UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE … · Conservo a mi favor todos los derechos de autor...
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UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y AMBIENTAL CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS Costos de inversión y operación del proyecto de implementación del transporte de rocas en la mina “El Porvenir”, cantón Camilo Ponce Enríquez provincia del Azuay. Proyecto Integrador Previo a la obtención del Título de Ingeniero de Minas Ing. Jácome Calderón Luis Fabián Quito, 2019 AUTORA: Ango Tupiza Alejandra Estefanía TUTOR:
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UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS Y
AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
Costos de inversión y operación del proyecto de implementación del transporte de rocas en la
mina “El Porvenir”, cantón Camilo Ponce Enríquez provincia del Azuay.
Proyecto Integrador
Previo a la obtención del Título de Ingeniero de Minas
Ing. Jácome Calderón Luis Fabián
Quito, 2019
AUTORA: Ango Tupiza Alejandra Estefanía
TUTOR:
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DERECHOS DE AUTOR
Yo, Alejandra Estefanía Ango Tupiza, en calidad de autor y titular de los derechos morales y
patrimoniales del Proyecto Integrador realizado sobre “COSTOS DE INVERSIÓN Y
OPERACIÓN DEL PROYECTO DE IMPLEMENTACIÓN DEL TRANSPORTE DE ROCAS
EN LA MINA “EL PORVENIR”, CANTÓN CAMILO PONCE ENRÍQUEZ PROVINCIA DEL
AZUAY, concedo a favor de la UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR una licencia
gratuita, intransferible y no exclusiva para el uso no comercial de la obra, con fines estrictamente
académico. Conservo a mi favor todos los derechos de autor sobre la obra, establecidos en la norma
citada.
Así mismo, autorizo a la Universidad Central del Ecuador para que realice la digitalización y
publicación de este trabajo de titulación en el repositorio virtual, de conformidad a lo dispuesto en
el Art.144 de la LEY ORGÁNICA DE EDUCACIÓN SUPERIOR.
El autor declara que la obra objeto de la presente autorización es original en su forma de expresión
y no infringe el derecho de autor a terceros, asumiendo la responsabilidad por cualquier
reclamación que pudiere presentarse por esta causa y liberando a la Universidad de toda
responsabilidad.
Quito, D.M., 12 de diciembre del 2019
Alejandra Estefanía Ango Tupiza
C.l. 1721493474
Telf: 0959179665
E- mail: aleja71918 @hotmail.com
iii
APROBACIÓN DEL TUTOR
En mi calidad de Tutor del Trabajo de Titulación, presentado por ALEJANDRA ESTEFANÍA
ANGO TUPIZA, para optar por el Grado de Ingeniero en Minas; cuyo título es: “COSTOS DE
INVERSIÓN Y OPERACIÓN DEL PROYECTO DE IMPLEMENTACIÓN DEL
TRANSPORTE DE ROCAS EN LA MINA “EL PORVENIR”, CANTÓN CAMILO
PONCE ENRÍQUEZ PROVINCIA DEL AZUAY”, considero que dicho trabajo reúne los
requisitos y méritos suficientes para ser sometido a la presentación pública y evaluación por parte
del tribunal examinador que se designe.
En la ciudad de Quito, a los 27 días del mes de septiembre del 2019.
Ing. Fabián Jácome
C.I 1000660587
iv
INFORME DE APROBACIÓN DEL TRIBUNAL
Los Miembros del tribunal del proyecto integrador denominado “COSTOS DE INVERSIÓN
Y OPERACIÓN DEL PROYECTO DE IMPLEMENTACIÓN DEL TRANSPORTE DE
ROCAS EN LA MINA “EL PORVENIR”, CANTÓN CAMILO PONCE ENRÍQUEZ
PROVINCIA DEL AZUAY”, preparado por la señorita ANGO TUPIZA ALEJANDRA
ESTEFANÍA, estudiante de la Carrera de Ingeniería de Minas, declaran que el presente proyecto
ha sido revisado, verificado y aprobado legalmente, por lo que lo califican como original y
auténtico del autor.
En la ciudad de Quito, a los 12 días del mes de diciembre del 2019.
Ing. Danny Burbano M.Sc. Ing. Carlos Ortiz
MIEMBRO MIEMBRO
v
DEDICATORIA
A Dios mi caballero, A mis padres Cristóbal y Edelina como todo mi amor y a mis hermanos
Magaly, Nicole y Ángel; por ser mis compañeros de vida, brindándome su cariño infinito y
apoyo incondicional que me permitieron emprender el camino hacia nuevas experiencias
logrando este momento tan importante de mi vida.
vi
AGRADECIMIENTO
A Dios, por ser mi maestro y guía en todo momento, conduciéndome a este sueño tan anhelado.
A mis padres, Cristóbal y Edelina, siempre estaré eternamente agradecida por el apoyo emocional
y económico, por la paciencia y el esfuerzo en formarme de la mejor manera. A mis hermanos
Magaly, Nicole y Ángel quienes han sido mi mejor compañía llenándome de amor en todo
momento.
A mis tíos Carlos y Anita por su apoyo incondicional y desinteresado en este camino hacia la
superación.
A la Universidad Central Del Ecuador y a la FIGEMPA, por abrirme las puertas, y permitir
formarme académicamente.
A mi tutor Ing. Fabián Jácome, por tener la mejor predisposición para asesorarme en la elaboración
del presente trabajo
Al Sr. Ernesto Reyes, gerente de MINPORSA y a todo su personal técnico y administrativo, gracias
por abrirme las puertas y permitir que mis conocimientos crezcan.
Al Ing. Stalin Paredes por su ayuda para dar inicio a este trabajo.
Al Ing. Darío Villacrés, Ing. Vladimir Calva, Ing. Hugo Delgado por la confianza depositada desde
el inicio de la elaboración de este trabajo.
A mis amigos universitarios, con quienes compartí buenos momentos desde el inicio de mi carrera:
Carla C, Diana S, Lisbeth A, Edwin M, Alex M, Katherine Ll, y a mis futuros colegas que estaré
siempre agradecida por tantos momentos inolvidables que pasé con ustedes: Juan A, Anita V, Luis
A.
vii
ÍNDICE DE CONTENIDO
ÍNDICE DE ANEXOS ............................................................................................................ xiii
ÍNDICE DE TABLAS ............................................................................................................ xiv
INDICE DE FIGURAS ........................................................................................................... xvi
GLOSARIO DE TÉRMINOS ............................................................................................... xviii
CAPÍTULO I .............................................................................................................................. 1
1.1 ANTECEDENTES ........................................................................................................... 1
1.2 TRABAJOS PREVIOS .................................................................................................... 2
1.3 JUSTIFICACIÓN ............................................................................................................. 2
1.4 BENEFICIARIOS ............................................................................................................ 2
1.4.1 Beneficiarios directos ................................................................................................ 2
1.4.2 Beneficiarios indirectos ............................................................................................. 3
1.5 Relevancia del proyecto ................................................................................................ 3
1.6 Aportes del proyecto ................................................................................................. 4
1.7 Recursos para la elaboración del proyecto ................................................................... 4
CAPITULO II ............................................................................................................................ 5
2. MARCO LÓGICO DEL PROYECTO .................................................................................. 5
2.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA. ........................................................................ 5
2.2 FORMULACIÓN DEL PROYECTO .............................................................................. 5
viii
2.3 VARIABLES .................................................................................................................... 6
2.3.1 Variables Independientes ............................................................................................... 7
2.3.1.1Maquinaria y Equipos .............................................................................................. 7
2.3.1.2Recurso Humano ...................................................................................................... 7
2.3.1.3Materiales e Insumos ............................................................................................... 7
2.3.1.4 Administración ........................................................................................................ 8
2.3.1.5Talleres (Mantenimiento) ........................................................................................ 8
2.3.1.6 Logística .................................................................................................................. 8
2.3.1.7Servicios ................................................................................................................... 8
2.3.1.8 Seguridad Industrial ................................................................................................ 8
2.3.2 Variables Dependientes ................................................................................................. 9
2.3.2.1 Costo de operación .................................................................................................. 9
2.3.2.2Costo de inversión ................................................................................................... 9
2.4 OBJETIVOS ..................................................................................................................... 9
2.4.1 Objetivo General ........................................................................................................ 9
2.4.2 Objetivos Específicos .................................................................................................... 9
2.5 FACTIBILIDAD DE EJECUCIÓN DEL PROYECTO ................................................ 10
2.6 Acceso a la información ............................................................................................. 10
CAPITULO III ......................................................................................................................... 11
3. MARCO TEÓRICO ............................................................................................................. 11
ix
3.1 UBICACIÓN DE LA MINA “EL PORVENIR” ........................................................... 11
3.1.1 Geográfica ................................................................................................................ 11
3.1.2 Cartográfica ............................................................................................................. 14
3.2 ACCESO Y COMUNICACIÓN .................................................................................... 15
3.3 CLIMA ........................................................................................................................... 16
3.4 SITUACIÓN ACTUAL DE LA MINA “EL PORVENIR” ........................................... 16
3.4.1 Infraestructura .......................................................................................................... 19
3.4.2 Descripción de la mina ............................................................................................ 19
3.4.3 Método de explotación ................................................................................................ 20
3.4.4 Operaciones mineras ................................................................................................... 20
Perforación y voladura ...................................................................................................... 20
Carguío y transporte de la roca volada ............................................................................. 21
3.5 SITUACIÓN LEGAL .................................................................................................... 26
3.6 GEOLOGÍA ................................................................................................................... 26
3.6.1 Geología regional ..................................................................................................... 26
3.6.2 Geología local .......................................................................................................... 26
3.7 ESTIMACIÓN DE RESERVAS Y DE PRODUCCIÓN .............................................. 27
Reservas Posibles .............................................................................................................. 27
Reservas Probables ........................................................................................................... 27
Reservas Probadas ............................................................................................................ 27
x
3.8 Ritmo de extracción ........................................................................................................ 29
3.9 IDENTIFICACIÓN DE LOS PARÁMETROS A INVESTIGARSE............................ 30
3.9.1 Costo Fijo ................................................................................................................. 30
3.9.2 Costo Variable ......................................................................................................... 30
3.9.3 Costo horario ............................................................................................................ 30
3.9.4 Costo por actividad .................................................................................................. 31
3.9.5 Costos operativos ..................................................................................................... 31
