un corto tiempo.

Optimizar procesos abarca tres variables que son: Costo, Calidad y tiempo. La flexibilidad

está asociada a la capacidad de un proceso para cambiar las tres variables.



15

Es importante conocer el tiempo requerido para que el volquete sea cargado, tiempo de viaje

cargado, tiempo de vaciado y tiempo de viaje vacío. Los tiempos de viaje, cargado y vacío,

presentan gran variabilidad, debido a los factores de la vía, el operador, factores del volquete y

la distancia de recorrido. La descripción de los tiempos de viaje para camiones es una actividad

que demanda mucho tiempo, debido a que hay que observar al volquete en la vía, hay que

recopilar datos de tiempo de viaje y luego analizarlos para determinar qué valores representan

mejor las duraciones de estas actividades.

1.3.2. Remplazo De Equipos

El reemplazamiento de equipos, trata de casos en que la eficiencia disminuye con el tiempo

de uso y que puede restablecerse hasta alcanzar un nivel igual a la inicial, mediante algún tipo

de acción correctiva, dentro de algunos modelos podemos mencionar el que se va a estudiar en

la presente tesis es el análisis de sensibilidad económica financiera por la vía del riesgo,

compuesto por el costo de propiedad y el costo de operación.

El factor de acoplamiento nos permite determinar el número de unidades de equipos de

carga y acarreo. Para el reemplazamiento de equipo por lo general no está bien definido

cuando se llega al punto óptimo para sustituir oportunamente la maquinaria, pero está muy

relacionado con el incremento y descenso de la función de costo. De allí la importancia de

toda empresa de tener la base de datos reales de los archivos históricos de la maquinaria

utilizada durante su ciclo de vida, lo cual muchas empresas carecen de esa información.

Entre las causas de reemplazamiento se debe a su deterioro físico, o a los cambios de

necesidad, que lo hagan inadecuado; así como a los adelantos tecnológicos incorporados a

nuevos modelos, frente a los cuales el equipo existente resulte obsoleto y de baja eficiencia, por

lo que se hace necesaria la renovación del equipo minero.



16

Entonces tenemos las siguiente interrogantes ¿Por qué remplazar?, ¿cuándo remplazar?.

Estas dos preguntas son un reflejo de la dinámica de decisiones que tiene un ejecutivo técnico.

Esta problemática se enfrenta desde el punto de vista de la autoridad de mantenimiento. A

menudo se confunde mantención con reemplazo de equipos y a veces se cree que existe un tipo

de mantención a través de reemplazo, esto no es así. En verdad la misión de mantención es la

de conservar los equipos en la mejor forma posible o sea tal como si estuvieran nuevos, evitando

su destrucción o una alteración lesiva al proceso productivo.

Pero muchas fuerzas se oponen a este empeño, de tal modo que más tarde o más temprano el

equipo termina siendo reemplazado. La decisión de reemplazo debe estar liberada lo más posible

de subjetivismos y tendencias particulares. Es imprudente creer que va a ser así, se necesita

proponer algún criterio práctico y sencillo para decidir con objetividad la respuesta a las dos

preguntas iniciales.

1.3.2.1. Valor del equipo

El reemplazo de un equipo debe surgir del cruce histórico de la mantención excesiva y del

valor decreciente del equipo. Aquí se usa el término valor para expresar exactamente la utilidad

relativa que el equipo presta a la empresa al cumplir con el papel que el sistema productivo le

tiene asignado.

En una planta industrial o minera en la cual el equipo es sólo una parte de una red de procesos

variados e integrados de productos múltiples, no es práctico buscar el valor del equipo desde el

punto de vista de su aporte marginal al producto. El "valor" por tanto del equipo, desde el punto

de vista que un sistema equilibrado de precios le ha otorgado un valor de mercado a través de la

inversión inicial. Desde esa perspectiva y sobre la base de ese dato es cómo se inicia la lectura

de la vida del equipo.



17

En primer lugar se debe reconocer que el equipo tiene una vida útil específica, en el curso de

la cual y prestando servicio, el equipo envejece y va paulatinamente perdiendo su valor inicial

hasta llegar al fin de la vida útil, a tener sólo un valor residual muy menguado y casi de desecho.

Esto es particularmente cierto en el caso de equipos industriales que son de características

productivas muy específicas e inadecuadas para usos alternativos. Es por tanto el primer factor

que afecta el valor del equipo la depreciación. Este proceso paulatino puede ser representado

bien por funciones parabólicas de pendiente decreciente hasta el fin de la vida útil.

Esto es así por cuanto en la inauguración del equipo, por cierto la tendencia inicial al

envejecimiento, es reducida, pero va sufriendo incrementos negativos a medida que transcurre

su vida. Pero no cesa allí la pérdida de valor del equipo, pues la depreciación no considera

factores de ocurrencia exógena o privada de la situación específica de dicho bien de capital:

desajustes, cambios en el entorno, ambiente corrosivo, desgastes activos y cambios en la

tecnológica. Estos factores se han agrupado en tres:

a. Obsolescencia, inadecuación e ineficiencia

La obsolescencia afecta al equipo por influencia del progreso tecnológico que tiende a

producir equipos más baratos, de menos volumen, más silenciosos y construidos con materiales

de mayor resistencia específica.

La consecuencia práctica es que será difícil y caro adquirir repuestos, los manuales de

mantenimiento no los consultarán, la capacitación será anacrónica.

El proceso de obsolescencia puede ser representado por funciones exponenciales que tienden

a cero a través de pendientes crecientes. Ello es así, porque teniendo en cuenta una propensión

inicial a la obsolescencia, definida en el momento mismo de la inversión inicial, con el

transcurrir de la vida del equipo el efecto negativo inicial va perdiendo fuerza al crearse los



18

mecanismos internos de defensa en el medio de mantención. La inadecuación afecta al equipo

por influencia de los cambios en el entorno físico productivo.

Efectivamente cada cierto tiempo el rigor de la demanda creciente o las necesidades de

economías en el proceso precipitan cambios de capacidades productivas en los equipos o

instalaciones que rodean al equipo: mayores temperaturas, flujos más veloces, materiales de

diferente acidez y granulometría o agresividad mecánica. El proceso de inadecuación puede ser

representado por funciones de tipo escalón decrecientes que parten de 1 y bajan por escalones

discontinuos cada vez que el entorno afecta la funcionalidad. La ineficiencia afecta al equipo

por influencia del desgaste prematuro de sus componentes esenciales, y consecuente pérdida de

sus juegos, tolerancias y acabado cumplimiento del papel pre asignado.

La consecuencia práctica de ello es la incapacidad creciente del equipo. No se niega que esto

puede ser revertido en algunos casos por tratamientos y reparaciones de recuperación, pero es

precisamente este un punto esencial en el debate sobre reemplazos: ¿A qué costo relativo?

El proceso de declinación de la eficiencia puede ser representado por funciones

exponenciales decrecientes y de pendientes también decrecientes. Esto se debe a que por

naturaleza la ineficiencia inicial es baja, más a medida que transcurre la vida del equipo los

enemigos de la eficiencia van realizando su labor y el efecto es acumulativo.

Estos tres factores, funciones del tiempo, que afectan al valor del equipo se multiplican para

constituir una función compuesta.

De aquí surge que el costo de reemplazo del equipo se calcula afectando con dicho factor el

monto del ya definido para el valor remanente teórico del equipo más los repuestos en existencia.

¿Qué significa ese valor?, significa que la pérdida real o costo imputable por reemplazar el

equipo está representada por dicho producto.



19

b. Rol del mantenimiento

La mantención se aplica a un equipo para cubrir su propia demanda de servicio expresada a

través de fallas, por calendario o por condición. De hecho toda mantención detendrá el equipo,

pero es obvio que una falla genera un tiempo perdido mayor por la naturaleza destructiva de la

falla.

Por otra parte, la mantención predictiva o sea por períodos constantes privilegia la

preparación y la planificación en un marco de intervención programada y por ello generan costos

de mantención directa menores aun cuando no es claro que genere necesariamente tiempos

muertos menores.

El mantenimiento predictivo logra en muchos casos salvar al equipo de fallar y en todo caso

la progresión dinámica de la falla es inevitable, conoce el plazo para fallar y programa una

intervención preparada, planificada y armonizada con el resto del área.

Por su propia naturaleza, y ello es derivación de la práctica industrial, la mantención

predictiva prácticamente elimina los imprevistos reduciendo el tiempos muertos a mínimos y,

por otra parte, origina costos directos de mantención bajos.

Como se ha explicado en otros trabajos los costos de mantención provienen de dos hechos

concretos: el costo directo de intervenir con mano de obra, materiales, contratistas, equipos de

apoyo, energía. Y el costo indirecto por afectar el ritmo productivo o sea del tiempo perdido.

c. Dinámica del remplazo

Mantener es hasta etimológicamente inverso o antónimo de reemplazar y ésta es

precisamente la fuerza de la propuesta para responder a las preguntas iniciales de esta tesis.

Mirando la dinámica del reemplazo desde un enfoque de mantenedores, se debe centrar el

quehacer en evitar o postergar el momento del reemplazo sin caer en cerrazones o caprichos.



20

Por eso es de gran utilidad poder derivar una propuesta sencilla y operable que resuelva el

aparente enigma planteado al comienzo.

Resumiendo lo establecido en los puntos anteriores se concluye que la respuesta al porqué

reemplazar es: "Porque la declinación del valor del equipo comparado con el alto costo de

mantenerlo en servicio favorece el reemplazo". Y la respuesta al cuándo remplazar es: "Cuando

el costo de mantener el equipo supere al costo de reemplazar".

El hecho concreto entonces el reemplazo de un equipo es el resultado de la intersección

histórica de la mantención excesiva con el valor decreciente del equipo, lo cual se expresa en el

cruce de ambas curvas puestas en el eje tiempo costo anual. Esto se muestra en la figura N° 1

Pero es necesario dilucidar con una mayor precisión el enfoque de mantenimiento en esta

dinámica de reemplazo. Así es como queremos enfrentar los factores activos que afectan la

coyuntura definitoria del reemplazo.

Vista la fijación del punto de encuentro de la mantención con el reemplazo en un contexto

de costos asociados, podemos identificar como factores que acercan el punto de encuentro o sea

aceleran el reemplazo: la obsolescencia, la inadecuación y la ineficiencia. Y como factores que

alejan el punto de encuentro, o sea, retardan el reemplazo: el mantenimiento predictivo, la

confiabilidad y el mantenimiento.

La figura Nº 01 contiene un par de familias de curvas logradas sensibilizando las curvas de

la figura Nº 02, ante cambios en los parámetros de las funciones de afectación.

Allí se comprende desde el enfoque del mantenimiento uno de los asertos principales que

hemos venido sosteniendo y es que en equipos de baja calidad de diseño y/o fabricación todas

las mejoras en mantención son de baja influencia y están signadas por la fatalidad del reemplazo:

puntos de encuentros a la izquierda de la figura.



21

Contrariamente, en equipos de buena calidad importa mucho la implantación de métodos y

técnicas avanzadas de mantenimiento en especial el predictivo y la capacitación que influyen

decisivamente en la postergación del reemplazo por lapsos considerables: puntos de encuentro

a la derecha de la figura.

Figura Nº 01. Reemplazo de equipos. Determinación del punto de encuentro.

Fuente El Autor



22

Figura Nº 02. Familias de curvas costos CR y CM. Influencia de calidad equipos y tecnología

de mantención.

Fuente El Autor

1.3.3 Carguío y Transporte

La limpieza y traslado del material roto a su destino final (Pad y/o botadero) se realiza con

excavadoras marca CAT y Volquetes de la marca Volvo y Scania ambos de 20 m 3. Estas

operaciones unitarias representan el mayor porcentaje del costo de minado, por lo cual es

importante que las operaciones previas brinden las condiciones necesarias para que se alcance

la productividad y costos unitarios dentro de lo presupuestado.

1.3.3.1 Carguío del material

Consiste en la carga de material (Mineral o desmonte) del material fragmentado del

yacimiento para conducirlo en los posibles destinos, ya sea al PAD, a la Chancadora, al Stock

pile, o botaderos de estéril. La operación de carguío involucra el desarrollo de una serie de

funciones que aseguran que el proceso se lleve a cabo con normalidad y eficiencia. Esta etapa

del proceso de explotación minera se ocupa de definir los sectores de carga, las direcciones de



23

carguío (A frentes de carga, posición de equipos de carguío y nivel de pisos) y el destino de los

materiales de acuerdo con las leyes de clasificación y tonelaje definidos previamente.