3.9.6 Costos de Inversión .................................................................................................. 31
3.10 REFERENCIAS ESPECÍFICAS DE LA INVESTIGACIÓN ..................................... 31
3.11 Características relevantes del proyecto ........................................................................ 32
3.12 Alternativas de solución ............................................................................................... 32
3.12.1 Sistemas de costos estándar ................................................................................... 32
3.12.2 Sistema de costos por actividad ............................................................................. 33
3.12.3 Método del Cálculo Analítico ................................................................................ 33
3.12.4 Sistemas de costos por órdenes específicas ........................................................... 34
CAPÍTULO IV ......................................................................................................................... 35
4. DISEÑO METODOLÓGICO .............................................................................................. 35
4.1 TIPO DE ESTUDIO ....................................................................................................... 35
Descriptivo. ....................................................................................................................... 35
Analítico. ........................................................................................................................... 35
xi
Campo. - ............................................................................................................................ 35
4.2 UNIVERSO Y MUESTRA ............................................................................................ 35
4.3 TÉCNICAS DE INVESTIGACIÓN .............................................................................. 35
CAPÍTULO V .......................................................................................................................... 37
5. PLANTEAMIENTO DE PROPUESTA EN BASE A RESULTADOS .......................... 37
5.1 ANÁLISIS COSTO - BENEFICIO DE LAS ALTERNATIVAS DE TRANSPORTE 37
5.2 INVERSIONES .............................................................................................................. 37
5.2.1Equipos y maquinaria ............................................................................................... 38
5.2.2 Excavación de la galería de transporte .................................................................... 39
5.4 COSTOS DE INVERSIÓN ............................................................................................ 59
5.5 COSTOS DE OPERACIÓN ........................................................................................... 60
5.5.1 Trasiego a buzón de carga desde el frente de explotación –TRANSPORTE 1 ....... 61
5.5.2 Transporte mediante carro minero Z20 al buzón del winche – TRANSPORTE 2 .. 62
5.5.3 Transporte mediante winche - TRANSPORTE 3 ................................................... 63
5.5.4 Transporte por toda la galería principal hasta superficie – TRANSPORTE 4 ...... 64
CAPÍTULO VI ......................................................................................................................... 70
6. IMPACTOS DEL PROYECTO ........................................................................................... 70
6.1 IMPACTO TÉCNICO .................................................................................................... 70
6.2 IMPACTO ECONÓMICO ............................................................................................. 70
6.3IMPACTO SOCIAL ........................................................................................................ 71
xii
CAPÍTULO VII ....................................................................................................................... 72
7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ............................................................... 72
7.1 Conclusiones ................................................................................................................... 72
7.2 Recomendaciones ........................................................................................................... 73
CAPÍTULO VIII ...................................................................................................................... 74
8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS ......................................................................................... 74
8.1 BIBLIOGRAFÍA ............................................................................................................ 74
8.1.1 Bibliografía Impresa .................................................................................................... 74
8.1.2 Bibliografía Digital ...................................................................................................... 74
8.2 ANEXOS ........................................................................................................................ 76
xiii
ÍNDICE DE ANEXOS
ANEXO A Cálculo de costo Horario carro minero Z20 ........................................................ 76
ANEXO B Cálculo de costo Horario WINCHE ...................................................................... 80
ANEXO C Cálculo de costo Horario LOCOMOTORA ......................................................... 84
ANEXO D Mapa Topográfico ................................................................................................. 88
ANEXO E Trayectoria del sistema a implementar TRAMO I, II, III ..................................... 90
xiv
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1 Identificación de variables .......................................................................................... 6
Tabla 2 Ubicación geográfica de la mina "El Porvenir" ........................................................ 11
Tabla 3 Vértice de la concesión minera Bella Rica–Coordenadas UTM PSAD56 Zona 17S 14
Tabla 4 Vértices de la concesión minera Mollopongo-Coordenadas UTM PSAD56Zona17 14
Tabla 5 Reservas Posibles mina “El Porvenir” ...................................................................... 28
Tabla 6 Reservas Probables mina “El Porvenir” .................................................................... 28
Tabla 7 Reservas Probadas mina “El Porvenir” ..................................................................... 28
Tabla 8 Determinación del factor K en función a las reservas minerales. ............................. 30
Tabla 9 Maquinaria adquirida en la implementación del proyecto ........................................ 38
Tabla 10 Distancia entre taladros según dureza de la roca .................................................... 46
Tabla 11 Coeficiente o factor de la roca, según la dureza de la roca. .................................... 46
Tabla 12 Cuadro de cuele de cuatro secciones ....................................................................... 48
Tabla 13 Datos obtenidos por reemplazo de datos ................................................................. 48
Tabla 14 Parámetros requeridos para el cálculo de la carga explosiva para galería de
transporte....................................................................................................................................... 52
Tabla 15 Cantidad de sustancia explosiva por avance en galería de transporte TRAMO III 56
Tabla 16 Costos de Inversión total proyecto de implementación de transporte ..................... 59
Tabla 17 Cálculo costo unitario por personal requerido en Transporte 1 .............................. 61
Tabla 18 Cálculo costo unitario por herramientas en el Transporte 1 .................................. 61
Tabla 19 Cálculo costo unitario por personal requerido en Transporte 2 .............................. 62
Tabla 20 Cálculo costo unitario por equipo en el Transporte 2 ............................................ 62
Tabla 21 Cálculo costo unitario por personal requerido en Transporte 3 .............................. 63
xv
Tabla 22 Cálculo costo unitario por equipo en el Transporte 3 ........................................... 63
Tabla 23 Cálculo costo unitario por personal requerido en Transporte 4 .............................. 64
Tabla 24 Cálculo costo unitario por equipo en el Transporte 4 ............................................ 64
Tabla 25 Costo total de transporte- SISTEMA IMPLEMENTADO ..................................... 65
Tabla 26 Cálculo costo unitario por personal requerido en transporte 4- GARRUCHAS .... 66
Tabla 27 Cálculo costo unitario por herramientas en el transporte 4 GARRUCHAS .......... 66
Tabla 28 Costo transporte – SISTEMA ACTUAL ................................................................ 67
Tabla 29 Costos de transporte por tonelada durante el año 2018 ........................................... 68
Tabla 30 Depreciación de la máquina .................................................................................... 77
Tabla 31 Costo de Posesión ................................................................................................... 78
Tabla 32 Costo de operación .................................................................................................. 78
Tabla 33 Depreciación del winche ......................................................................................... 81
Tabla 34 Costo por posesión .................................................................................................. 82
Tabla 35 Costo de operación .................................................................................................. 83
Tabla 36 Depreciación de la locomotora ................................................................................ 85
Tabla 37 Costo por posesión .................................................................................................. 86
Tabla 38 Costo de operación .................................................................................................. 87
xvi
INDICE DE FIGURAS
Figura 1. Mapa de Ubicación “El Porvenir”. . ........................................................................ 13
Figura 2. Acceso a la mina “El Porvenir” .............................................................................. 15
Figura 3. Situación actual sistema del transporte. .................................................................. 17
Figura 4. Operaciones Mineras.. ............................................................................................. 18
Figura 5. Niveles de explotación ............................................................................................. 19
Figura 6. Perforación con máquina YT27. .............................................................................. 21
Figura 7. Clasificación y transporte de material arrancado. ................................................... 22
Figura 8. Carga y transporte de material desde buzón hacia carro minero. ............................ 22
Figura 9. Winche de acarreo – vista del nivel 1 al nivel 2 . .................................................... 23
Figura 10. Material descargado en nivel principal de transporte. ........................................... 24
Figura 11. Carga manual de material rocoso al sistema funicular .......................................... 24
Figura 12. Sistema funicular. ................................................................................................. 25
Figura 13.Descarga de material en superficie.. ....................................................................... 25
Figura 14. Diagrama de procesos de las técnicas de investigación utilizadas. ....................... 36
Figura 15. Inversión antes y durante la ejecución del proyecto. ............................................. 38
Figura 16. Galería de forma abovedada -TRAMO I, II, III. .................................................. 41
Figura 17.Forma de galería tipo rectangular – TRAMO I. ..................................................... 41
Figura 18. Dimensión de la sección por inestabilidad de la roca - Bocamina. ....................... 42
Figura 19. Fortificación desde la bocamina- TRAMO I. ........................................................ 43
Figura 20. Ampliación galería mediante desbanques TRAMO I y II. .................................... 44
Figura 21. Diseño del cuele de cuatro secciones con barrenos paralelos................................ 48
Figura 22. Diagrama de voladura TRAMO III ....................................................................... 51
xvii
Figura 23. Carga de taladros ................................................................................................... 56
Figura 24. Carga de material mediante cargadora frontal ....................................................... 57
Figura 25.Sistema férreo en etapa de implementación. .......................................................... 58
Figura 26. Costo de sistema funicular y costo de sistema férreo. .......................................... 69
xviii
GLOSARIO DE TÉRMINOS
Costo. es el gasto económico que representa la fabricación de un producto o la
prestación de un servicio. Al determinar el costo de producción, se puede establecer
el precio de venta al público del bien en cuestión (el precio al público es la suma
del costo más el beneficio)
Costo de inversión. Representa los factores técnicos medibles en dinero, que
intervienen en la producción. Está representado por tiempo, esfuerzo o sacrificio y
recursos o capitales.
Costo de operación. son los gastos necesarios para mantener un proyecto, línea de
procesamiento o un equipo en funcionamiento.
Gasto. El gasto siempre implicará el desembolso de una cantidad de dinero, ya sea en
efectivo o por otro medio de pago, y llevará asociada una contraprestación
Rubro. apartado que permite agrupar diferentes cuentas. De esta forma, un balance o
un presupuesto pueden dividirse en distintos rubros de acuerdo a las categorías que se
deseen incluir.
Friable. Que se desmenuza o se rompe con facilidad, desmenuzable, disgregable.
Funicular Que se mueve arrastrado mediante una cuerda, cable o cadena de tracción,
normalmente usado en terrenos de fuerte desnivel.
xix
Autor: Alejandra Estefanía Ango Tupiza
Tutor: Ing. Luis Fabían Jácome
RESUMEN
Dentro del capital de una mina la adquisición de equipos ocupa entre 40-45% de los costos y de
ellos un mayor porcentaje es destinado a las operaciones de extracción, carga y transporte, siendo
este el último el proceso productivo de mayor costo, una actividad con mayor cantidad de equipos
involucrados, alto grado de mecanización, menor rendimiento productivo por equipo y alto índice
de tiempos muertos (no productivos) de operación.
Por lo tanto, las operaciones de carga, transporte y extracción adquieren gran importancia en el
ciclo minero de su rendimiento y buena planificación depende en gran medida la producción de
una mina, la compañía minera “El Porvenir” MINPORSA, ha venido explotando reservas mineras
a través de minado subterráneo mediante una variante no técnica del método de corte y relleno
ascendente, con operaciones mineras como: perforación, voladura, extracción, sostenimiento y
transporte.
Así, el objetivo del presente trabajo es evidenciar los costos de inversión y operación que permiten
implementar un sistema de transporte mecanizado, aumentando la productividad en base a un
análisis de operaciones, debido a que el acarreo y transporte son variables que influyen de forma
prioritaria en la reducción de costos, por lo que se propone: un cambio en el sistema de transporte;
de un sistema funicular rústico, costoso, anti-técnico, y con capacidad de acarreo muy baja , a un
sistema férreo capaz de satisfacer la cantidad de extracción diaria, mejorar el acceso principal para
garantizar el tránsito seguro de personal, locomotora, carros mineros de 2T de capacidad.
De esta manera se concluye que la implementación del sistema mecanizado permite una
disminución de costo de transporte por tonelada de $20,79 a $10,30 permitiendo al inversionista
a obtener mayor producción en menor costo y en menos tiempo.
TEMA: Costos de inversión y operación del proyecto de implementación del transporte de
rocas en la mina “El Porvenir”, cantón Camilo Ponce Enríquez provincia del Azuay”.
PALABRAS CLAVES: TRANSPORTE, MINERAL, LOCOMOTORA, PRODUCCIÓN, COSTOS
xx
THEME: Investment and operation costs of the project for the implementation of rock transport
in the “El Porvenir” mine, Camilo Ponce Enríquez canton of Azuay province”.
Author: Alejandra Estefanía Ango Tupiza
Tutor: Ing. Luis Fabián Jácome
ABSTRACT
The mine capital, the equipment acquisition occupies between 40-45% of the costs and them a great
percentage is designed to the transport, loading and extraction operations, being the last one the great
cost productive process, an activity with greater amount of equipment involved, high degree of
mechanization, lower productive performance per equipment and high index of downtime (non-
productive) of operation.
Therefore, loading, transport and extraction operations acquire great importance in the mining cycle
of their performance and good planning depends the mine production, the mining company “El
Porvenir” MINPORSA, has been exploiting mining reserves to through underground mining through
a non-technical variant of the cutting and ascending fill method, with mining operations such as:
drilling, blasting, extraction, support and transport.
The objective of this work is to show the investment and operation costs that allow to implement a
mechanized transport system, increasing productivity based on an analysis of operations, because the
transport and hauling are variables that are important on low cost, so it is proposed: change the
transport system; from a rustic funicular system, expensive, anti-technical, and with very low hauling
capacity, to a rail system that satisfy the daily extraction amount, improve the mine principal access
to safeguard the transit people, locomotive, 2T capacity mining cars.
In this way, it is concluded that the implementation of the mechanized system allows a decrease in
transport cost per ton from $ 20.79 to $ 10.30, allowing the investor to obtain more production at a
lower cost and less time.
Ing. Adán Viterbo Guzmán García
Certified Translator
ID: 180072711-5
KEY WORDS: TRANSPORT, ORE, LOCOMOTIVE, PRODUCTION, COSTS
I CERTIFY that the above and foregoing is a true correct translation of the original document in
Spanish.
1
CAPÍTULO I
1.1 ANTECEDENTES
Por referencias de información, la compañía minera “El Porvenir” gerenciada por el Sr. Ariosto
Calderón, inicia trabajos de minería como operadora en la concesión minera Bella Rica desde la
década de los 90, utilizando para el transporte subterráneo de rocas, carretillas; las que extraían el
material por el socavón principal con dirección N-E y longitud aproximada de 770 m, el ingreso a
la veta “Bella Rica”. Durante esos años, para acceder al área minera Bella Rica era bastante dificil;
al no existir carretera para vehículos, el material de mina, insumos y alimentos eran ingresados al
campamento mediante mulas y por trabajadores.
Durante el gerenciamiento del Sr. Carlos Zambrano, se implementó un sistema de transporte
funicular (garruchas); que consistía en el uso de recipientes metálicos sujetados a poleas, mismas
que eran deslizadas a lo largo de rieles metálicas y sujetadas a la corona de la galería. Desde la
bocamina, este transporte tiene una dirección preferencial NE, a partir de los 370 m, cambia de
dirección al NO, labor minera realizada con el fin de explorar una vetilla que causó interés y
conforme se avanzaba al cuerpo mineralizado, se determinó su potencia (1 m), convirtiéndose en
la veta principal; gracias a este descubrimiento se encontró la veta “Sorpresa”.
En esta administración, se construyeron: niveles, subniveles y piques, que ayudaron para el acceso
a profundidad (aproximadamente 150 m). El material extraído desde el frente de trabajo era
trasportado en carretillas hasta el winche, desde donde se izaba el material hasta el nivel principal,
éste llegó a tener aproximadamente 1000 m de longitud.
Años después en la gerencia del Ing. José Heras, implementó en el campamento, una pequeña
planta de tratamiento conformada por: trituradora, molinos, canalones y una relavera, sistema que
permitió obtener el metal para comercializar.
En el año 2018, con la llegada del actual gerente Sr. Ernesto Reyes; se emprendieron varios
proyectos, entre ellos: mejorar las labores de acceso, ejecutando sostenimientos en las zonas donde
era necesario, y cambiar el sistema de transporte funicular a un férreo, así incrementando la
eficiencia en el transporte de material.
2
1.2 TRABAJOS PREVIOS
La mina “El Porvenir”, durante su operación minera para la extracción de rocas, ha realizado
estudios de:
Levantamientos topográficos de labores subterráneas
Informes semestrales de producción.
Informes de auditoría al informe de producción semestral.
Auditorías ambientales.
1.3 JUSTIFICACIÓN
El proyecto se desarrolla, por la necesidad de hacer un cambio en el sistema de transporte, el
sistema actual es lento e inseguro, el tiempo utilizado para el transporte de rocas y mineral es
grande, entonces se ha decidido realizar los estudios correspondientes que justifiquen este cambio
a un sistema férreo, que disminuya los tiempos de cada viaje, incremente el volumen de extracción
diaria y además fomente un ambiente de trabajo seguro y eficiente.
Respecto al proceso de minado, el transporte y carguío, ocupan un lugar muy importante en los
costos de operación, así a menor tiempo de la actividad del transporte - mayor producción, y está
influenciada por los equipos y su mantenimiento, disponibilidad de mineral, y desde luego de la
planificación de las operaciones.
1.4 BENEFICIARIOS
1.4.1 Beneficiarios directos
La empresa se beneficia de este proyecto integrador, porque va a disponer del estudio analítico-
técnico del nuevo sistema de transporte de rocas, mismo que genera costos de inversión y de
operación en su implementación, para lo cual es necesario contar con una adecuada infraestructura
de servicios a lo largo de toda la galería de transporte y planificación de las operaciones.
El estudiante-investigador tendrá la oportunidad de aplicar sus conocimientos teóricos y sus
habilidades aprendidas durante su vida universitaria en la ejecución del proyecto y obtener
experiencia en el campo profesional durante el desarrollo del mismo.
3
1.4.2 Beneficiarios indirectos
La Carrera de Ingeniería de Minas de la Facultad de Ingeniería en Geología, Minas, Petróleos
y Ambiental de la Universidad Central del Ecuador, tendrá en este proyecto, un documento
técnico, que podrá ser utilizado para futuros estudios a realizar por los estudiantes y docentes de
la Facultad.
El personal operativo que labora en la empresa, tendrá nuevas oportunidades de empleo en la
operación y mantenimiento del sistema de transporte a implementarse, mejorando niveles de
trabajo, remuneración y condiciones, que promuevan a una superación interna.
También, se considera beneficiado los proveedores de maquinaria, herramientas e insumos,
puesto que al iniciar cualquier proyecto implica mayor demanda, y trabajo para quienes cumplen
la función de satisfacer los requerimientos de los consumidores.