Para esta actividad contamos con equipos de carguío de mediana productividad, con

excavadoras hidráulicas que ejecutan el carguío del material ya sea en un carril o en ambos

carriles, dependiendo las condiciones que exija la operación. La incorrecta selección de un

equipo de carguío en un frente de trabajo repercute en el avance del planeamiento a corto plazo

esto traería consigo un incremento de los costos unitarios del carguío.

Figura Nº 03. Carguío de mineral en Tajo Diana

Fuente El Autor



24

1.3.3.2. Transporte del material

Uno de los principales problemas para el planeamiento de operaciones mineras a cielo

abierto, se adapta a una selección óptima en la combinación de volquetes (match pala-camión)

para así minimizar el costo y tiempo de transportar cantidades de material desde las labores de

la mina hacia su destino. Las distancias desde los diferentes puntos, el avance en la mina, así

como políticas de secuenciación y las especificaciones son parámetros que pueden variar en la

vida real de una mina.

El acarreo o transporte consiste en el traslado de material mineralizado y/o estéril desde el

yacimiento hacia los posibles destinos ya sea al PAD, a la Chancadora, al Stock pile, o botaderos

de estéril.

Figura Nº 04. Recorrido de volquetes de 20 m3 del Tajo Diana al PAD de lixiviación

Fuente El Autor



25

1.3.4. Equipos De Acarreo y Transporte

Los volquetes y camiones son usados para transportar tierra, agregados, roca, y otro tipo de

materiales para la realización de proyectos de construcción. También se cuenta como unidades

de acarreo los tractores con vagón. El camión de volteo más común es el volquete que por lo

general lleva material suelto e hinchado.

Los camiones cumplen una labor eficiente en el transporte de tierra, agregados, roca, mineral

y otros materiales. Estas unidades de acarreo cumplen un óptimo trabajo ya que se desplazan a

velocidades relativamente altas y a la vez pueden trasladar grandes volúmenes de material.

Los camiones se pueden clasificar por lo siguiente:

Tamaño y tipo de motor – gasolina, diesel, butano, propano.

Número de velocidades (cambios de velocidad)

Tipos de manejo – dos ruedas, cuatro ruedas, seis ruedas, etc.

Número de ruedas y ejes.

Métodos de descarga - descarga posterior, descarga lateral

Tipo de material a transportar – tierra, roca, mineral, etc.

Capacidad, en toneladas o metros cúbicos

a. Camiones tipo de motor

Además, según la capacidad de tonelaje transportado se puede clasificar en camiones para

carreteras y para fuera de carreteras.

Una adecuada combinación de los factores mencionados ayudará a seleccionar al equipo que

más se adecue a las condiciones de una faena en específico.

Los camiones que transitan por los caminos tienen velocidades mayores a los 70 km/h, pero

los destinados a trabajos pesados en faena de hasta 60 km/h. Los camiones utilizados para el



26

transporte de la tierra excavada, son normalmente del tipo de vertido trasero. Sin embargo, son

tres los sistemas de volteo de material.

Volteo posterior. Se adaptan a cualquier tipo o tamaño de camión, cargando cualquier

tipo de material. Los que cargan roca están implementados con una caja más reforzada o de

doble fondo y no cuentan con puerta posterior; el fondo se levanta en la última parte para que

suelte el material. Puede trabajar en áreas pequeñas y vaciar fácilmente al borde de botaderos o

en tolvas. El mecanismo de volteo consiste en un pistón accionado por una presión de aceite, la

que es suministrada por una bomba conectada a una toma fuerza que traen los camiones en la

caja de cambio. Su única limitación es que no puede vaciar al borde de caminos angostos por

no poder estacionarse.

Volteo lateral. Tiene las mismas aplicaciones que el volteo posterior más la posibilidad

de vaciar material en caminos angostos. Uno de los problemas que se presentan es que al vaciar

en terrenos planos, el material se escurre bajo las ruedas y las traseras deben transitar sobre él

produciendo su deterioro. Su capacidad de acomodarse para vaciar y la descarga propiamente

tal, son más rápidas que con el volteo posterior.

Volcamiento por el fondo (vagones). Utilizado para el carguío de cualquier terreno que

no contenga piedras de gran tamaño; no sirven para cargar roca partida, porque el impacto es

recibido directamente por el mecanismo de puertas que forman el fondo de la tolva. Se

caracterizan porque su vaciamiento es rápido y sobre la marcha.

Los camiones preferiblemente deben poseer tracción en las cuatro ruedas, para que sean

capaces de vencer condiciones difíciles del terreno y circular con cierta rapidez sobre carreteras

pavimentadas.



27

Los camiones sustentados sobre dos ejes son más aceptados, ya que permiten una mejora en

el manejo y reducción el círculo de giro; la carga del eje trasero, cuando la carga es importante,

tiende a ser más alta que en los camiones de tres ejes. Sin embargo, en la actualidad, los

neumáticos de gran tamaño montados sobre ruedas gemelas son capaces de soportas esas

grandes cargas, lo que hace al camión de dos ejes un vehículo versátil en cualquier circunstancia,

excepto cuando el suelo es muy blando.

Los vehículos de tres ejes solamente resultan indispensables cuando la capacidad del suelo

es limitada, tal como ocurre en arcillas y suelos de grano fino. Estos camiones son más costosos

que los de dos ejes, debido a la dificultar de acoplar las ruedas de un gran diámetro en un chasis

relativamente corto.

b. Características Incidentes en la Elección de la Máquina

La elección del sistema de transporte, depende de muchos factores, entre ellos se pueden

nombrar:

Clase de material a transportar.

Volumen del material a transportar.

Tiempo disponible.

Tipo y capacidad del equipo de carguío.

Forma y amplitud de lugares de carga y descarga.

Condiciones de operación, ya sea distancia de transporte, calidad y gradientes del

camino.

Los camiones representan la unidad de transporte que puede llegar a mayor distancia, sin

embargo, en general cada kilómetro adicional a una distancia de 10 km, significa un costo

importante en el movimiento y transporte de tierras. Con respecto a la elección del tamaño del



28

camión, se puede decir que este suele estar entre 3 a 10 veces el tamaño de la cuchara cargadora,

siendo 5 un valor medio. Pero la elección final del tamaño del camión a utilizar dependerá de la

experiencia adquirida de otras obras u obras anteriores, con suelos de características diversas y

con distintos tipos de equipos de maquinarias.

Como ya se mencionó, existen distintos tipos de tamaños de camiones, pudiéndose dividir

en unidades pequeñas y unidades de gran tamaño. Las unidades pequeñas presentan ventajas y

desventajas, las que pueden influir al momento de su elección:

Ventajas:

Fáciles de maniobrar.

Desarrollan mayores velocidades.

Existe una menor pérdida de producción cuando una unidad queda fuera de servicio.

Facilitan el ajuste del número de vehículos con la producción del equipo de carguío, lo

que implica menos cantidad de tiempo ocioso entre equipos de carguío y transporte.

Desventajas:

Hay más dificultad para cargar unidades pequeñas que grandes, lo que se traduce en un

menor rendimiento del equipo de carga.

Se necesitará un mayor número de operadores.

Habrá más unidades trabajando, lo que produciría una mayor congestión en lugares de

carga y descarga. Además de significar un mayor capital invertido.

Se incrementarán los gastos de mantenimiento y reparación, así como los gastos por

stock de repuestos.

El rendimiento de un camión será igual a la cifra promedio resultante de m3/hrs transportado

en un largo período y depende de: la capacidad del camión, esponjamiento del suelo, tiempo



29

empleado en el ciclo de trabajo y de la eficiencia de la administración de la faena. Sera calculado

con la siguiente formula.

𝑅 =60 ∗ Q ∗ E

T; (𝑀3/ℎ)

Dónde:

R= Rendimiento en m3/hora (medidos en banco)

Q=capacidad de la máquina en m3

E= factor de rendimiento de Trabajo.

T= Tiempo empleado en un ciclo completo (minutos).

El tiempo de un ciclo completo será.

T=T1+T2+T3+T4

Dónde:

T1.- Tiempo empleado en maniobras de acomodo.

T2.- Tiempo de Carga.

T3.- Tiempo Empleado en acarrear el material.

T4.- Tiempo empleado por la maquina vacía durante el regreso.

Las etapas del ciclo de trabajo son: carguío del camión, viaje de ida, descarga, viaje de

regreso, colocación



30

Figura Nº 05: Volquete FMX VOLVO 450 20 m3

Fuente El Autor

1.3.5 Determinación de rendimientos

Se define como “la cantidad o magnitud producida, en un tiempo determinado”. Quizá una

mejor definición de estas palabras puede ser, “el trabajo útil ejecutado”. Matemáticamente se lo

puede determinar mediante la siguiente ecuación:

𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 = 𝐶𝑎𝑛𝑡𝑖𝑑𝑎𝑑

𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜

Donde:

Cantidad: expresado en volumen, toneladas, longitud, unidad, etc.

Tiempo: expresado en días, turnos, horas, etc.



31

1.3.5.1 Factores que intervienen en el rendimiento

Debido a la complejidad del trabajo existen múltiples factores que afectan el rendimiento,

entre los más importantes tenemos:

a. Factores que tienen un efecto negativo

Son factores que influyen negativamente en el rendimiento como por ejemplo:

1. Cansancio por sobre tiempos

2. Cambios durante la ejecución del trabajo

3. Complejidad en la ejecución del trabajo

4. Congestionamiento del tránsito debido a la gran cantidad de unidades.

5. Falta de supervisión del trabajo

6. Material a transportar mal volado o en tamaños inadecuados para su transporte.

7. Condiciones climáticas inadecuadas

8. Malas condiciones en la zona de trabajo, como la escasez de iluminación.

9. Excesiva rotación del personal

10. Falta de materiales, equipos, herramientas y repuestos cuando se necesitan.

11. Falta de personal capacitado

12. Falta de motivación

13. Interrupciones no controladas (ida a los servicios, café, etc.)

b. Factores que influyen positivamente en el rendimiento

Algunos de los factores que ayudan a mejorar el rendimiento son los siguientes:

1. Capacitación del personal

2. Innovación de técnicas de operación del equipo

3. Planificación adecuada

4. Programas de motivación del personal



32

5. Adecuado mantenimiento de los equipos

6. Diseños de vías y zonas donde el trabajo se realiza con mayor comodidad

7. Mejor fragmentación de la roca volada

8. Planificación adecuada del mantenimiento de los equipos

1.3.6. Factor de Acoplamiento (Match Factor)

En un sistema pala-camión el indicador más importante es aquel que refleja la relación

(ratio) entre la productividad de la pala (servidor) y la productividad de las unidades de

transporte.

Determina el número de camiones a través de la utilización de este indicador entre la

productividad de un cargador y la productividad de una flota de camiones. La productividad de

una unidad (pala o camión) se define como directamente proporcional a su capacidad de carga

e inversamente proporcional al tiempo de ciclo. Por su parte, el tiempo de ciclo de los vehículos

es la suma del promedio de los tiempos de tránsito, carga y descarga; se excluyen los tiempos

de espera producto de los efectos de la congestión.

Una extensión generalizada para el cálculo de este indicador denominada como Factor de

Acoplamiento o “Match Factor”. Se observa la fórmula utilizada para el cálculo del factor de

acoplamiento (MF). Este indicador se define como el calce entre la productividad de la flota

de cargadores (no se limita a un solo cargador) y la flota de transporte para un sistema en

particular. Además, se supone una flota de camiones y palas homogénea, tiempos de espera

promedio para los ciclos de las unidades y se excluyen los tiempos de espera producto de la

congestión.

MF=número de camiones× (tiempo de ciclo pala) número de palas× (tiempo de ciclo camión)



33

Desde el punto de vista de la eficiencia de las unidades del sistema, son tres los posibles

resultados del indicador MF:

Sobredimensionamiento de las unidades de carga o palas (MF<1), implicando el máximo de

utilización de los vehículos de transporte, pero una subutilización de las unidades de carga.

Sobredimensionamiento de la flota de camiones (MF>1), implica máxima utilización de las

unidades de carguío, pero una subutilización de la flota de vehículos. Los tiempos de espera

(congestión) serán crecientes en relación al tamaño de la flota.

Acoplamiento (MF=1), corresponde al calce perfecto en términos de productividad

entre ambos conjuntos de unidades.En la Figura 06. Se muestra gráficamente la relación entre

ambas funciones de productividad y como estas influyen sobre indicador de eficiencia de las

unidades. En la práctica, es común saturar el equipo de carguío (MF > 1), dado que presentan

mayores costos que los de los equipos de transporte.

Figura Nº 06. Factor de acoplamiento

Fuente El Autor



34

La dificultad de utilizar esta metodología para el dimensionamiento de la flota de camiones,

haciendo uso del indicador MF, se reduce a determinar los nuevos tiempos de viaje de los

nuevos escenarios a predecir para un valor del indicador en particular.

En investigaciones recientes se han incorporado extensiones al cálculo del indicador MF

donde se consideran flotas heterogéneas de cargadores, flotas heterogéneas de transporte o

ambos casos simultáneamente (Burt y Caccetta, 2007). Si bien se obtienen mejoras en la

asertividad de la predicción del tamaño de la flota, no se hace referencia a las diferencias en

productividad entre operaciones con flota homogénea y flota heterogénea.

1.3.7. Teoría de Colas

Las demoras asociadas a cualquier tipo de servicio (oferta) son inevitables en caso de que

estos respondan a demandas no predecibles. Adicionalmente, tanto los procesos de llegada de

aquellas entidades que requieren de servicio, como el proceso de atención del sistema al cual

pertenecen están gobernados por leyes probabilísticas que pueden ser conocidas o

desconocidas.

Dado el carácter estocástico del sistema, el costo de proveer la suficiente capacidad para

evitar todo tipo de demoras es infinito. Por lo tanto, el desafío está en diseñar un sistema de

servicio tal, que logre el balance requerido entre los costos operacionales y las demoras sufridas

por los demandantes del servicio.

La Teoría de Colas, o teoría de la congestión, es la rama de la investigación de operaciones

que estudia las relaciones entre las demandas asociadas a un determinado sistema y las demoras

asociadas a los usuarios de este mismo (Larson y Odoni, 1983). Su origen se basa en las

investigaciones del científico danés Agner Krarup Erlang en el año



35

1909, cuyo fin era analizar la demanda de servicio telefónico en la ciudad de Copenhague,

Dinamarca.Entre los años 1950 y 1980 se desarrollaron los mayores aportes en la investigación

de la teoría de colas. Según Larson y Odoni (1983) el estado del arte se resume en el siguiente

cuatro puntos:

1. La mayoría de los importantes resultados existentes en la teoría de colas se han obtenido

para condiciones de equilibrio del sistema o comúnmente llamado estado estacionario o de

régimen.

2. Es usual que el investigador se deba enfrentar a la decisión de escoger entre modelos

matemáticos realistas para los cuales en la mayoría de los casos no es posible obtener

resultados, ó la utilización de modelos simplificados cuya validez de los resultados es

cuestionable.

3. Los resultados más exactos se obtienen cuando los tiempos entre llegadas o los tiempos

de atención, o ambos tiempos, distribuyen exponencial negativa.

4. La modelación de teoría de colas es precisa en estimar el valor esperado de los tiempos

de espera o el número de usuarios de un determinado sistema, pero sus resultados no son lo

suficientemente acertados al momento de calcular las distribuciones de probabilidad.

Es importante mencionar que los estudios de teoría de colas se basan en modelos

matemáticos que buscan representar un determinado sistema del mundo real a través de

simplificaciones y aproximaciones de las diferentes variables que lo conforman. Los resultados

del análisis deben ser considerados como referencia para la toma de decisiones sobre el sistema

real.



36

1.3.8 Definición de términos básicos

1.3.8.1 Carguío

Es la acción de cargar los equipos de acarreo, utilizando equipos de alta capacidad, como

excavadoras hidráulicas, cargadores frontales, palas, etc.

1.3.8.2. Acarreo o transporte

Consiste en transportar diferentes tipos de materiales (desmonte, mineral, cobertura orgánica,

roca, etc.), sobre un camión o volquete por rutas ya establecidas, desde la zona de carguío hasta

la zona de descarga.

1.3.8.3. Empuje

El empuje en el botadero se lo realiza según el diseño establecido en los planos y de acuerdo

con los requerimientos descritos en las especificaciones. El empuje se lo realiza con tractor y

consiste en esparcir de forma pareja el material dejado por los volquetes en las zonas de

descarga, se tendrá en cuenta los límites de descarga dejados por topografía cuando se empuje

el material descargado.

1.3.8.4. Banco de material

Zona donde se encuentra el material hacer cargado y acarreado, ya sea como mineral o

desmonte, en el cual es necesario conocer las clases de suelos existentes en la zona, así como el

volumen aproximado de material o materiales, que pueden ser extraídos, removibles y

utilizables.

1.3.8.5. Material mineral

Material con buena cantidad de mineral, la cual es llevada a las pilas de lixiviación o PAD,

para luego ser procesadas. Es de este material de donde se extraen el oro y plata (DORE).



37

1.3.8.6. Material desmonte

Material con poca o ninguna cantidad de mineral, no siendo rentable levarlos a la etapa de

producción. Este material es llevado a depósitos de desmonte, para finalmente hacer los trabajos

de cierre de minas, reclamaciones finales.

1.3.8.7. Talud

Cualquier superficie inclinada respecto a la horizontal que adopten permanentemente las

masas de tierra. Estas pendientes pueden ser naturales o construidas según diseño.

1.3.8.8. Material en banco

Es el estado en que se encuentra un material que no ha tenido ningún tipo de perturbación

inherente al proceso.

1.3.8.9. Material suelto

Es el estado en que se encuentra un material que ha tenido, al menos, una perturbación

generada por cualquiera de las actividades propias del proceso.

1.3.8.10. Rendimiento

La producción o rendimiento de una maquina es el número de unidades de trabajo que realiza

en la unidad de tiempo, generalmente una hora.



38

2.1 PROBLEMA GENERAL

¿Cómo optimizar el proceso de carguío y transporte de material, mediante el remplazo de

volquetes de 20 m3 por volquetes de 25 m3 en la mina los Andes Perú Gold - Huamachuco?

3. HIPOTESIS

Con el óptimo criterio de reemplazo de volquetes de 20 m3 por volquetes de 25 m3 se logrará

optimizar las operaciones con reducción de los costos operativos en un 15 %, así como la

disminución de incidentes por equipos.

4. OBJETIVOS

4.1 Objetivo general

Reducir los costos de en las operaciones de carguío y transporte mediante el remplazo óptimo

de volquetes.

4.2 Objetivos específicos

Determinar los ciclos de operatividad de los volquetes de 20 m3

Evaluar de manera práctica y teórica los volquetes de 25 m3 a seleccionar en un

mercado amplio de proveedores.

Determinar el punto óptimo de reemplazo oportuno de los volquetes.

Realizar un análisis financiero de los equipos en el costo de operación para el

reemplazo oportuno de volquetes.

Evaluar y decidir sobre la compra y/o alquiler de equipos de transporte y acarreo para

la operación minera.



39

CAPITULO II

MATERIALES Y METODOS

2.1. Material de Estudio

Todas las pruebas realizadas para llevar a cabo este proyecto se efectuaron en la “Mina

El Toro”.

2.1.1. Ubicación y acceso del área de estudio.

Se ubica en el Cerro el Toro, región La Libertad, provincia de Sánchez Carrión, distrito de

Huamachuco. Las altitudes oscilan entre 3250 a 3580 msnm, en el Distritito de Huamachuco,

Provincia de Sánchez Carrión, Región La Libertad (Norte del Perú), dentro de los

cuadrángulos de Cajabamba 16-G. La propiedad consiste de 09 concesiones mineras que

cubren una superficie de 4,500 Hs. Beneficio con fines de remediación de pasivos ambientales

y explotación piloto inician en el 2011. (Ver Figura 6)

Figura Nª 6: Ubicación y Acceso a la Mina El Toro

Fuente: Minera Los Andes Perú Gold- El Toro



40

2.1.2. Flujograma de Estudio del proyecto.

Figura Nª 7 Flujograma de Estudio

Fuente El Autor.

Se sustenta debido a que se tiene bajo los siguientes parámetros: bajas colas, alta disponibilidad,

menor consumo de combustible, etc.

Según la evaluación se

necesita equipos de mayor

capacidad para lograr optimizar la

actividad

Se continua como

se está trabajando

debe tener buenos

indicadores.

INICIO

Calcular el rendimiento de los volquetes 20 m3 para el

acarreo en minería a cielo abierto

Realizar un análisis de costos y beneficios del número de volquetes de 20 m3 usados en la operación.

Se sustenta la

utilización de

volquetes de 25 m3 de

capacidad

SI NO



41

2.1.3. Métodos, instrumentos y procedimientos de análisis de datos

2.1.3.1. Recolectar la información y definir el modelo conceptual

Una etapa fundamental en el desarrollo de un modelo de simulación es la recolección de

datos.

Tener datos confiables que representen lo que realmente está pasando en el sistema real es

tan importante como tener la lógica del sistema correctamente comprendida.

Si estos datos no se toman correctamente es difícil que el modelo se pueda validar con la

realidad del sistema. Por eso es común decir: “si entra basura., sale basura”.

En los modelos de simulación los datos que comúnmente se suelen adquirir son:

Tiempo entre llegadas

Demandas

Tiempos de carga y descarga

Tiempos de procesamiento

Tiempos entre fallas

Número de servidores

Tiempos de reparación

Tiempos de viaje

Porcentaje de partes que no pasan la inspección

Porcentaje de entidades que requieren distintos servicios, entre otros.

2.1.3.2. Método para la adquisición de datos

Para realizar una gestión eficiente de recolección de datos habría que seguir los siguientes

pasos:



42

2.1.3.2.1. Calculo de Ciclo de Acarreo y Transporte

La determinación de los tiempos de viaje es una actividad que consume mucho tiempo

debido a que hay que observar el volquete en la ruta, hay que recopilar datos de tiempo de

viaje y luego analizarlos para determinar qué valores representan mejor las duraciones de estas

actividades. Usualmente, estos tiempos de viaje son utilizados en modelos de simulación para

el análisis de las operaciones. La precisión de los resultados obtenidos de estos análisis

depende grandemente de los tiempos de viaje que han sido utilizados para alimentar el

modelo.

Figura Nº 8. Flujo del ciclo total de volquetes

Fuente El Autor

La limpieza de mineral y/o desmonte se realiza del tajo Diana hacia las zonas de descarga.

La limpieza en los frentes de excavación conforma las dos operaciones de carguío y acarreo de

material. El carguío del material (mineral o desmonte) se realiza en dos carriles y el tiempo de



43

carga aproximado por volquete está en un rango de minutos. El circuito de transporte se realiza

en 1 tramos, el primero es de la zona del tajo hacia el botadero o pad.

Las distancias aproximadas del tajo Diana al pad es de 5,5 kilómetros, de igual modo la

distancia al botadero es de 3.3 kilómetros. El estado de las vías es uno de los factores

predominantes para la optimización en el transporte manteniendo el ancho operativo adecuado

de 6 metros, siendo la gradiente máxima en las rampas de 10%. Para el cálculo de tiempos de

los ciclos usamos la siguiente formula:

Ttc = TC + Trcc + TD + Trsc

Donde:

TC: Tiempo de carguío

Trcc: Tiempo de recorrido con carga

TD: Tiempo de descarga

Trsc: Tiempo de recorrido sin carga

Ttc: Tiempo total del ciclo

Figura Nº 9: Ciclo de viajes en Operaciones Mina

Fuente El Autor



44

2.1.3.3. Criterios de selección

Los criterios que se aplican en la evaluación de los equipos de los proveedores y/o empresas

especializadas determinan la eficiencia y reducción hidráulica de la maquinaria, así como el

comportamiento de la maquinaria en la zona de trabajo.

2.1.3.3.1. Determinación de características fundamentales del equipo de acarreo

volquete 20 m3

Los datos fundamentales necesarios como insumo para el modelo pueden ser medidos en el

campo usando procedimientos mecánicos o en un laboratorio usando dinamómetros. Los

fabricantes de equipos miden estos parámetros, pero no los publican y los utilizan para generar

las curvas de rimpull, las cuales pueden ser ajustadas antes de ser publicadas. El no publicar

los datos fundamentales se debe al alto nivel de competitividad de la industria. Los fabricantes

buscan crear el equipo más eficiente sin darles detalles a la competencia. Sin embargo, estos

parámetros se pueden estimar haciendo algunas presunciones y por medio de ingeniería

inversa.