1.5 Relevancia del proyecto
El proyecto a desarrollarse es de mucha importancia para la empresa puesto que el sistema de
transporte de material rocoso representa uno de los mayores costos dentro de los procesos
mineros; ya que involucra a la mayor parte de equipos que se tiene en interior mina.
En la actualidad el objetivo de la mina “El Porvenir”, es realizar una serie de proyectos que
permitan tecnificar sus labores subterráneas y optimizar el proceso de transporte de material
hasta la superficie.
Por ello, el objetivo del presente trabajo está encaminado a estudiar la operación de transporte
minero, determinar el ciclo de transporte, y los costos de inversión y operación generados por la
implementación de un sistema de transporte mecanizado tal que a mediano plazo la inversión sea
4
recuperada, genere un ahorro de tiempo y se incremente la producción, beneficiando al grupo de
socios que lideran la empresa.
1.6 Aportes del proyecto
El aporte de este proyecto es de tipo:
Técnico: el sistema de transporte a implementarse está planificado para cumplir las exigencias
de producción en las actividades de explotación de roca mineral y estéril.
Seguridad: la implementación del sistema de transporte, considera ampliar la sección de la
galería principal, su iluminación, ventilación, desagüe y transporte de aire comprimido, logrando
mejorar las condiciones laborales para el personal.
Económico: es indudable que los costos de transporte de las rocas, al contar con los aportes ya
referidos, disminuirán; contribuyendo de esta manera a incrementar la rentabilidad de la
explotación minera para la empresa.
Sin duda al implementar un sistema de transporte de rocas, optimiza las condiciones de trabajo y
se reducen sus riesgos.
1.7 Recursos para la elaboración del proyecto
Los recursos que se utilizarán para elaborar el proyecto se detallan a continuación:
Recurso humano, estudiante y profesores de la Universidad Central del Ecuador.
Recursos económicos, facilitados por la empresa.
Recursos Bibliográficos, como son libros, publicaciones, revistas, artículos, tesis de grado,
manuales, registros y documentos científicos.
Recursos tecnológicos, programas informáticos utilizados para el procesamiento e interpretación
de datos.
5
CAPITULO II
2. MARCO LÓGICO DEL PROYECTO
2.1 PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA.
El sistema de transporte actual, denominado funicular o garruchas utilizado normalmente en las
plantaciones de banano; es un sistema anti-técnico que no contribuye a incrementar los volúmenes
de transporte de rocas, debido a su bajo rendimiento, altos riesgos y costos en su operación; porque
primero las secciones de la galería son pequeñas, segundo no tiene servicios de iluminación y
desagüe, no permitiendo aumentar la explotación minera, por lo anterior se propone desarrollar
el presente proyecto.
2.2 FORMULACIÓN DEL PROYECTO
Este proyecto integrador se enfoca principalmente en determinar los COSTOS DE INVERSIÓN
Y OPERACIÓN DEL PROYECTO DE IMPLEMENTACIÓN DEL TRANSPORTE DE ROCAS
EN LA MINA “EL PORVENIR”, CANTÓN CAMILO PONCE ENRÍQUEZ PROVINCIA DEL
AZUAY. Este estudio permitirá cuantificar los costos por tonelada de material extraído y
específicamente la recuperación de la inversión.
Los procesos operativos que son parte de este proyecto y que permiten lograr el transporte del
mineral en una mina subterránea son: trasiego de la roca arrancada desde los buzones hacia carros
mineros z-20, trasiego de material desde carro minero Z2O hacia balde del winche, transporte de
las rocas por el pique inclinado hasta la tolva ubicada en la galería principal, y transporte horizontal
por locomotora hasta la tolva en superficie.
Estos procesos mineros poseen materiales e insumos propios que tienen un costo determinado.
6
2.3 VARIABLES
Tabla 1
Identificación de variables
VARIABLES DE PENDIENTES VARIABLES INDEPENDIENTES
COSTO TOTAL Costos de inversión
Costo de operación
COSTO INVERSION Período de recuperación
Costo de capital, interés
COSTO DE OPERACIÓN Mano de obra
Maquinaria
Materiales
Insumos
COSTO ACTIVIDADES MINERAS Costo de trasiego
Costo de servicios
Administración
COSTO DE TRANSPORTE Mano de obra
Maquinaria
Equipo
Distancia de transporte
COSTO DE SERVICIOS Seguridad Industrial
Mantenimiento
7
COSTO DE ADMINISTRACIÓN Gerencia
Financiero
Secretaria
Logística
Fuente. Elaboración propia del autor
2.3.1 Variables Independientes
2.3.1.1Maquinaria y Equipos
Toda la maquinaria y equipos utilizados tanto para la ampliación del socavón principal como
para la implementación del nuevo sistema de transporte se encuentran definidos puesto que fueron
adquiridos antes, y durante la operación.
Se consideran como variables independientes y son integrados para el cálculo de costos de
inversión. En este caso el costo de equipos y maquinarias está basado en la amortización del costo
del activo, mantenimiento y el suministro de energía para su correcta operación.
2.3.1.2Recurso Humano
El recurso humano es el más importante en toda actividad porque ejecuta las actividades
mineras. Está determinado por la producción diaria requerida y la mecanización del transporte en
la mina “El Porvenir”, el cual labora bajo la normativa Legal y de Seguridad vigente dentro del
Régimen Especial de Pequeña Minería. El costo del Recurso Humano viene dado por varios ítems,
además del salario, el personal requiere de varios servicios necesarios para asegurar su bienestar:
seguridad, salud, alimentación, capacitación y otros normados por las leyes vigentes como
sobresueldos, utilidades, y seguridad social.
2.3.1.3Materiales e Insumos
Los materiales e insumos necesarios para la implementación del sistema de transporte son
obtenidos de zonas cercanas a donde se ubica el proyecto minero. Insumos especialmente:
explosivos y útiles de perforación se solicitan a distribuidores a nivel nacional autorizados por las
entidades de control. El precio de estos insumos es susceptible de cambio por influencia externa,
por lo cual es considerado como una variable independiente para esta investigación.
8
2.3.1.4 Administración
Los servicios administrativos son esenciales para llevar a cabo la operación minera porque es
la unidad que organiza todo el sistema económico que mantiene al negocio minero. En la mina
este departamento organiza desde el abastecimiento de materiales e insumos hasta el pago de
salarios y comercialización. Este costo es un costo fijo que no varía por los parámetros de
producción, pero depende del tamaño de la compañía una vez que se encuentra establecida.
2.3.1.5Talleres (Mantenimiento)
Todos los equipos inmersos en la operación de apertura de la galería de transporte, así como la
maquinaria requerida para el funcionamiento el sistema a implementar, necesitan de
mantenimiento permanente mediante una planificación y calendario definidos por el catálogo de
cada máquina, con insumos específicos para cada una de ellas, por lo cual el mantenimiento de
cada uno de los equipos presenta un costo único.
2.3.1.6 Logística
El proceso de adquisición de los materiales e insumos necesarios para cada una de las
actividades de la operación minera es una tarea fundamental que permite llevar a cabo todos los
proyectos planificados. Esta actividad requiere de un departamento o persona responsable
dedicada específica y únicamente a esta tarea, por lo cual esta unidad representa un costo propio.
2.3.1.7Servicios
Los servicios adicionales que complementan y sostienen a las actividades propias de la
operación minera de transporte, tales como salud ocupacional, auditorías externas, asesoría legal,
entre otros serán contratados con empresas especialistas, representando un costo fijo.
2.3.1.8 Seguridad Industrial
El Departamento de Seguridad Industrial forma parte integral de la operación minera, por lo
cual no se ha considerado como un servicio complementario a la operación. Para realizar cualquier
tipo de operación se requieren minimizar los riesgos para el personal e impactos negativos al
ambiente y comunidades aledañas. El funcionamiento de esta unidad representa parte esencial para
el correcto desarrollo ambiental y ético de las actividades de extracción y procesamiento de
minerales.
9
2.3.2 Variables Dependientes
Las variables detalladas en el punto anterior son independientes ya que cada una posee sus
propias actividades, insumos y materiales necesarios para el proyecto a implementar. Resta una
gran variable dependiente que engloba a todo el proceso productivo la cual es el costo de
producción.
2.3.2.1 Costo de operación
Variable dependiente de la presente investigación es el costo final de una unidad de mineral
extraído mediante un proceso de transporte determinado, en la mina “El Porvenir”. Es dependiente
porque engloba todos los costos obtenidos de las actividades inmersas en la operación minera de
transporte, es decir todas las variables independientes; depende del resultado de todos los
elementos de la investigación.
2.3.2.2Costo de inversión
Variable que permite obtener el valor total de dinero invertido para la adquisición de todo lo
necesario para poner en marcha el proyecto, desde su inicio, durante y la culminación del mismo.
2.4 OBJETIVOS
2.4.1 Objetivo General
Determinar los costos de inversión y operación del proyecto de implementación del sistema
de transporte de rocas en la mina “El Porvenir”.
2.4.2 Objetivos Específicos
Determinar el ritmo de extracción actual de la mina “El Porvenir”
Determinar los tipos de transporte que se requieren en sus diferentes etapas.
Implementar un sistema de transporte de rocas que permita realizar una extracción
mecanizada desde los frentes de trabajo hasta superficie
Analizar los resultados técnico-económicos de operación del proyecto.
Determinar los costos de transporte en cada uno de sus tipos, considerando sus
inversiones.
Identificar los impactos generados por el proyecto.
10
2.5 FACTIBILIDAD DE EJECUCIÓN DEL PROYECTO
El proyecto es factible al contar con la aprobación y el apoyo de los socios de la mina “EL
PORVENIR”, haciendo posible el acceso a toda la información necesaria para el desarrollo del
presente proyecto, colaboración del personal, además del conocimiento teórico y tiempo necesario
del estudiante.
2.6 Acceso a la información
Para acceder a la información se cuenta con la aprobación del representante legal de la empresa,
obteniendo datos del área de estudio, estudios previos, mapas y acceso a las labores mineras.
La información bibliográfica, formará parte de la base teórica necesaria para el desarrollo del
presente trabajo de titulación, que abarca tesis, libros e informes referentes al proyecto.
11
CAPITULO III
3. MARCO TEÓRICO
3.1 UBICACIÓN DE LA MINA “EL PORVENIR”
3.1.1 Geográfica
La empresa minera “El Porvenir” MINPORSA, es operadora de la concesión Bella Rica que se
sitúa al sur del Ecuador geográficamente en la parte occidental de la Provincia del Azuay, Cantón
Camilo Ponce Enríquez. La parte suroccidental de esta corresponde a la llanura costera, la mayor
extensión que incluye las labores mineras concierne a las estribaciones de la Cordillera Occidental.
La superficie de la concesión Bella Rica comprende 1350 hectáreas mineras y está limitada por
el río Tenguel al Norte y el río Siete al Sur.
La ubicación política administrativa de la mina “EL Porvenir” (figura 1), se detalla en la tabla
2.
Tabla 2
Ubicación geográfica de la mina "El Porvenir"
Fuente: elaboración propia del autor
PROVINCIA CANTÓN PARROQUIA SECTOR
Azuay
Camilo Ponce
Enríquez
Camilo Ponce
Enríquez Mollopongo
13
Figura 1. Mapa de Ubicación “El Porvenir”. Fuente: Elaboración propia del autor.
14
3.1.2 Cartográfica
La mina “El Porvenir”, se encuentra ubicada al este del cantón Camilo Ponce Enríquez, a una
altura aproximada de 840 m s.n.m. Es una operadora en las áreas mineras Bella Rica - código 12
(Tabla 3) y Mollopongo - código 23 (Tabla 4).
El área minera Bella Rica es una concesión minera que pertenece a la cooperativa del mismo
nombre.
Tabla 3
Vértice de la concesión minera Bella Rica – Coordenadas UTM PSAD 56 Zona 17S
ÁREA MINERA BELLA RICA
PUNTO COORDENADAS X (E) COORDENADAS Y (S)
PP. 641209 9661650
1 643309 9661650
2 643309 9660250
3 646009 9660250
4 646009 9658050
5 641209 9658050 Fuente: Informe de producción “El Porvenir”. Japón (2018).
Tabla 4
Vértices de la concesión minera Mollopongo -Coordenadas UTM PSAD 56 Zona 17S
ÁREA MINERA MOLLOPONGO
PUNTO COORDENADAS X (E) COORDENADAS Y (S)
PP 644000 9660250
1 644000 9660750
2 645209 9660750
3 645209 9660250 Fuente:Informe de producción “ El Porvenir”. Japón (2018).
15
3.2 ACCESO Y COMUNICACIÓN
El acceso a la mina “El Porvenir”, se lo puede realizar mediante vía aérea por las rutas Quito –
Guayaquil, Quito – Santa Rosa o Quito – Cuenca.
Desde Guayaquil por vía terrestre de primer orden hacia Machala se llega hasta el Cantón Camilo
Ponce Enríquez en un tiempo aproximado de 4 horas, también desde Santa Rosa hacia Guayaquil
por vía terrestre de primer orden hasta llegar al cantón antes mencionado en un tiempo estimado
de 2 horas. Desde Cuenca hacia Guayaquil por vía terrestre de primer orden (pasando por la
Troncal) se llega al centro cantonal previsto en un tiempo de 4 horas aproximadamente.
Y desde el cantón Camilo Ponce Enríquez hasta el sector Bella Rica existe una distancia
aproximada de 12 Km; el acceso hasta la zona de estudio es por una carretera angosta de tercer
orden que rodea la montaña. (Figura 2)
Figura 2. Acceso a la mina “El Porvenir”. Google Maps (2019).
16
3.3 CLIMA
La concesión minera Bella Rica se sitúa entre los 80 y 1129 m s.n.m, caracterizándose por tener
un clima cálido y húmedo, la temperatura varía de acuerdo a la altitud así, en las partes altas alcanza
una temperatura de 16 a 20 o C y en las partes bajas de 21 a 27 o C, en los meses comprendidos
entre diciembre y mayo encontramos una estación de fuertes lluvias con cielo nublado, durante el
resto del año por su ubicación geográfica y sus límites con la costa ecuatoriana posee un clima
cálido. Durante todo el año incluyendo la temporada seca las lloviznas son comunes y la neblina
cubre la zona, pero con más intensidad en las noches.
3.4 SITUACIÓN ACTUAL DE LA MINA “EL PORVENIR”
La mina “El Porvenir” está enmarcada en el régimen especial de pequeña minería, mismo que
permite, por la naturaleza y condición de este tipo de extracción, efectuar labores de exploración
y explotación simultáneas.
La empresa minera “El Porvenir” MINPORSA, es operadora de las concesiones Bella Rica y
Mollopogo, cada concesión tiene un contrato de operación por separado.
En el área de la mina, se encuentra un yacimiento vetiforme, su explotación es subterránea
mediante una variante no técnica del método de corte y relleno de forma ascendente con un ritmo
de explotación de 30 tm/día, ofreciendo trabajo directo a 70 personas aproximadamente en interior
y exterior mina.
Esta mina viene funcionando desde la década de los años 90, la galería principal de acceso
atraviesa dos áreas mineras la denominada Bella Rica y la de Mollopongo. Por recomendación de
la Agencia de Regulación y Control Minero (ARCOM), a finales del año 2018, los ejecutivos de
la empresa se comprometieron que a partir de la galería principal se inicie el franqueó de caminos
de acceso para llegar a los frentes de explotación, (anteriormente se bajaba con sogas y con el
winche de arrastre a través de las chimeneas franqueadas para el efecto) garantizando con ello la
seguridad de los trabajadores.
En cuanto al tema del transporte, éste es anti- técnico, porque las secciones de la galería tienen
dimensiones mínimas, y esto da lugar a que el ingreso del personal sea dificultoso uno porque en
el medio de la galería está colocado el riel del sistema de acarreo por funicular y dos porque el
balde de acarreo del material ocupa casi todo el espacio o ancho de la galería, esta situación ha
17
dado lugar a que el personal no cuente con las condiciones seguras para el acceso a su lugar de
trabajo, mucho menos para quienes deben transportar material hacia superficie. (Figura 3)
Figura 3. Situación actual sistema del transporte. Fuente: Elaboración propia del autor
El cambio del sistema de transporte de rocas es uno de los proyectos más importantes que se
está ejecutando en interior mina, la galería de transporte está siendo modificada en sus medidas en
alto y ancho (TRAMO I, II) y en su última etapa (TRAMO III) se franqueará por completo debido
a un cambio de dirección. (ANEXO D)
Tomando en cuenta parámetros técnicos, la galería cumplirá con las condiciones necesarias para
el funcionamiento de un sistema de transporte mecanizado: tipo férreo.
En la mina “El Porvenir” la extracción del mineral se realiza mediante las siguientes operaciones
mineras representadas en la Figura 4
18
Figura 4. Operaciones Mineras. Informe de Producción mina “El Porvenir”. Japón (2018).
19
3.4.1 Infraestructura
“El Porvenir” cuenta con un campamento con servicios básicos: agua, luz, alimentación,
internet, habitaciones; que permiten cumplir con las jornadas laborales establecidas por la empresa.
En superficie la mina está conformada por:
Área de compresores
Taller mecánico
Dispensario médico
Polvorín
Bodega
Escombrera
Oficinas de personal administrativo
Comedor
3.4.2 Descripción de la mina
La mina “El Porvenir” en su interior está conformada por una galería principal de acceso de 1400
m de longitud aproximadamente e inicia en la cota 831 m n.n.m, esta labor permite llegar a labores
verticales como son los piques 1, 2, 3, 4.
Actualmente, los piques 1 y 2 localizados a 1200 m distancia tomada desde la bocamina, están
separados en 40 m. uno de otro, se encuentran operativos y están conectados a los niveles de
extracción de material (Nivel 1 y Nivel 2, separados en 50 m de altura). (Figura 5)
Figura 5. Niveles de explotación
20
3.4.3 Método de explotación
En la actualidad en la mina “El Porvenir” no se ejecuta un método de explotación tipo técnico,
(una variante no técnica del método de corte y relleno de forma ascendente), tanto el arranque del
mineral como su extracción es de manera empírica; siguiendo la dirección de las estructuras
mineralizadas presentes en toda el área correspondiente al contrato de operación; esta las vetas no
tienen un nombre en específico se caracterizan por tener dirección N-S, con buzamientos mayores
a 500 y potencias que varían de 0,40 cm hasta 1m.
3.4.4 Operaciones mineras
Perforación y voladura
Las perforaciones para franqueo de las galerías de exploración han sido realizadas con brocas de
36 mm de diámetro utilizando martillos perforadores manuales de fabricación china marca Sheng
Yang modelo YT27 tipo Jack Leg. (Figura 6)
La malla de perforación que se realiza para la apertura de galería de corte y de exploración es de
manera empírica dependiendo de la experiencia del perforista, las perforaciones varían entre 60 a
50 para desbanques y 20 a 25 para la apertura de una sección completa.