Típicamente, el fabricante especifica la potencia que un volquete de 20 m3 puede generar a

cierto número de revoluciones por minuto (RPM). El fabricante también provee la potencia

teórica del motor sin implementos. Un ejemplo de estas curvas se muestra en la figura Nº 11.

Los datos necesarios para calcular la eficiencia, es la curva de rimpull, las revoluciones por

minuto certificadas (Rated RPM) y la potencia máxima a ese valor RPM, datos que

usualmente publica el fabricante. El RPM es el valor al cual se obtiene la máxima potencia

que el motor puede generar.



45

Figura Nº 10. Curva de rimpull y eficiencia teórica del volquete de 20 m3

Fuente Volvo performance handbook.

2.1.3.4. Equilibrio entre el tamaño de los volquetes y los equipos de carga

Con el fin de desarrollar eficazmente el movimiento de tierras, entre las unidades de carga y

de transporte, debe de existir entre éstas un cierto equilibrio.Una regla muy extendida es que el

número de casos de material que debe de depositar el equipo de carga sobre la unidad de

transporte debe estar comprendido entre 3 - 6. Esta relación de acoplamiento queda justificada

por:

• El tamaño de la caja no es demasiado reducido con respecto al del caso, resultando así

menores los derrames e intensidad de los impactos sobre la unidad de transporte.



46

• El tiempo de carga no es demasiado pequeño y, por la tanto, no se produce una mala

saturación del equipo de carga.

2.1.4. KPI (Key Performance Index).

Un KPI, del inglés key performance indicator, conocido como indicador clave de

desempeño, (o también indicador clave de rendimiento) es una medida del nivel del

desempeño de un proceso; el valor del indicador está directamente relacionado con un objetivo

fijado de antemano. Normalmente se expresa en porcentaje.

Un KPI se diseña para mostrar "cómo" se progresa en un aspecto concreto; en ese sentido

indica rendimiento. Existen KPI para diversas áreas de una empresa: compras, logística,

ventas, servicio al cliente... Las grandes compañías disponen de KPI que muestran si las

acciones desarrolladas están dando sus frutos o si, por el contrario, no se progresa como se

esperaba.

Los indicadores clave de desempeño son mediciones financieras, o no financieras,

utilizadas para cuantificar el grado de cumplimiento de los objetivos, reflejan el rendimiento

de una organización y generalmente se recogen en su plan estratégico. Estos KPI se utilizan

en inteligencia de negocio para reflejar el estado actual de un negocio y definir una línea de

acción futura.

El acto de monitorizar los indicadores clave de desempeño en tiempo real se conoce como

«monitorización de actividad de negocio». Los indicadores de rendimiento son frecuentemente

utilizados para "valorar" actividades complicadas de medir como los beneficios de desarrollos

líderes, compromiso de empleados, servicio o satisfacción.



https://es.wikipedia.org/wiki/Medici%C3%B3n

https://es.wikipedia.org/wiki/Planeamiento

https://es.wikipedia.org/wiki/Plan_estrat%C3%A9gico

https://es.wikipedia.org/wiki/Inteligencia_empresarial

47

Los KPI suelen estar ligados a la estrategia de la organización (ejemplificadas en las

técnicas como la del cuadro de mando integral). Los KPI son "vehículos de comunicación";

permiten que los ejecutivos de alto nivel comuniquen la misión y visión de la empresa a los

niveles jerárquicos más bajos, involucrando directamente a todos los colaboradores en la

realización de los objetivos estratégicos de la empresa.

2.1.5. Determinación de la producción Excavadora – Volquete.

La producción de un volquete o de cualquier equipo de acarreo, puede ser calculada

fácilmente. La capacidad colmada, los límites de carga, o un eficiente carguío y el tiempo que

le toma cargar un volquete también deben ser estimados.

Para balancear la operación Excavadora – volquetes, se debe tener en cuenta la capacidad

de descarga de cada volquete y la capacidad del cucharón del cargador. Existen muchos tipos

de análisis para determinar la producción de los volquetes o camiones en función de cualquier

cargador.

El método que se presenta considera que para una eficiente operación con un efectivo

balance entre los cargadores y los volquetes, al cargador le debe tomar entre tres y seis

cucharadas llenas para llenar el volquete. Si le toma menos de tres, el tiempo de parada del

cargador va a ser relativamente largo, y no va a trabajar con la producción esperada. En el otro

caso, si le toma más de seis cucharadas el llenado del volquete, entonces el operador del

volquete va a estar improductivo mucho tiempo en el carguío.

Según este análisis existen muchos factores que deben ser considerados en la selección de

cargadores y volquetes, y a la vez existen numerosas combinaciones posibles entre ellos. Los

pasos a seguir son:



https://es.wikipedia.org/wiki/Cuadro_de_mando_integral



https://es.wikipedia.org/w/index.php?title=Misi%C3%B3n_empresarial&action=edit&redlink=1

https://es.wikipedia.org/w/index.php?title=Misi%C3%B3n_empresarial&action=edit&redlink=1

48

1. Comenzar conociendo el tipo de construcción que se va a realizar;

2. Considerar las condiciones locales de carguío y transporte;

3. Seleccionar el equipo correcto que se va a utilizar en la operación;

4. Determinar los costos de operación y la producción de las diversas combinaciones

posibles de los equipos que se tienen a disposición; y

5. Seleccionar la combinación del equipo que va a proveer la más eficiente y económica

solución a la operación.

2.1.6. Procedimiento de selección de equipos.

1. Operaciones a realizar por los cargadores y volquetes:

a. Cantidad del material – cuanto se va a mover. La empresa CORDEJAC tiene un plan

de producción mensual de 50 916 tm de mineral y 41 415 tm de desmonte, adicionalmente

será necesaria la presencia de volquetes para el traslado de material lixiviado con una cantidad

de 14 590 tm.

b. Condición natural del material – si puede ser manipulado, o si el material puede ser

mejor manipulado trabajándolo antes del movimiento.

c. Distancia a mover el material – si va a ser movido a una locación específica para su

depósito, o si el material va a ser eliminado en algún botadero específico.

Tabla 1. Distancias Promedio

DISTANCIAS PROMEDIO

tajo Diana - PAD fase 2 5,5 KM

tajo Diana - Botadero norte 3,3 KM

PAD fase 2- Dinamico 1 2,96 KM

Fuente El Autor



49

2. Condiciones locales para carguío y transporte:

El terreno entre la zona de carga y el lugar de depósito del material – conocimiento de la

variación de pendiente y el alineamiento de curvas en rutas factibles.

a. Superficies de recorrido – cuál es la resistencia al rodamiento y a la tracción esperada,

se puede desarrollar como una ventaja.

3. Alternativas factibles de equipos.

a. Cargadores – Tipos y tamaños que deben ser considerados para la operación.

La Empresa cuenta con excavadoras que realizan el trabajo de carguío dentro de la cuales

desatascan las CAT 374 y Volvo 750 DL, con los que se realiza el trabajo de carguío de

material.

b. Volquetes – Tipos y tamaños que pueden ser usados con las alternativas de cargadores

para las condiciones del sitio. Se realizará una elección de equipo, según las características, los

equipos que se tienen planeados trabajar son de la marca Volvo, se evaluará las condiciones de

las vías, radios de curvatura de la mina para su elección.

4. Determinaciones para cada combinación excavadora – volquete escogida en el punto

anterior para lo cual se tomó como muestra la excavadora VOLVO 750 DL de capacidad de

cuchara de 5,16 m3

a. Máxima productividad de la excavadora:

Qmax-1 = (SAE tamaño del cucharón) x F x (60/CT1)

Donde:

Tamaño del cucharón 5,16 m3.

Qmax-1 = Producción máxima de la excavadora, m3/hora.



50

CT1 = Ciclo de la excavadora (min), 50,3 seg = 0,83 minutos.

F = Factor de llenado del cucharón (90%).

Qmax-1 = (5,16) x 90% x (60/0,83).

Qmax-1 = 335,7 m3/h

b. Cálculo del tiempo de carguío (LT) para volquetes teniendo en cuenta la máxima

productividad del cargador:

LT (min) = (Vh x 60) / qmax-1

Donde:

Vh = m3/ciclo. La productividad máxima de un cargador es usada porque el tiempo de

carguío es relativamente corto y asumiendo que no debe ocurrir paradas entre el principio y el

final del carguío de un volquete.

Vh = 5,16 m3/ciclo x 90% = 4,64 m3/ciclo

LT (min) = (4,64 x 60) / 335,7 = 0,83 minutos.

La ruta de acarreo, pendientes y el peso de la carga a transportar. Cálculo de las resistencias

de acarreo, velocidades y tiempos de viaje tanto cuando los equipos están cargados o vacíos a

través de varios segmentos de la ruta.

Las velocidades de acarreo de los volquetes de 20 m3, de las diferentes contratas que operan

la mina El Toro son variables debido a los modelos y marcas de delos equipos (Ver Anexo 4)

de las cuales sacamos un promedio:

Velocidad máxima de ida cargado = 15 km/h

Velocidad máxima de retorno vacío = 39,4 km/h

Cálculo del tiempo total del ciclo de un volquete (CTh), tomando en cuenta los tiempos de

aceleración – deceleración – frenado y volteo (usando los tiempos fijos (FT) o utilizando las



51

velocidades máximas del reglamento interno de la compañía y el tiempo de descarga (DT) (1,5

minutos). Luego, la mejor aproximación del tiempo del ciclo del volquete es:

CTh = LT + HT + DT + RT, min.

Donde:

HT = Tiempo total de acarreo, volquete lleno.

RT = Tiempo total de retorno, volquete vacío.

Y el tiempo del ciclo normal, incluyendo las líneas de espera para el cargador y la

eficiencia del trabajo del conductor, fw, puede ser hallada por:

Fw, es el valor promedio de la eficiencia del trabajo del operador, 80%.

(CTh)n = CTh / fw, min.

(CTh)n = 6 / 80% = 7,5 min.

f. Cálculo de la productividad máxima (qh) y la normal (qh) n del volquete como sigue:

Qmax h = (Vh / CTh) x 60, m3/hora.

Qmax h = (4,64 / 6) x 60 = 46,4 m3/hora.

(qh)n = qmax h x fw, m3/hora.

(gh)n = 46,4 x 80% = 37,12 m3/hora.

g. Número de volquetes que se necesitan para cada cargador basado en previas

determinaciones y si los cargadores o los volquetes van a tener mayor incidencia en la

productividad de la operación. El número teórico es:

N = (CTh)n - LT + 1

LT

N =7,5 – 0,83 + 1 = 9,03

0,83



52

El cual generalmente no resulta un número global, por lo que debemos escoger un

número de unidades de acarreo, Nh, como el número inmediato superior al teórico.

Nh ≥ N, si gobierna el cargador.

O la elección del número inmediato inferior:

Nh < N, si gobiernan los volquetes.

h. Cálculo del costo por unidad de material movido por cada combinación cargador–

volquete, usando los costos directos del equipo y del operador y los costos indirectos con

las tolerancias para estimar los costos por demoras.

a. Selección de la combinación cargador – volquete más apropiado basándose en los

resultados obtenidos en el punto anterior:

b. Se tomará en cuenta la selección más económica de todas las combinaciones para

esta operación.

2.1.7. El efecto del tamaño de los volquetes en el costo del movimiento de tierras.

El tamaño de los volquetes, es directamente proporcional al consumo de combustible,

aceites, y consumibles en estado líquido, además el costo de repuestos en algunos casos es

variable y superior según el modelo del equipo.

El costo es mayor mientras mayor sea el tamaño del equipo, por ejemplo en el

combustible que es donde el ratio de gal/hr es superiores:

Volquete FMX 8x4 Cap. 20 m3: 4,0 gal/h.

Volquete FMX 8x4 Cap. 25 m3: 4,6 gal/h

En una hora de trabajo un volquete 8x4 de 25 m3 consume 0,6 gal/h más que un

volquete 8x4 20 m3, que es un poco más pequeño, sin embargo se considera que el

volumen y tonelajes son mayores según el tamaño del equipo.