La perforadora utiliza energía neumática para su funcionamiento, el barrido de detritos se realiza
mediante inyección de agua y para su operación requiere de una presión de aire de 4,08 kg/cm2 a
6,43 kg/cm2. Este martillo se utiliza conjuntamente con un brazo neumático de serie FT160 de la
misma marca china. El método de perforación de esta herramienta es percu-rotación, mediante el
cual gran parte de la energía es empleada para generar la carga que produce el golpe o percusión
del pistón en la culata del barreno, mientras que una menor cantidad de energía es utilizada para
generar el giro del barreno.
Para realizar la voladura, los taladros son cargados con dinamita Riodin HM 80% de dimensiones
7/8 x7” y nitrato de amonio, el encendido se hace mediante la utilización de mecha lenta.
21
Figura 6. Perforación con máquina YT27. Fuente: Elaboración propia del autor
Carguío y transporte de la roca volada
A continuación de la voladura y luego del desatado de las rocas, viene el transporte de material
arrancado que se inicia en los bloques de explotación y en los frentes de avance de exploración en
cada uno de los niveles.
El ciclo de transporte engloba los siguientes tipos:
Carretillas: una vez realizada la voladura en el bloque de explotación, la roca es
clasificada en roca estéril (ganga) y roca mineralizada (mena) de forma manual (Figura
7) por el personal de la empresa y transportada mediante carretillas hasta el buzón más
próximo.
22
Figura 7. Clasificación y transporte de material arrancado. Fuente: Elaboración propia del autor
Carros mineros Z20: el material escogido en el área explotada es llevado al buzón más
cercano, estos buzones son fabricados de madera con cierres tipo guillotina, construidos
cada 30m de distancia, el material es posteriormente trasegado a los carros mineros tipo
z20 por el personal de turno (Figura 8.) una vez llena la vagoneta, es empujada por el
trabajador hasta la tolva de almacenamiento o stock de del pique que tiene una longitud
de 100 m.
Figura 8. Carga y transporte de material desde buzón hacia carro minero. Fuente: Elaboración propia del autor.
23
Transporte inclinado o Winche: en el pique se encuentra instalado un winche de
arrastre, el mismo que es cargado manualmente mediante palas, tiene una capacidad de
¼ T, transporta material desde el nivel 1 y nivel 2 con tiempos que varían de 8 a 10 min
y este hace posible que el material sea izado desde niveles inferiores hasta el nivel
principal de transporte (Figura 9).
Figura 9. winche de acarreo – vista del nivel 1 al nivel 2 . Fuente: Elaboración propia del autor
Transporte funicular o garruchas: en el piso del nivel principal de transporte el
material que sube por el winche es descargado (Figura 10) y desde aquí es cargado
manualmente al sistema funicular o garruchas (Figura 11). El transporte funicular
consiste en recipientes metálicos de forma trapezoidal con capacidad de ¼ de tonelada,
sirven para transportar el material pétreo, estos baldes disponen de unos soportes con
poleas, las cuales están colgadas de una larga riel soldada y empotrada al techo de la
galería para su rodamiento.
24
Figura 10. Material descargado en nivel principal de transporte. Fuente Elaboración propia del autor
Figura 11. Carga manual de material rocoso al sistema funicular
En la Figura 12 se observa el transporte de material mediante garruchas, siendo necesario que
un trabajador se movilice empujando dos recipientes de este tipo a lo largo de toda la galería
principal de transporte que tiene una distancia aproximada de 1400 m para llegar a superficie, este
sistema es obsoleto y anti técnico pues requiere de un gran esfuerzo humano, tiene una gran
cantidad de tiempos muertos y bajo rendimiento de volumen de material transportado, por lo que
se convierte en una actividad no eficiente.
25
Figura 12. Sistema funicular. Fuente: Elaboración propia del autor
Una vez que sale a superficie el material aurífero; este es descargado en una tolva y trasegado a
volquetas para enviarlo a la planta de procesamiento; en caso de que el material transportado sea
estéril, este es descargado directamente en la escombrera ubicada en superficie (Figura 13).
Figura 13.Descarga de material en superficie. Fuente: Elaboración propia del autor.
Escombrera Tolva
26
3.5 SITUACIÓN LEGAL
La mina “El Porvenir” realiza actividades de minería dentro de las áreas mineras “Bella Rica”
y “Mollopongo”, con contratos de operación vigentes en las dos áreas, donde las declaraciones de
pago de impuestos corresponden a las dos áreas antes mencionadas, a excepción del pago de
regalías que se lo hace por separado para cada área.
3.6 GEOLOGÍA
3.6.1 Geología regional
La mina “El Porvenir” se encuentra ubicada en el Distrito Minero Azuay, Subdistrito Minero
Machala – Naranjal, Campo Minero de Ponce Enríquez; conocido por sus depósitos de Cu-Au-Mo
en pórfidos y en vetas, brechas y "stockworks" epi-mesotermales desarrollados dentro de las rocas
de caja volcánicas y que están especialmente relacionados con pórfidos (PRODEMINCA, 2000).
El Subdistrito Máchala-Naranjal está en un segmento del Terreno Oceánico Pallatanga
delimitado por las fallas Bulubulu y Chimbo (sistema Pallatanga-Calacalí) en sus lados Oriental y
Noroeste y por la Falla Jubones en el lado meridional. Hacia el Este y Sur la Unidad Pallatanga
está recubierta por materiales volcánicos del Grupo Saraguro.
El campo Minero Ponce Enríquez ocupa la parte central de este subdistrito, donde la Unidad
Pallatanga del Cretácico Medio Temprano (pre-Senoniense) está principalmente expuesta y forma
una banda casi contínua limitada por fallas a lo largo de las estribaciones occidentales de la
Cordillera Occidental. (Ministerio Energía y Minas, 1998). La unidad comprende basaltos
toleíticos lávicos masivos y almohadillados con intrusiones básicas y cantidades subordinadas de
volcanoclastitas, sedimentos pelágicos y rebanadas tectónicas de rocas ultramáficas. La base de
esta unidad no está expuesta y, hacia el Este, está cubierta discordantemente por las rocas
volcánicas sub-aéreas, de composición intermedia a silícea calco-alcalina del Grupo Saraguro
(Eoceno Medio Tardío o Mioceno Inferior). El espesor de esta unidad ha sido estimado en más de
1 Km al Este de Ponce Enríquez. (PRODEMINCA, 2000).
3.6.2 Geología local
Alrededor del Campo Mineral se presenta un conjunto predominante de rocas volcánicas, andesitas
y basaltos, brechas, todas estas rocas de la Unidad Pallatanga o también conocidos como Basaltos
de Bella Rica. La exposición típica que se presenta en los frentes de trabajo es de basaltos verdes,
stockworks irregulares de epidota, cuarzo y diorita.
27
Por lo anterior podemos decir que la mineralización en la mina “El Porvenir” está encajada en un
conjunto predominante de rocas andesíticas provenientes de la Unidad Pallatanga. La roca
intrusiva está formada de fenocristales de plagioclasas y clorita dispuestos en una matriz afanítica
compuesta de magnetita, clorita y diseminaciones de pirita.
La roca de caja se presenta en colores azuladas y verdosas, que corresponden a rocas básicas e
intermedias; este tipo de roca se la encuentra en casi la totalidad de las galerías de forma maciza,
resistente y compacta.
Las vetas se han originado a partir de fallamientos longitudinales (dirección predominante N - S)
en la roca encajante que han sido rellenadas con soluciones hidrotermales de naturaleza
epimesotermal, que contiene los siguientes minerales: pirita, calcopirita, pirrotina, arsenopirita,
marcasita, galena, oro, cuarzo y carbonatos (INIGEMM, 2000). Las vetas del yacimiento buzan
hacia el Este con ángulos entre 20 y 80 grados.
“Las alteraciones que están relacionadas a la mineralización son la cloritización, silicificación
y piritización en donde se emplazan las vetas.” (PRODEMINCA, 2000), además de la alteración
propilítica en la roca encajante.
3.7 ESTIMACIÓN DE RESERVAS Y DE PRODUCCIÓN
Se considera reserva a la cantidad (volumen o masa) de material mineralizado económicamente
rentable.
Reservas Posibles, aquellas que no tienen la suficiente información geológica y solo se las
observan en una dimensión.
Reservas Probables, aquellas que tienen determinada información y han sido medidas en dos
dimensiones, mediante labores de acceso.
Reservas Probadas, aquellas que han sido comprobadas, se conoce el volumen de mineral, en
tres dimensiones y están listas para la extracción.
La evaluación de reservas en la mina “El Porvenir”, se determinará empleando el método
geométrico; que permitirá franquear galerías de exploración y preparar al yacimiento para su
explotación; mediante bloques rectangulares de 30 x 50 x 50 m.
La potencia media a considerar en la estructura principal es de 0,4 m y en estructuras
secundarias 0,2 m. (Informe de producción, El Porvenir, 2018)
Como se observa en la Tabla 5 se tienen 2500 ton de reservas posible, con una ley de corte de
5 gr/ton de oro en la veta Secundaria; con respecto a las reservas probables en la (Tabla 6) se indica
28
un valor de 23716 ton, con una ley de corte de 5 gr/ton en veta secundaria y de 7 gr/ton en la veta
Sorpresa; por su parte las reservas probadas son de 48989 ton, con una ley de corte de 5 gr/ton en
las vetas Principal y Secundaria y de 8.5 en la veta Sorpresa (Tabla 7).