53

Un volquete según la distancia de acarreo puede hacer un viaje, esto sin importar la

capacidad o el tamaño del equipo, las velocidades serán las mismas, por lo cual se puede

hacer un cálculo comparativo de los equipos en función al ratio de combustible y la capacidad

del mismo

Tabla: 2: Cálculo comparativo de los equipos en función al ratio de combustible y

la capacidad.

VOLVO VOLVO

8x4 8x4

CAPACIDAD MAX.

(TMH) 38 47,5

RATIO DE

COMBUSTIBLE 4,2 4,7

Fuente: Volvo performance handbook.

Ratio de combustible GAL – H / T. con una densidad de material de 1.9 TM/M3

Volquete FMX 8x4 Cap. 20 m3: 4,2 / 38 = 0,110 gal - h/t

Volquete FMX 8x4 Cap. 25 m3: 4,7/47,5 = 0,098 gal – h/t

El siguiente dato demostrará el ahorro en tiempo y dinero, en relación entre un volquete

FMX 8x4 Cap. 25 m3 y un volquete FMX 8x4 Cap. 20 m3, para mover un total de 1 000 m3

de material.

Capacidad volquete 8x4, 25 m3 (90% de factor de llenado = 22,5

Capacidad volquete 8x4, 20 m3 (90% de factor de llenado) = 18,0

Costo de combustible, 2,78 US$/gal.

Ciclo de viaje para ambos equipos, 1,28 horas.

Los costos para un volquete 8x4 Cap. 25 m3 en relación al combustible son los siguientes:

Rendimiento por hora, 22,5 x 90% x (1 / 1.28) = 15,82 m3/h.



54

Total horas, 1000 / 12.656 = 63,21 horas.

Consumo de combustible, 63,21 x 4.7 = 297,09 gal.

Costo combustible, 297,09 x 2.78 = 895,91 US$

Los costos para un volquete 8x4 Cap. 20 m3, en relación al combustible son los siguientes:

Rendimiento por hora, 18 x 90% x (1 / 1.28) = 12,656 m3/h.

Total horas, 1000 / 12.656 = 79,014 horas.

Consumo de combustible, 79.014 x 4.2 = 331,86 gal.

Costo combustible, 331.86 x 2.78 = 922,57 US$

Según el ejemplo para mover 1000 m3 de material se necesitarán:

Tabla 3: Consumo de combustible.

1000 m 3 Volquete FMX 8x4

Cap. 20 m3

Volquete FMX 8x4

Cap. 25 m3 Ahorro

Combustible (Gal) 331,86 297,09 34,77

Combustible (US$) 922,57 895,91 26,66

Tiempo (h) 79,01 63,21 15,8

Fuente: El Autor.

Como muestra la tabla 3, se tiene mayor consumo de combustible por TMH, en los

volquetes de menores dimensiones, a pesar de los 0,6 gal/h de diferencia, los Volquete FMX

8x4 Cap. 25 m3 acarrean un volumen superior que los hace rentables y más económicos que

los Volquete FMX 8x4 Cap. 20 m3, sin embargo no todas las minas que trabajan con

volquetes pueden hacerlo con los volquetes de mayor dimensión, sin importar la marca

(Volvo, Mercedes, Scania, etc.) estos equipos necesitan de vías con mayores estándares, y

dado la inversión que representa la adquisición de un equipo el cambio no se considera

factible.



55

2.1.8. El efecto del tamaño del equipo de Carguío en el costo del carguío y del acarreo

de material.

Como se vio anteriormente, un volquete 8x4 Cap. 25 m3, puede ser alimentado con un la

excavadora Volvo 750 de cap. de cuchara 5,16 m3 con tan solo 6 lamponadas. Con esta

información mientras más grande el equipo de carguío más rápido será el ciclo de carguío para

el volquete, a pesar de que el ciclo del. Lo recomendable para el carguío de volquetes 8x4

Cap. 25 m3, es trabajar con la excavadora de mayor capacidad que posea la empresa , y no

inferiores a este, puesto que la capacidad del lampón de la excavadora no sería aprovechado

al máximo, esto debido al número de lampones por ejemplo necesarios:

Una excavadora de 4,0 m 3, para un volquete de 25 m3, serían necesarias 7 lampones, lo que

significa que un6 lamponeadas serían usadas de manera que se aprovecha la capacidad total

del lampón y el ultimo lampón, utilizado para una capacidad media, una actividad no

recomendable puesto que en cada ciclo se consume la misma cantidad de energía

(combustible, tiempo, etc.) sin embargo se estaría moviendo menor volumen de material.

2.1.9. El efecto de la pendiente en el costo de acarreo con volquetes.

En el caso que el transporte se realice en pendiente negativa, está pendiente descendente

resultará favorable para la operación de acarreo debido a que se reducirá el rimpull (fuerza

aplicada por los neumáticos de los camiones) requerido en 20 lb/t cada 1% de pendiente. En el

caso contrario está pendiente ascendente resultará desfavorable para la operación de acarreo,

ya que, por cada 1% de pendiente se requerirá 20 lb/t de rimpull más.

La pendiente de la ruta de acarreo afectará la capacidad de carguío del camión, su

rendimiento, y el costo del acarreo de la tierra; por lo tanto resultará más económico

transportar en pendiente negativa desde la zona de trabajo del material.



56

Si el material es transportado de manera contraria será necesario reducir el tamaño de la

carga o la velocidad de viaje del camión, cualquiera de estos dos cambios incrementarán el

costo de acarreo. Las pendientes en las vías de una mina subterránea son consideradas como

los accesos principales hacia los carguíos puesto que estas pendientes representan a las vías de

las rampas, estas pueden tener pendientes de hasta 13 % en puntos no muy amplios.

La pendiente afecta en la tracción de los neumáticos, sumada al estado de las vías, que

dependiendo de las condiciones de las mismas, la vida útil de los neumáticos disminuirá en un

porcentaje no medido, sin embargo no es el único motivo por el que la pendiente afecta en los

costos de operación, la pendiente es un factor que disminuye la velocidad continua de los

volquetes obligando a ejercer mayor fuerza y mayor tracción al circular por tales accesos, lo

que a su vez obliga al mecanismo del equipo a consumir mayor cantidad de consumibles como

combustible, aceites, etc.

Adicionalmente para este proyecto se dimensiono una flota de volquetes de 20 m3 para el

acarreo de mineral, desmonte y lixiviado. De un plan de producción mensual de 50 916 tm de

mineral y 41 415 tm de desmonte, adicionalmente será necesaria la presencia de volquetes

para el traslado de material lixiviado con una cantidad de 14 590 tm. Con un total de 7,53 = 8

Volquetes de 20 m3 de capacidad.

a. Dimensionamiento de flota de Volquetes de 25 m3 para mineral.

El proyecto considera que requiere de 20 444 m3 de mineral en estado esponjado al mes, se

trabajará 380 horas – máquina al mes, calculando 20 444 / 380 = 53,799 m3/h.

El peso específico del mineral (1,9 t/m3) en estado suelto, con esponjamiento de 25 %.

Ambas zonas tienen fácil acceso hacia los puntos de carguío y las dimensiones de la mina son

adecuadas para las dimensiones de los volquetes, las cuales permiten las maniobras de

estacionamiento y giros con facilidad.



57

El material será cargado con la excavadora Volvo 750 DL de capacidad 5,16 m3, la

resistencia al rodamiento en vía se estima en 60 lb/t, el coeficiente de tracción de entre las

llantas del volquete y la vía es aproximadamente 0,60.

El material será acarreado con volquetes de 25 m3, las especificaciones de los volquetes son

los siguientes:

Carga neta: 47 tm

Motor, diésel 440 hp

Peso vacío: 25 tm

Peso bruto cargado: 68 tn

Resistencia al rodamiento: 60 lb/t

Distribución del peso bruto:

- Eje delantero: 11 200 lb (5,6 t)

- Eje medio: 39 200 lb (19,6 t)

- Eje trasero: 61 600 lb (30,8 t)

Tamaño de las llantas en los ejes medio y posterior: 12 R 20

El máximo rimpull que se puede utilizar está limitado por el coeficiente de tracción y será

61 600 x 0,60 = 36 960 lb. Este valor es lo suficientemente alto como para eliminar el peligro

de deslizamiento de las llantas, excepto, posiblemente, en la primera velocidad.



58

Tabla 4: Rimpull en libras

Cambio Velocidad

(mph) Rimpull

1 era 3,2 19900

2 da 6,3 10100

3 era 11,9 5350

4 ta 20,8 3060

5 ta 32,7 1945

Fuente: Volvo performance handbook

El costo de acarreo de mineral de interior mina estarán ligados a las resistencias: El efecto

combinado de la resistencia al rodamiento y a la pendiente cuando el camión se encuentra

cargado será:

Resistencia al rodamiento = 60 lb/t.

Resistencia a la pendiente 3,5 x 47 = 164,5 lb/t.

Peso bruto del vehículo = 68 tn.

Rimpull requerido 68 x 164,5 = 11 186 lb (Tabla 4).

Velocidad máxima del volquete cargado, 6,3 mph (10,14 km/h).

El efecto combinado de la resistencia al rodamiento a la pendiente cuando el volquete se

encuentra vacío será:


Resistencia a la pendiente 3,5 x 47 = - 164,5 lb/t.

Resistencia total = -164,5 lb/t.

Peso vacío del vehículo = 25 tn.

Rimpull requerido 25 x - 164,5 = 4 112 lb (Tabla 4).



59

Velocidad máxima del volquete vacío = 12,4 mph (20 km/h).

El tiempo requerido para cada operación en un ciclo de viaje se determinó de la siguiente

manera:

Tamaño de muestra de los tiempos de ciclo de acarreo

Tabla 5: Tamaño de muestra para los tiempos de ciclo de acarreo de un volquete de 25 m3

Tiempo de

Ida

Tiempo

de

Cuadre

Tiempo

de

descarga

Tiempo

de

Retorno

Tiempo

de Ciclo

Promedio 30

datos

30.01 0.52 1.22 26,6 58,36

Desviación 0.45 0.16 0.25 0.34 0.68

Varianza 0.2 0.03 0.06 0.11 0.46

Z-(1.96) 3.84 3.84 3.84 3.84 3.84

e (error) 0.62 0.05 0.12 0.5 1.29

Tamaño de

Muestra

2 38 16 2 1

Fuente Autor

Nº viajes por hora, (1/(58,36/60)) = 1,03 viajes/h

Factor de llenado de tolva de volquete = 90%

Volumen de material por volquete, 25 x 1,03 x 0,9 = 23,19 m3/h

Nº de volquetes requeridos, 53,799 / 23,19 = 2,3 volquetes

El número de volquetes hallados será equivalente al total de volquetes que se usarán en el

carguío de mineral en ambas zonas, puesto que las distancias y las pendientes son similares

b. Dimensionamiento de flota Volquetes de 25 m3 para desmonte.

El proyecto considera que requiere la extracción de material de avance (desmonte) en

estado suelto para el lapso de trabajo de un mes, en volúmenes con un total de 21 571 m3.

Se trabajará 380 horas – máquina al mes, calculando 21 571 / 380 = 56.76 m3/h



60

El peso específico del desmonte para ambas zonas es (1,5 t/m3) en estado suelto, con

esponjamiento de 30%, las zonas son las siguientes.

Distancia 3,34 km (2,08 millas) y pendiente +4,5%

Ambas zonas tienen fácil acceso hacia los puntos de carguío y las dimensiones de la mina

son adecuadas para las dimensiones de los volquetes, las cuales permiten las maniobras de

estacionamiento y giros con facilidad. Los trabajos de acarreo serán efectuados por volquetes

de las mismas dimensiones, con las que se trabajarán en el acarreo de mineral, y con los

mismos equipos de carguío de 5,16 m3, por lo tanto las distribuciones de los pesos por ejes

serán las mismas ya explicadas.

El costo de acarreo de desmonte hacia los botaderos que se encuentran uno al lado del otro,

estarán ligados a las resistencias.

Resistencia al rodamiento = 60 lb/t

Resistencia a la pendiente 4,5 x 37,5 = 168,75 lb/t

Peso bruto del vehículo = 68 tn

Rimpull requerido 68 x 211,5 = 11 475 lb

Velocidad máxima del volquete cargado = 6,3 mph (9.7 km/h)

El efecto combinado de la resistencia al rodamiento y a la pendiente cuando el volquete se

encuentra vacío en retorno.


Resistencia a la pendiente – 4,5 x 37,5 = -168,75 lb/t

Resistencia total = - 151,5 lb/t.

Rimpull requerido – 108,75 x 25 = - 2 718

Velocidad máxima del volquete vacío = 12,4 mph (20 km/h).



61

El tiempo requerido para una operación, en un ciclo de viaje puede determinarse en un

tiempo total de ciclo = 0,675 hora

Nº viajes por hora, (1/0,675) = 1,235 viajes/h.


Volumen de material por volquete, 25 x 1.235 x 0,9 = 27,78 m3/h.

Nº de volquetes requeridos, 56.76 / 27.78 = 2 ,0 volquetes.

c. Dimensionamiento de flota Volquetes de 25 m3 para material Lixiviado.

Para el proyecto será necesario un volumen de 28 000 m3 por mes, todos trasladados desde

el Pad Dinamico 1, Hasta el PAD fase 2.

Se trabajará 380 horas – máquina al mes, calculando 28 000 / 380 = 73,684 m3/h.

Distancia 2,96 km (1,839 millas) y pendiente -4,5%

Los trabajos de acarreo serán efectuados por volquetes de las mismas dimensiones y

características, con las que se trabajaran en el acarreo de mineral.

Los costos relacionados a las resistencias serán las siguientes:

Resistencia al rodamiento = 60 lb/t

Resistencia de la pendiente – 3,5 x 47 = - 164,5 lb/t

Resistencia total = - 104,5 lb/t

Peso bruto del vehiculó cargado = 68 tn

Rimpull requerido 68 tn x 164.5 = 11 152 lb

Velocidad máxima cargado, 6,3 mph (10,14 km/h)

Velocidad máximo vacío, 10,4 mph (20 km/h)



62

El tiempo requerido para el traslado material Lixiviado será de: Tiempo total de ciclo =

0,554 hora

Nº viajes por hora, (1/0,554) = 1,805 viajes/h.


Volumen de material por volquete, 25 x 1,804 x 0,9 = 40,59 m3/h.

Nº de volquetes requeridos, 73,680 / 40,59 = 1,81 volquetes.

TOTAL FLOTA DE = 6,11 VOLQUETES DE 25 M3.



63

CAPÍTULO III

RESULTADOS Y DISCUSIÓN

3.1. Análisis De KPI´s Favorables

El análisis de KPI´s en el presente estudio se realizó en base a dos trimestres los que se

verán reflejados los meses siguientes:

- Primer trimestre: julio, agosto, septiembre.

- Segundo trimestre: octubre, noviembre, diciembre.

3.1.1. Incremento de la producción.

El registro de producción en toneladas, se realizó en los tres materiales, mineral, desmonte

y lixiviado, indistintamente de las zonas de trabajo.

Figura Nº 11: Producción en toneladas

Fuente el Autor

La producción en toneladas en general con los tres materiales se mantuvo en

crecimiento. .

jul-18 ago-18 sep-18 oct-18 nov-18 dic-18

Primer Trimeste Segundo Trimeste

Mineral 32854 61060 56096 55806 53839 55873

Desmonte 46929 42485 37294 38535 37382 43109

Lixiviado 4168 8242 9372 14384 29514 14784

Total 83951 111787 102762 108725 120735 113766

0

20000

40000

60000

80000

100000

120000

140000

TM



64

La producción de mineral, se mantuvo en un rango ideal superior a los 50 906 t

requeridas según el plan de producción mensual.

La producción o movimiento de desmonte estuvo en un rango promedio similar a lo

establecido por el plan de producción mensual (41 415 tn).

3.1.2. Incremento de la utilización efectiva de los equipos.

La utilización efectiva de los equipos está directamente ligado a las horas efectivas de

trabajo (horas ciclo). La utilización efectiva esta medida en porcentajes al igual que la

disponibilidad mecánica de equipos, este porcentaje representa a las horas efectivas cicladas

versus las horas máquina recorrida, en un día por cada volquete, el resumen mensual

Figura Nº 12: Utilización efectiva ideal vs. Utilización efectiva real

Fuente Autor



Utilizacion Ef. Ideal 75% 75% 75% 75% 75% 75%

Utilizacion Ef. Real 74% 70% 75% 77% 79% 79%

64%

66%

68%

70%

72%

74%

76%

78%

80%



65

La tendencia de la utilización efectiva es a incrementarse.

Durante el primer trimestre de registros con KPI’s la utilización está por debajo de lo

ideal (75%), estipulado en contrato.

Al iniciar el segundo semestre la utilización efectiva real ha superado a la utilización

efectiva ideal.

La utilización efectiva indica que el equipo de acarreo está trabajando eficientemente,

durante las horas operativas disponibles por día.

3.1.3. Incremento de la disponibilidad mecánica

Figura Nº 13: Disponibilidad mecánica ideal vs. Disponibilidad mecánica real.

Fuente Autor

La tendencia de la disponibilidad es al incremento, según transcurre hacia el segundo

trimestre.



Disponibilidad Ideal 85% 85% 85% 85% 85% 85%

Disponibilidad Real 83% 79% 78% 81% 86% 84%

74%

76%

78%

80%

82%

84%

86%

88%



66

La disponibilidad fue inferior a lo estipulado en contrato (85%), durante el primer

trimestre.

Se observa que en el mes de septiembre esta disponibilidad generó un pico en caída, lo

que indica que en dicho mes se registraron mayores horas perdidas por mantenimiento de

equipos, sin embargo los equipos operativos seguían trabajando eficientemente, de manera que

su utilización tenía la tendencia hacia a subir, en el mencionado mes también se registraron los

mayores costos en mantenimientos.

3.1.4 Reducción de costos en mantenimientos correctivos.

Figura Nº 14: Costo de mantenimiento y reparación de neumáticos

Fuente Autor

Los costos sumados referentes a la disponibilidad mecánica de los volquetes, tiene una

tendencia a la baja.



Mantenimiento 17598 17534 18946 15950 15998 15221

Neumaticos 11930 12334 13231 11442 10222 9456

Total 29528 29868 32177 27392 26220 24677

0

5000

10000

15000

20000

25000

30000

35000

DO

LAR

ES



67

Los controles y el seguimiento a las horas de mantenimiento de los volquetes

generaron una disminución de caídas operativas de los equipos, reduciendo los costos en

mantenimientos correctivos y reparación de neumáticos.

Como se mencionó en los resultados de la disponibilidad el mes de septiembre es el

mes que mayor gasto ha generado referente a los mantenimientos correctivos y reparaciones

de neumáticos, esto por la falta de mano de obra, puesto que en dicho mes se tuvieron

problemas en la captación de personal, esto debido al retiro de 2 personales de mantenimiento.

3.1.5 Disminución de consumo de combustible (gal/h).

El manejo económico es responsable de un ahorro de combustible, los parámetros de

manejo económico son:

- Cambio progresivo de velocidades, facilita el evitar sobrecargar el motor a sus máximas

revoluciones (especialmente en sus velocidad bajas), puesto que esto da como resultado un

consumo incensario de combustible.

- El cambio progresivo no solo ahorra combustible, sino también reduce el ruido y el

desgaste del motor, esto significa menor estrés para el operador y reduce los costos en

mantenimientos y combustible.



68

Figura Nº 15: Ratio de consumo de combustible ideal vs. Real

Fuente Autor

El ratio de consumo de combustible medido en gal/h ideal es de

4,2, y la tendencia ha sido a mantener el consumo en un rango cercano o menor al

ideal.

En los meses pertenecientes al primer trimestre, el rango estuvo por encima de lo ideal,

debido a las horas motor encendidas sin trabajo eficiente (ralentí), que vendría a ser el

consumo combustible del vehículo en estado inmóvil (motor encendido), adicionalmente suma

al ralentí el accionar el aire acondicionado, luces, calefactor del vehículo, sobrerrevolucionar,

etc.



Ratio Comb. Ideal 4.2 4.2 4.2 4.2 4.2 4.2

Ratio Comb. Real 4.39 4.24 4.23 4.2 4.11 4.22

3.95

4

4.05

4.1

4.15

4.2

4.25

4.3

4.35

4.4

4.45

GLN

/HR

TÍTULO DEL EJE



69

Un programa de capacitación para los operadores en temas de manejo económico,

genera ahorros, ya que el equipo estará siendo operado de manera eficiente y sin generar

costos adicionales innecesarios en combustible y mantenimientos.

3.1.6 Días operativos por mes y toneladas / hora.

El valor de los días operativos efectivos mostrados en el Gráfico

6.06, representan a la suma de los días totales trabajados efectivamente en relación a las

380 horas a facturar.

Mes de agosto (31 días), horas efectivas totales = 3 744

Horas efectivas ideales, 380 x 11 = 4 180 horas/mes.

Días efectivos mes, (31 / 4180) x 3744 = 27,8 días operativos efectivos.

Figura N º16: Ratios de operación

Fuente Autor



Ratio Ton/Hr 18.4 22.9 22.5 23.6 25.6 25.8

Dias Op. Efectivos 24.5 23 24.2 25.5 28 27.8

0

5

10

15

20

25

30

TON

/HR

DIA

S O

PER

AT

IVO

S



70

Los días operativos efectivos, son de tendencia creciente, como consecuencia del

mejor uso de horas operativas, y crecimiento de la utilización efectiva.

Los tonelajes movidos por hora, están relacionados al total de tonelaje (mineral,

desmonte y relleno cementado), entre las horas operativas totales.

El ratio operativo t/hora muestra un crecimiento de producción, desde el primer

trimestre.

3.2. Disminución De Las Horas Improductivas.

Figura Nº 17: Pareto de demoras

Fuente Autor

El Pareto está basado en las horas de dispersión fuera de las horas programas de cada

actividad. Las demoras más significativas son las que están relacionadas directamente a las



71

horas – máquina, donde las actividades individuales como los traslados y las esperas son las

más relevantes.

El resumen de horas de dispersión de los meses de julio, agosto, septiembre, octubre,

noviembre y diciembre está basado en la diferencia de horas máquina registradas por el motor

y las horas efectivas trabajadas (horas facturadas), las horas facturadas son las sumas de los

tiempos ideales de cada viaje (ciclo) realizado.

Figura Nº 18: Dispersión en horas

Fuente Autor.

Las horas excedentes en los meses de julio, agosto, septiembre, superan las 1 000 horas de

dispersión, en los siguientes meses octubre, noviembre y diciembre disminuyen gracias a los

controles en los desplazamientos de los vehículos disminuyendo los tiempos de traslado en



Hrs Operativas 4652 4885 4572 4582 4676 4635

Hrs Efectivas 3306 3205 3263 3549 3769 3744

Dispersion 1346 1680 1309 1033 907 891

0

1000

2000

3000

4000

5000

6000

REG

ISTR

O D

E H

OR

AS



72

vacío por fallas de coordinación en operaciones tiempos improductivos por disminución de

tráfico y disminución de cambios de frentes de trabajo. El grafico notamos:

Reducción de las horas operativas totales (horas motor).

Incremento de las horas efectivas facturadas (horas ciclo).

Reducción de horas improductivas (dispersión) en los meses pertenecientes al segundo

trimestre.

3.3. Análisis Financiero del Proyecto

3.3.1. Costo del Equipo de Carreo

El costo del contratista por tener y usar el equipo de acarreo es similar al de los otros

equipos. Esto incluye el costo de posesión que es el destinado a cubrir el costo de compra

original de la máquina, el costo del flete si es que el equipo ha sido transportado, y los gastos

del seguro, manutención e impuestos, y el costo financiero (interés). Se debe considerar hacer

un Overhaul (reparación completa) del equipo en el tiempo apropiado para mantener la

inversión en buen estado hasta que finalice el tiempo de vida útil, la cual será de cuatro a ocho

años. Se debe estimar el costo del Overhaul en un 40 u 80% del precio original. Este estimado

no incluye el costo de las ruedas, el cual es uno de los mayores costos en los camiones.

Existen otros costos para el equipo de acarreo conocidos como costos de operación; estos

consideran el costo del combustible, lubricantes, mano de obra, así como costos menores de

reparación y mantenimiento preventivo. Este costo de mantenimiento afecta directamente a la

vida útil y al costo del Overhaul. A mayor descuido del mantenimiento, más costoso es el

Overhaul.