Tabla 5
Reservas Posibles mina “El Porvenir”
RESERVAS POSIBLES
Bloques Longitud Altura Toneladas
Ley de
corte
(m) (m) (m) Ton (gr/Ton)
VETA
SECUNDARIA 1 100 50 2500 5
TOTAL
TONELADAS 2500
Total oro 12500 Fuente. Informe de producción “El Porvenir”. Japón (2018)
Tabla 6
Reservas Probables mina “El Porvenir”
RESERVAS PROBABLES
Bloques Longitud Altura Toneladas Ley de corte
(m) (m) (m) Ton (gr/Ton)
VETA SECUNDARIA 1 100 50 2500 5
VETA SORPRESA 1 170 160 21216 7
TOTAL TONELADAS 23716
Total oro (gr) 161012 Fuente. Informe de producción “El Porvenir”. Japón (2018)
Tabla 7
Reservas Probadas mina “El Porvenir”
RESERVAS PROBADAS
Bloques Longitud Altura Toneladas Ley de corte
29
(n) (m) (m) Ton (gr/Ton)
VETA PRINCIPAL
1 400 80 32000 5
2 130 100 13000 5
VETA SECUNDARIA 1 100 40 2000 5
VETA SORPRESA 1 170 18 1989 8.5
TOTAL Tm 48989
Total oro (gr) 244945 Fuente. Informe de producción “El Porvenir”. Japón (2018).
3.8 Ritmo de extracción
Este parámetro es expresado como la cantidad (volumen o masa) de mineral extraído por unidad
de tiempo.
Para determinar el ritmo de extracción óptima de una mina (A) existen algunos métodos; para
este proyecto se ha elegido el método de POMARETSEV.
𝐴 = 𝐾√𝑅
Donde:
A: Ritmo de extracción anual; (T/año)
R: Reservas; (T)
K: Coeficiente en función de las reservas; tabla 8
𝐴 = 45√75205,0
𝐴 = 12341T/ año ≈ 1028 T/ mes ≈ 34 T/día
Para la extracción estimada anteriormente se necesitan contar con las suficientes reservas de
minerales que permitan cumplir con la proyección de cantidad de volumen a transportar, por lo
tanto, se han considerado el 100% de todas las reservas existentes en la mina, de acuerdo al informe
de producción presentado tenemos un total de 75205,0 T.
Estas reservas al explotarse según la extracción estimada, proporcionará un tiempo de vida útil
de la mina “El Porvenir” de 6 años.
30
La Tabla 8 establece los valores de K dependiendo de la cantidad de reservas existentes
expresada en millones de toneladas.
Tabla 8
Determinación del factor K en función a las reservas minerales.
Millones TM
(Rango de reservas
)
Valor de K
Máximo Mínimo
50-100 255-270 180-200
30-50 250-255 170-180
20-30 235-250 150-170
10-20 195-235 120-150
5-10 150-195 90-120
1-5 80-150 40-90
<1 hasta 80 hasta 40 Fuente. Apuntes de clase de la materia de Negociación Minera.
3.9 IDENTIFICACIÓN DE LOS PARÁMETROS A INVESTIGARSE
3.9.1 Costo Fijo
Es aquel costo que existe independientemente de la producción u operación, en donde se
consideran aquellos relacionados preferentemente: a maquinaria, equipos, administrativos,
personal, servicios y otros.
3.9.2 Costo Variable
Es aquel costo que se genera directamente por la operación o actividad, en este caso se calcula
por el tiempo de operación de una máquina, longitud de la perforación desarrollada, consumo de
insumos.
3.9.3 Costo horario
Es el costo que se genera en un determinado tiempo por efecto de la ejecución continua o
discontinua de una actividad, sus unidades de cálculo son $/unidad de tiempo.
31
3.9.4 Costo por actividad
Es aquel costo que se genera por la realización de una actividad. Toma en cuenta cada variable
y aspecto de la operación de una actividad específica, creando una cuenta de costos única para
cada actividad.
3.9.5 Costos operativos
Son aquellos costos que se dan desde la puesta en marcha del proyecto hasta el final de su vida
útil. Aquí se tienen los siguientes: costos de producción (sueldos y salarios del personal, insumos,
etc.), gastos de mercadotecnia, gastos administrativos y generales, gastos de la gerencia del
proyecto, gastos financieros, impuestos, entre otros.
3.9.6 Costos de Inversión
Llamados también costos pre-operativos, corresponden a aquellos que incurren en la
adquisición de los activos necesarios para poner el proyecto en funcionamiento, ponerlo "en
marcha" u operación. De una forma sencilla, son todos aquellos costos que se dan desde la
concepción de la idea que da origen al proyecto hasta poco antes de la producción del primer
producto o servicio.
3.10 REFERENCIAS ESPECÍFICAS DE LA INVESTIGACIÓN
Para realizar un cálculo correcto de los costos que intervienen en todo el proceso de la
implementación del nuevo sistema de transporte en la mina “El Porvenir”, se requieren definir
parámetros como:
Inversiones
Tiempos de trabajo en cada tramo
Rendimientos
Salarios
Costos fijos
Servicios.
Consumo diario de los insumos utilizados en las labores mineras.
Análisis de cotizaciones de equipo y maquinaria.
Por lo anterior, el área de contabilidad de la empresa facilitará al estudiante el estado de resultados
(ingresos, egresos) de cada mes durante la ejecución del proyecto.
32
3.11 Características relevantes del proyecto
El sistema de transporte a implementarse tendrá mayor capacidad de volumen a transportar y será
capaz de satisfacer el traslado del material rocoso, de acuerdo a las proyecciones de aumentar a
futuro la producción.
Es importante mencionar que las reservas minerales ocupan un lugar indispensable en el proyecto,
porque, al no existir las reservas suficientes, el proyecto no tendría una fundamentación técnica
para la recuperación de la inversión.
Por lo antes mencionado, este trabajo permitirá a la mina “El Porvenir”, disponer de un análisis de
costos de operación e inversión en procesos que intervienen en el trasiego y transporte de rocas
hasta la superficie, el cual fundamenta su importancia conociendo de forma clara el manejo
financiero- administrativo que se lleva a cabo en las operaciones de carga y descarga de rocas y
así la rentabilidad para futuros proyectos.
3.12 Alternativas de solución
Las alternativas más factibles para aplicar en relación a la determinación y análisis de costos de la
operación, serán analizadas en función a los resultados de costos, los cuales se evaluarán y se
tomarán en cuenta con el método más apropiado y adecuado para la solución al problema
investigado.
Las posibles alternativas que tenemos son:
3.12.1 Sistemas de costos estándar
Un producto terminado es siempre el resultado de una combinación de factores productivos
consumidos. Materias primas unidas en un tiempo de mano de obra, el trabajo de los equipos y
máquinas y otra serie de factores que permiten obtener un producto.
Por tanto, los costos estándares son los consumos en los que se incurriría bajo unas condiciones,
por supuesto posibles, de eficiencia en el empleo de materias primas, mano de obra, equipo e
instalaciones, en general de cuantos factores participan de la actividad empresarial. Con los costos
estándares la empresa fija su presupuesto hacia sus costos de producción. (Misión Sucre, 2006)
33
3.12.2 Sistema de costos por actividad
Este sistema se aplica en las empresas industriales cuya producción es continua, ininterrumpida o
en serie y que fabrican productos homogéneos o similares en forma masiva y constante, a través
de varias etapas o actividades de producción (textiles, plásticos, a azúcar, petróleo, vidrio, minería,
industrias químicas, etc.). (Bravo, 2007).
Los objetivos esenciales que se persiguen con un buen sistema de costos por actividad son los
siguientes:
Calcular, dentro de un período de tiempo determinado, el costo de producción de un
proceso particular, identificando los elementos del costo que intervienen en cada uno.
Los costos de cada actividad permitirán calcular los costos unitarios de las unidades
producidas.
Dotar a la administración de las herramientas necesarias para poder implementar
mecanismos de control de la producción, que garanticen el uso más eficiente de los
recursos.
Contribuir en el proceso de toma de decisiones, mediante el reporte de informes y datos que
agilicen los criterios para análisis de alternativas.
3.12.3 Método del Cálculo Analítico
El método del cálculo analítico es frecuentemente utilizado para la planificación anual de empresas
para la producción, este método se centra en la reducción de los costos para un periodo
determinado, tomando en cuenta todos los factores técnico-económicos y además las condiciones
de trabajo en las que se encuentran. (Godoy Collado) Para el desarrollo de este método se toman
en cuenta la situación actual de la empresa para lograr un ahorro en costos, para aplicar este
método, es necesario que la empresa sea totalmente planificada y organizada, manteniendo un
registro de todas las actividades realizadas y sus costos que con llevan cada una de ellas, así mismo
un registro histórico para que los resultados arrojados sean veraces. (Godoy Collado) El cálculo se
lo elabora agrupando los gastos que se realizan en el desarrollo de las actividades y se los analiza
de acuerdo a las necesidades de la empresa.
34
3.12.4 Sistemas de costos por órdenes específicas
El Sistema por Órdenes Específicas, es un sistema que acumula los costos de la producción de
acuerdo a los trabajos de los clientes; los costos que demandan cada orden se van acumulando para
cada una, siendo el objeto de costos un grupo o lote de productos homogéneos o iguales.
(Sinisterra, 1997)
Como cada trabajo es diferente, es razonable que los costos de producción de cada trabajo también
sean distintos y por tanto deben acumularse por separado; es por ello que este sistema se considere
apto cuando los productos fabricados son identificables en todo momento como pertenecientes a
una orden. (Hargadon & Múnera, 1985)
Este sistema es uno de los más idóneos para reflejar detalladamente lo que ocurre en los procesos
productivos discontinuos y proporcionar información útil para la toma de decisiones,
especialmente las referidas a precios de venta en función de costes y márgenes.
35
CAPÍTULO IV
4. DISEÑO METODOLÓGICO
4.1 TIPO DE ESTUDIO
El tema de estudio es de tipo descriptivo, analítico y de campo.