Estas variables serán influenciadas severamente dadas las condiciones de terreno en las que

el equipo será utilizado.



73

La variable más importante en neumáticos de caucho es el costo de mantenimiento y

reemplazo. El primer juego de ruedas es comprado con el equipo original y se considera como

parte de la inversión original, pero estas no van a tener la misma vida útil que el equipo. Por

esta razón y porque el costo depende directamente del kilometraje recorrido, y

consecuentemente de las horas de uso, generalmente el costo de las ruedas es considerado un

costo de operación.

Para contabilizar el costo de las ruedas de una manera razonable, el costo original se deduce

del precio de compra del equipo. Este costo se divide entre la vida útil de los neumáticos para

obtener un costo aproximado de la inversión en el reemplazo. A esto se le añade un costo

adicional para la reparación durante el tiempo de operación del equipo. Este cálculo se puede

apreciar en el siguiente ejemplo:

Estos datos consideran un volquete 8x4 con las siguientes características:

Tabla 6: Precio de un volquete de 25 m3

PRECIO DEL EQUIPO

Ratios Operativos

Marca VOLVO

Número de Unidades Totales 6

Horas de Operación Mínimas 380

Consumo/hora (Gal) 4,6

Valor Unidad Tracto 8x4 sin IGV (USD) 155500

Valor de Tolva 25 m3 sin IGV (USD) 25500

Valor Total Unidad sin IGV (USD) 181384,6

Valor Total de la Flota sin IGV (USD) 1088307,6

Periodo de Financiamiento (meses) 42

Tipo de Cambio (Soles / USD ) 3,2

Llanta Delantera Chasqui 12 x 20 CT 162 GY Sin

IGV (USD)

598,22

Llanta Posterior Supertimberking 12 x 20 GY Sin

IGV (USD)

681,77

Fuente El Autor



74

Tiempo de vida útil es de 5 años y 4 560 horas de uso cada año.

Costo en neumáticos delanteros, 598,22 x 4 = 2 392,88 US$

Costo en neumáticos posteriores, 681,77 x 8 = 5 454,16 US$

Costo total de neumáticos, 2 392,88 + 5 454,16 = 7 847,04 US$

Precio del vehículo neto, 181384,6 – 7 847,04 = 173537,56 US$

Depreciación, 5 x 4 560 = 22 800 horas

Depreciación por hora, 173537,56 / 22 800 = 7,611 US$/h

Vida útil de neumáticos delanteros, 1 100 horas

Vida útil de neumáticos posteriores, 1 200 horas

Costo por hora delanteras, 2 392,88 / 1 100 = 2,175 US$/h

Costo por hora posteriores, 5 454,16 /1 200 = 4,545 US$/h

Costo total de neumáticos por hora, 2,175 + 4,545 = 6,72 US$/h

Añadiendo 15% por reparaciones se tiene, 6,72 x 1,15 = 7,73 US$/h

3.3.2. Costo de mantenimiento de equipos y su programación.

3.3.2.1. Mantenimientos de equipo y tolva.

- Mantenimientos programados y correctivos.

Es el mantenimiento programado que se realiza según fabrica cada 500 horas, 1 000 horas, 1

500 horas, etc. Su objetivo es la revisión general del vehículo, cambios de aceite de motor,

aceite de corona, engrase general, revisión de puntos móviles de los equipos, así como el

cambio de filtros, etc. Generalmente este tipo de mantenimientos tienen una duración de 3 o 4

horas.

Es el mantenimiento correctivo los que se dan cuando durante la operación falla algún

componente, este tipo de mantenimientos es únicamente con el fin de corregir una falla, o



75

cambio de componentes, como rotura de muelle, fuga de consumibles, rotura y cambios de

componentes, cambios de focos, etc.

Del Anexo 5 – 6 - 7 se resumió para un mejor entendimiento en la tabla 7 los costos de ambos

mantenimientos de los volquetes Volvo de 25 m3 de capacidad de tolva

Tabla 7: Resumen de costos de mantenimiento y reparación.

COSTO MANTENIMIENTO DE EQUIPO

MANTENIMIENTO

USD/Unidad USD/hr

Mantenimiento Programado (Tarifa

Fija)

992,98 2,61

Mantenimiento Correctivo (Tarifa

Variable)

1433,37 3,77

Total 2426,35 6,38

REPARACIONES

USD/Unidad USD/hr

Sistema Hidráulico (Tarifa Variable) 14,82 0,04

Sistema Eléctrico (Tarifa Variable) 30,76 0,08

Mantenimiento de Tolva (Tarifa

Variable)

146,3 0,38

Total 191,88 0,5

Fuente el Autor

Los costos de mantenimiento en su mayoría son variables, los costos mostrados reflejan los

costos ideales de mantener un volquete en operación, sin embargo como se mencionó con

anterioridad estos costos varían en función a los mantenimiento correctivos y reparaciones que

se hagan al equipo ya sea por una mala inspección, mala operación, mala calidad del repuesto,

malas condiciones de trabajo, etc.

3.3.2.2. Reparación de neumáticos y programación.

Existe una programación de cambios de llantas, donde se rigen por las horas rodando de los

neumáticos, y la cocada de las mismas, las cuales son medidas semanalmente para revisar el



76

desgaste que se tiene, el tiempo que se toma en el cambio de neumáticos se disminuye por

estas herramientas de gestión operacional.

Tabla 8: Resumen reparación de neumáticos.

US$/HR

US$/Hora si no se reencaucha POR VOLQUETE 6,72

US$/Hr con reencauche POR VOLQUETE 5.75 5,75

Fuente el Autor

3.3.3. Comparativo de costos de mantenimiento por flota de volquete de 20 y 30 m3

Tabla 9: Cuadro comparativo de costo de mantenimiento.

Volquete

FMX 8x4

Cap. 20 m3

Volquete

FMX 8x4

Cap. 25 m3

Diferencia

Números de Equipos

para la operación

8 6 2

Costo mantenimiento

USD / Flota

19410,8 14558,1 4852,7

Costo Reparaciones

USD / Flota

1535,36 1151,52 383,84

Fuente el Autor

Dado que se usaran dos equipos menos para operación programada existe un ahorro

significativo en canto a los costos de mantenimiento de los equipos, así como la reducción de

operadores lo que significa un ahorro en planilla.



77

CAPÍTULO IV

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

4.1 Conclusiones

a. El proyecto de transporte que se ha llevado a cabo con la empresa Cordejsac , en el sistema

de acarreo de materiales, demostró ser viable con volquetes volvo FMX 8 x 4 de 25 m3, logrando

reducir significativamente el costo de mantenimiento (4852,7 USD/Flota) y reparaciones

(383,84 USD/ Flota) por flota ya que al contar con 2 unidades menos para alcanzar la meta de

producción esto se logra de manera permanente en la operación y podría ser viable con

cualquier marca de volquetes siempre y cuando se trabajen con camiones con las mismas

características de tracción 8 x 4 en relación al volumen transportado.

b. Se ha realizado la evaluación y el estudio de la optimización de la flota de acarreo en mina,

demostrándose que mediante el uso de KPI´s se logra incrementar su eficiencia y su utilidad,

midiendo ratios operativos y rendimientos por hora de los equipos de mina determinado

reducciones en el consumo de combustible por flota, disminución de horas improductivas,

aumento del porcentaje de la utilización del equipo, incremento de días operativos.

c. Se logra confirmar que con un aumento exponencial de la producción de la mina, estas

tienden a incrementar el número de unidades de acarreo; pero con el análisis planteado en este

estudio se puede determinar otra alternativa más viable, la cual es el remplazo de equipos con

mayor capacidad incluyendo así a la mina al atendencia minera mundial.

d. El tiempo de carguío y acarreo de los volquetes 8x4 de 25 m3 son mayores a los volquetes

8x4 de 20 m3 (12 min prom.), los cuales son compensados por la capacidad mayor de los

volquetes de 25 m3.

e. El costo por hora de una excavadora es de 122.47$/hr aproximadamente. Por ello, es

primordial tener una cantidad óptima de camiones para cumplir con los requerimientos de



78

producción y que las excavadoras estén el menor tiempo posible inactivo y/o parado para así

evitar pérdidas económicas.

f. Con el reemplazamiento de la maquinaria se obtiene el mejor desempeño del motor,

aumentando la seguridad del operador y reduciendo el número de accidentes en el acarreo de

material.

g. La evaluación del escenario actual de la empresa minera, presenta desafíos para elaborar de

un programa de control de equipos medianamente eficiente, para lo cual no cuenta con todos

los indicadores claves de rendimiento de los equipos. Los cuáles servirán de referencia para el

siguiente año a fin de que sirva como línea de base para elaborar los objetivos y metas futuras.

h. La mejora de la productividad y rendimiento de los equipos usados en las operaciones

mineras son indicadores que logran garantizar a largo plazo el éxito de una empresa minera

joven.

4.2. Recomendaciones

a. Se debe dar un seguimiento en los rendimientos de los equipos, disponibilidad y

utilización que permitirá obtener un análisis y obtener un ítem para la productividad de los

equipos.

b. Las variables que se utilizan es este trabajo son bastante cercanas a la realidad y pueden ser

mejoradas o cambiadas para optimizar el desempeño de los equipos..

c. Capacitación y concientización al operador de equipos en temas de seguridad, manejo

defensivo y manejo económico, con el fin de no incurrir en gastos innecesarios de

reparaciones por siniestros, y generar ahorros en combustible y mantenimientos de motor..

d. Se debe capacitar a los operadores de equipos de acarreo en el correcto llenado del parte

diario, control de demoras y buena coordinación con el controlador para lograr que:



79

Identifique con exactitud las demoras operativas, mediante el correcto llenado del parte

diario de los camiones.

Identifique las demoras no especificadas clasificadas como no operativas, mediante el

llenado correcto del reporte.

Reducir las demoras no especificadas.

e. La selección de las ruedas adecuadas y un buen mantenimiento de las mismas, por ejemplo

el mantenimiento de la presión de aire en ellas, reducirán la resistencia al rodamiento. Las

ruedas se distribuyen las cargas, es decir, una rueda soporta parte de la carga total

deformándose la cara del neumático que entra en contacto con la superficie de la vía, lo

cual considerando la presión en las ruedas genera una fuerza total igual a la carga en la

rueda.



80

CAPÍTULO V

REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS

1. Aranibar J. (2005) “Criterios en la selección de equipos”. 5to Congreso Nacional de

Minería, Huancayo – Perú.

2. Bazan A. (2016). “Cálculo del número de unidades de la flota de camiones en el tajo

abierto San Genaro, perteneciente a la Compañía Minera Atacocha”. Universidad

Continental. Huancayo – Perú

3. Osses R. (2008). “Factores incidentes en la determinación de costos de

movimiento de tierras”. Tesis de la universidad de chile.

4. Mauricio G. (2015 ) “Mejoramiento Continuo En La Gestión Del Ciclo De Acarreo

De Camiones En Minería A Tajo Abierto En Antamina, Cerro Verde, Toquepala,

Cuajone, Yanacocha, Alto Chicama, Las Bambas, Cerro Corona, Antapacay Y

Pucamarca“.Tesis para obtener Título de Ingeniero de Minas. UNI. Lima – Perú.

5. Maxera C, (2005) “Aplicación de la simulación para la optimización del acarreo de

mineral “.Tesis para obtener Título de Ingeniero de Minas. PUCP Lima - Perú

6. Rodriguez D. (2013) “Modelo Analítico Para El Dimensionamiento De Flota De

Transporte En Minería A Cielo Abierto: Análisis De Prioridades De Atención Según

Rendimiento“Tesis para obtener Título de Ingeniero de Minas. UNI. Lima - Peru

7. Huaman R.(2015) “Optimización De Flota De Camiones Aplicando Programación

Dinámica - Mina Corihuarmi” Tesis para obtener Título de Ingeniero de Minas. UNI.

Lima- Perú

8. Vidal M. (2010) “Estudio Del Cálculo De Flota De Camiones Para Una Operación

Minera A Cielo Abierto” Tesis para obtener Título de Ingeniero de Minas. PUCP.

Lima- Perú



81

9. Yanqui M. (2015). Toma de decisiones en la selección y reemplazo de volquete

volvo fm 12 – 420 en el acarreo de material en plataformas y accesos - unidad

minera jessica - cía minera arasi s.a.c.”. UNSA. Arequipa- Perú

10. Palencia E., (1984). Consideraciones sobre la selección y cálculo de producción de

maquinaria pesada para el movimiento de tierras.

11. Peurifoy L. (1971). Planeamiento y equipos de construcción

12. Burt, C., y Caccetta, l. (2008). “Match factor for heterogeneous truck and loader

fleets. International journal of mining, reclamation and Enviroment,“

13. Burt, C., Caccetta, l., Hill, s., Welgama, P., Zerger, a. And argent, r. M. (2005).

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simulation. Modelling and simulation society of Australia and new Zealand, “

14. Jimenez J. (2005) rendimientos de maquinaria pesada

15. Torres p. (2004). Estudio de la efectividad de equipos de extracción en el yacimiento

moa oriental

16. Huatay M. (2014) rendimiento de la maquinaria pesada en el proyecto cierre de mina

Pachacutec, La Quinua • Yanacocha • Cajamarca – Cajamarca



82

ANEXOS



83

Anexo 1: Geología de la Zona de estudio

1.2 . Geomorfología

La topografía de la zona circundante al yacimiento es accidentada, presentándose en forma

de anticlinales, sinclinales y domos, controlados por grandes fallas regionales de rumbo y

también fallas transversales de desplazamiento dextral, estos últimos han dado lugar a la

formación de valles encerrados. El tectonismo frecuente ha originado la transgresión y por ende

la compresión de algunas zonas en donde han quedado encerradas como pequeñas planicies

como se observa en la localidad de Huamachuco.

Figura N º 19: Mapa Geomorfológico del proyecto y zona circundante.

Fuente Área de Geología Los Andes Perú Gold

1.2. Geología Regional

La geología regional de la zona circundante al yacimiento denominado el “Toro”, está

comprendido desde el Cretácico Inferior hasta las acumulaciones recientes de morrenas

glaciares y depósitos aluviales recientes, está conformada por el Grupo Goyllarisquizga que



84

se distribuye como una franja de orientación similar a la Cordillera de los Andes, divido en

cuatro formaciones:

La Formación Chimú que litológicamente consiste principalmente de estratos de areniscas y

cuarcitas con estratos de conglomerados y clastos de cuarzo, en forma de capas de 1 a 3 metros

de espesor, la secuencia completa de la unidad podría presentarse de hasta 600 metros de Sur a

Norte; en las zonas periféricas de encuentra mantos de carbón. Y sobre este se tiene a la

Formación Santa que pertenece a la secuencia Miogeosinclinal Andino Occidental del cretáceo

inferior, que ocurre en forma concordante a la Formación Chimú y está compuesta

litológicamente por arenisca calcáreas blancas de grano medio a grueso y lutitas negras, su

espesor llega hasta los 150 metros con estratos de 0.10 a 1.00 metros diferenciados.

Figura Nº 20: Mapa De Geología Regional




85

Figura Nº 21: Columna Estratigráfica De La Geología Regional


1.3. Geología Local

El yacimiento es un diseminado de Au. Epitermal Microscópico, emplazado en las areniscas

de las Formación Chimú.

Geológicamente se observa hacia el NE rocas con presencia de areniscas calcáreas blancas

de grano medio a grueso, lutitas carbonosas y areniscas detríticas muy compactas de grano

medio a grueso, los granos sub-redondeados, en algunos tramos presenta fuerte alteración

silicificada que se encuentra limitada por una falla con Rumbo N 47° W con Buzamiento 60°

SW.



86

En la parte central del yacimiento el Toro se observa Areniscas y Cuarcitas como matriz con

clastos fuertemente argilitizados, seguido de una zona de brecha con clastos angulosos y sub-

angulosos; en su conjunto se encuentra una gran cantidad de vetillas referente a zonas plegadas,

estructuradas en periodos de tectónica compresiva, donde ha habido el desarrollo de

cabalgamientos que han generado un sistema de pliegues con cizallamiento tectónico

compresivo y extensivo que han sido rellenado sustancias iónicas de Au. por efecto hidrotermal

cuyo componente es de Cuarzo azucarado, craquelado intensamente fracturados con abundante

óxidos (jarosita, hematita, goethita), conformada como un anticlinal ligeramente volcado, lo que

cabe mencionar el Rumbo NW – EW, el Buzamiento de estos últimos oscilan desde 45° a 69°,

considerando esto como el flanco Este, Seguidamente más hacia el Oeste se observa una

Columna de Pórfido Dacitico presentándose como un intrusivo, presencia de Dacitas con

textura porfirítica, presencia de cuarzo en forma redondeada acompañada de abundante arcilla

como el caolín, alunita, sericita. Seguidamente se encuentra nuevamente la secuencia de

Areniscas y Cuarcitas como matriz fluidizada con clastos fuertemente argilitizados, seguido de

una zona de brecha con clastos angulosos y sub-angulosos, para finalmente encontrar un

contacto no definido de Rocas con abundante Cuarcita compacta y Rocas de la Formación Santa

con contenido de lutitas en algunos tramos carbonosas. Estos últimos se encuentran en estudio

para delimitar exactamente la discordancia de las Formaciones Santa y Chimú respectivamente.



87

Figura Nº 22. Geología local del yacimiento.




88

1.4. Geología económica

Nuestro yacimiento está comprendido básicamente por su elemento principal que es el Au.

Microscópico que se encuentra diseminado en las cuarcitas y areniscas, alcanzando un promedio

desde 0.15 hasta 2 o 3 Grs. Au./TM. También dentro de un conjunto de vetillas y micro-vetillas

de Potencias muy diferentes y reducidas que oscilan entre 0.05 m. a 0.15 m. con relleno de

óxidos en este caso alcanzando de hasta 8 a 15 Grs. Au./TM. En ambos casos se encuentra

asociado a la plata (Ag). En relación 4 a 1 y 6 a 1, aproximadamente. También se observa

sulfuros como son la Py, Ccpy, Bornita acompañada al intrusivo pórfido dacítico de ambiente

mesotermal, en este último se encuentra el Oro con leyes favorables económicamente

alcanzando un promedio de 3 a 6 Grs. Au./TM. Aproximadamente; es muy probable que en

profundidad estos sulfuros pesados estén alojando Leyes por encima de 8 Grs. De Au./TM. Y

probablemente también la potencia debe ser mayor en relación a la zona superficial.



89

Figura Nº 23. Sección 10NW


a) Calculo de reservas

Las Reservas son las partes de los Recursos Minerales que luego de aplicar los factores de

minado dan como resultado un estimado de tonelaje y leyes que pueden ser la base de programas

y proyectos de viabilidad económica (luego de tomar en cuenta los factores de procesamiento,

metalúrgicos, económicos, de mercadeo, legales, ambientales, sociales y gubernamentales).

Incluyen material de dilución, por lo que se debe tener mucha precaución y no deben agregarse

al total de Recursos.



90

Para el cálculo de la estimación de Recursos y Reservas, Se ha trabajado en base a la

data Siguiente:

• 99 registros (Cambior)

• 1243 puntos de Blast Hole

• 8018 puntos de muestras superficiales

Tabla 10: Reservas por fase

Fase TMS_Min TMS_Desm TMS_Roca Ley Au (gr/t) Oz Au SR

1 2,338,754.00 671,530.00 3,010,284.00 0.66 49,754.51 0.29

2 2,585,278.00 1,045,844.00 3,631,122.00 0.57 47,727.89 0.40

3 5,510,589.00 2,694,871.00 8,205,460.00 0.50 89,392.34 0.49

4 6,606,873.00 6,682,941.00 13,289,814.00 0.45 95,329.78 1.01

5 6,983,275.00 9,869,925.00 16,853,200.00 0.38 86,260.41 1.41

Total 24,024,769.00 20,965,111.00 44,989,880.00 0.48 368,464.93 0.87



91

Anexo 02: Fotografías de la Operación

Figura Nº 24. Carguío y Acarreo en Tajo Diana

Fuente El Autor

Figura Nº 25. Volquetes de 25 m3 excavadora CAT 374 en Tajo Diana

Fuente El Autor



92

Anexo 03: Tabla 11: Velocidades de los volquetes usados en la operación minera,

Area Cod. Volquete Promedio de VELOCIDADES Máx. de VELOCIDADES

PROYECTOS V_11CED 15,86 41,00

MINA V_125SAG 14,76 40,00

MINA V_126SAG 14,21 42,00

MINA V_127SAG 13,87 47,00

MINA V_129SAG 14,56 42,00

LIXIVIADO V_12CED 15,64 38,00

MINA V_130SAG 14,37 38,00

MINA V_132SAG 14,08 39,00

MINA V_133SAG 14,39 43,00

MINA V_137SAG 14,49 38,00

MINA V_138SAG 14,65 37,00

PROYECTOS V_139SAG 13,79 39,00

PROYECTOS V_140SAG 12,67 31,00

MINA V_215COR 15,91 44,00

MINA V_216COR 13,18 43,00

MINA V_217COR 16,02 38,00

MINA V_218COR 15,74 46,00

MINA V_220COR 15,30 34,00

MINA V_221COR 16,26 36,00

LIXIVIADO V_222COR 16,01 39,00


PROYECTOS V_231COR 16,10 38,00

MINA V_232COR 15,03 32,00

MINA V_233COR 14,64 38,00

MINA V_234COR 14,12 33,00

MINA V_235COR 14,06 41,00

MINA V_237COR 14,21 34,00

MINA V_238COR 14,31 43,00

MINA V_239COR 13,96 37,00


MINA V_241COR 14,20 36,00

PROYECTOS V_310LOZ 16,48 42,00

MINA V_311LOZ 15,27 48,00

MINA V_405RAP 15,76 43,00

MINA V_406RAP 14,82 43,00

MINA V_407RAP 14,41 40,00

PROYECTOS V_501CJ 15,46 41,00




93

MINA V_510CJ 15,62 42,00

MINA V_511CJ 15,29 40,00

MINA V_512CJ 15,59 38,00

MINA V_517CJ 15,89 41,00

LIXIVIADO V_518CJ 15,06 38,00

MINA V_521CJ 14,80 42,00

MINA V_522CJ 16,06 36,00

MINA V_524CJ 16,29 37,00

MINA V_525CJ 15,99 36,00


MINA V_600TRA 14,21 34,00

MINA V_601TRA 14,23 52,00

PROYECTOS V_706RAJO 15,93 52,00

MINA V_713RAJO 14,82 38,00

MINA V_714RAJO 15,52 44,00

MINA V_715RAJO 14,42 33,00

MINA V_716RAJO 15,72 42,00

LIXIVIADO V_717RAJO 16,88 42,00

LIXIVIADO V_719RAJO 15,51 38,00

PROYECTOS V_800ALC 15,72 43,00

MINA V_900SS 14,69 35,00

MINA V_901SS 15,63 35,00

MINA V_902SS 15,93 38,00

MINA V_903SS 14,01 37,00

MINA V_904SS 14,91 39,00

LIXIVIADO V_905SS 15,22 35,00

MINA V_906SS 15,46 37,00

MINA V_907SS 15,25 39,00

MINA V_908SS 15,51 43,00

MINA V_909SS 14,98 42,00

MINA V_910SS 14,43 37,00

MINA V_911SS 12,67 24,00

MINA V_912SS 14,12 36,00

MINA V_913SS 15,20 32,00




PROYECTOS V_917SS 13,94 39,00

MINA V_918SS 14,14 41,00

PROYECTOS V_919SS 14,76 35,00

Promedio General de velocidad 15,00 39,04



94

Anexo 04: Tabla 12: Programa de mantenimiento programado de volquetes

Fuente el Autor



95

Anexo 05: Tabla 13: Análisis de costos del mantenimiento programado en US$/HR.

Fuente el Autor



96

Anexo 06: Tabla 14: Análisis de costos del mantenimiento correctivo en US$/HR.

Fuente el Autor



97

Anexo 07: Tabla 15: Análisis de costos de reparaciones del sistema hidráulico en

US$/HR.

Fuente el Autor

Anexo 08: Tabla 16: Análisis de costos de reparaciones del sistema eléctrico en

US$/HR.

Fuente El Autor



98

Anexo 09: Tabla 17: Análisis de costos de mantenimiento de tolva en US$/HR.

Fuente el Autor

Anexo 10: Tabla 18: Detalles de neumáticos usados en operación

Fuente El Autor



99

Anexo 11: Tabla 19: Registro del control de neumáticos

Fuente El Autor



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