Descriptivo. - Porque se detallan los tipos de transporte involucrados en el proceso de extracción
de material, permitiendo determinar y analizar lo costos de operación que se llevan a cabo en el
proyecto de implementación de transporte de rocas.
Analítico. - Porque analiza la información existente en la mina “El Porvenir” sobre los costos e
inversiones realizados anteriormente con la ayuda de los informes de producción.
Campo. - Porque la recopilación de la información se lo realiza en el lugar de estudio, utilizando
diferentes formas y métodos que ayudan a desarrollar el proyecto integrador.
4.2 UNIVERSO Y MUESTRA
El universo es toda la concesión minera Bella Rica ubicada en el cantón Camilo Ponce Enríquez
provincia del Azuay, en donde existen algunas decenas de minas.
La muestra es la mina “El Porvenir”, tomando en cuenta las actividades realizadas para cumplir
con el proceso minero, desde el arranque hasta el transporte de la roca arrancada hacia superficie.
4.3 TÉCNICAS DE INVESTIGACIÓN
Las técnicas que utilizaremos para llegar a realizar el proyecto integrador son:
La recopilación de la información sobre el área minera con la ayuda de mapas, libros, informes
de producción semestrales, además de información bibliográfica adicional relacionada al estudio
correspondiente.
Trabajo de campo: análisis del proceso transporte de material desde su inicio hasta su
culminación en superficie, adicionalmente un análisis de las labores a realizar en el crucero
principal al ser dividido en tres tramos.
Análisis de costos: adquisición de nuevos equipos y maquinarias, consumo de explosivos,
personal necesario.
36
Trabajo de oficina: El procesamiento de la información sobre los costos de operación e
inversión con la ayuda de hojas de cálculo u otros programas al ser necesario que permitan realizar
la interpretación de resultados.
A continuación, la Figura 14 representa la metodología utilizada representada en un diagrama
de procesos.
Figura 14. Diagrama de procesos de las técnicas de investigación utilizadas. Fuente: Elaboración propia del autor
37
CAPÍTULO V
5. PLANTEAMIENTO DE PROPUESTA EN BASE A RESULTADOS
Las alternativas más factibles para aplicar costos de inversión y costos de operación serán
analizadas en función a los resultados de costos, de los cuales se evaluará y se tomará en cuenta el
método más apropiado y adecuado para la solución al problema investigado. Las alternativas más
factibles fueron planteadas en CAPÍTULO III ítem 3.10 de las cuales una de ellas nos ayudará a
determinar los costos requeridos para este proyecto integrador.
5.1 ANÁLISIS COSTO - BENEFICIO DE LAS ALTERNATIVAS DE TRANSPORTE
Entre las alternativas de costos antes mencionadas, el más factible e idóneo para la realización del
proyecto integrador será: el Sistema de Costos por Actividad.
Este método es el más apto para la determinación de costos de operación en la mina “El Porvenir”,
ya que separa los costos unitarios por actividad, para calcular el costo de operación final.
En cuanto a la inversión podemos decir que, está representada en: tiempo, esfuerzo o sacrificio y
recursos o capitales. La producción de un bien requiere un conjunto de factores integrales que son:
a) Materiales.
b) Número de horas de trabajo-hombre, remunerables.
c) Maquinaria, herramientas, etc.
Estos factores intervienen en la producción y pueden ser de carácter físico o de otra naturaleza,
pero su denominador común es que tienen un valor en dinero.
5.2 INVERSIONES
En minería la inversión que se emplea para el desarrollo y explotación de los recursos minerales
localizados en el subsuelo se basa en la adquisición de equipo y maquinaria nueva o usada,
infraestructura, también adecuación del campamento y apertura de vías.
Así, las inversiones constituyen el pilar fundamental de cualquier proyecto para la puesta en
marcha (fase de implementación), aun cuando también se pueden realizar inversiones durante la
operación, esto se interpreta en la Figura 15.
38
Figura 15. Inversión antes y durante la ejecución del proyecto.
Las inversiones durante la operación generalmente son necesarias para el reemplazo de activos
desgastados o incrementar la capacidad productiva o de volumen de servicio.
El Porvenir, al tratarse de una mina que dispone de campamento y vías de acceso; en este punto
se enfocará principalmente en la adquisición de nuevos equipos o maquinaria, materiales e
insumos que se necesita para implementación del sistema de transporte de rocas.
5.2.1Equipos y maquinaria
Para la ejecución del proyecto en la Tabla 9 se detalla la maquinaria requerida.
Tabla 9
Maquinaria adquirida en la implementación del proyecto
EQUIPO MARCA CANTIDAD
COSTO
MÁQUINA INVERSIÓN
Perforadora YT27 Atlas 1 $625 $625
Martillo rompedor tex Atlas 1 $1.250 $1.250
Soldadora Inverter 1 $300,00 $300,00
Soldadora Powerstick 1 $300,00 $300,00
Rotomartillo Makita 1 $1.582,52 $1.582,52
Perforadora YT27 Atlas 1 $803,57 $803,57
Locomotora - 2baterias- 1 cargador
China
Coal 1 $38.188,57 $38.188,57
Compresor DSD 175 Kaeser 1 $84.978,00 $84.978,00
Cargadora neumática Eimco 1 $12.000,00 $12.000,00
Vagones (1,5 TM) 18 $1.832,14 $32.978,50
Winche con balde 1,5 Ton + motor
trifásico 1 $12.723,21 $12.723,21
Total: $173.006 Fuente: Elaboración propia del autor.
39
5.2.2 Excavación de la galería de transporte
Como en el capítulo II se había mencionado, las labores de sostenimiento y elección de tipo de
transporte a lo largo de toda la galería se habían desarrollado de una manera empírica por parte de
mineros artesanales, con la apertura de una sección mínima para el funcionamiento del sistema
funicular (garruchas).
Con lo antes mencionado, la galería de transporte como parte de estudio del presente proyecto
tiene la finalidad de permitir el acceso hacia las concesiones mineras Bella Rica y Mollopongo, en
las cuales la empresa minera “El Porvenir” posee derechos de explotación. Debido a estos
antecedentes, la función primordial de esta excavación es: como galería de acceso principal a la
mina, Nivel principal de transporte y la de brindar acceso seguro a todo el personal hacia los
frentes de explotación.
En esta galería se va a implementar un sistema mecanizado de transporte férreo que sea apto para
cumplir con las necesidades de un volumen de extracción mayor que el actual.
Para dar inicio al proyecto de implementación este ha sido dividido en tres partes denominados
tramos. (Anexo E)
TRAMO I
Este tramo tiene una longitud total de 360 m y debido a que esta galería tenía una sección pequeña
(aproximadamente de 1,20 de ancho y 1,90 de alto) se tomó la decisión de ampliarla, con esta
finalidad se realizaron las siguientes actividades:
Perforación y voladura mediante desbanques para ampliar la sección tanto en la corona
como en los hastiales de la galería.
Sostenimiento; conformado por cerchas metálicas y hormigón debido a la inestabilidad
del macizo rocoso en 50m tomados desde la bocamina.
Limpieza y desalojo de roca volada
Instalación de rieles
TRAMO II
Este tramo tiene una longitud de 300 m, la sección de ésta era más pequeña aún que la del TRAMO
I, tenía unas medidas de 1,20 m de alto y 1m de ancho aproximadamente, aquí para la apertura de
la misma se realizaron los siguientes trabajos:
Perforación y voladura mediante desbanque en corona y hastiales de la galería;
ampliación de la sección
40
Limpieza y desalojo de la roca volada
Instalación de rieles
Instalación de servicios
TRAMO III
Este tramo se caracteriza porque es una galería nueva y se tenía excavarla completamente, además
toma una dirección diferente, la longitud es de aproximadamente 400 m, para su apertura es
necesario realizar:
Perforación y voladura; apertura de la sección por completo, alrededor de 30
perforaciones, se caracteriza por un mayor consumo de explosivos.
Limpieza y desalojo de material volado
Instalación de rieles
Instalación de servicios
5.2.2.1 Longitud
La longitud del socavón principal en la mina “El Porvenir” se encuentra claramente identificada
en el Anexo E, la dirección con la que se ha realizado inicialmente la excavación es N70°E, la
misma se mantiene en el TRAMO I, posteriormente se modifica en unos grados en el TRAMO II,
para luego tomar una dirección distinta N 25W TRAMO III.
Por lo anterior se determina una distancia necesaria de ampliación de 660 m (TRAMO I,
TRAMO II) y excavación de 400 m (TRAMO III), resultando así una longitud total de 1060 m
aproximadamente.
5.2.2.2 Sección transversal
Sosa, Humberto, (1978). Menciona en su libro Tecnología de Franqueo y Mantenimiento de
Galerías. Las formas de las secciones de las galerías horizontales depende de la magnitud y
dirección de la presión de las rocas, del tipo de construcción y las fortificaciones, del tiempo de
servicio y dimensiones de las galerías.
En base a las necesidades operativas que exige el sistema de transporte a implementar, las
características físico-mecánicas de la roca que permiten una adecuada excavación de la galería y
considerando criterios de orden económico, en la Figura 16 se muestra la forma de la galería
principal de acceso con techo abovedado (TRAMO I y II), así mismo el franqueo de la sección
completa en el TRAMO III.
41
Figura 16. Galería de forma abovedada -TRAMO I, II, III. Fuente: Elaboración propia del autor
El TRAMO I inicia con una subsidencia que actúa a lo largo de 50m medidos desde la
bocamina, entonces la forma de la galería adopta una forma rectangular debido al material utilizado
para la fortificación tal como se muestra en la Figura 17.
Figura 17.Forma de galería tipo rectangular – TRAMO I. Fuente: Elaboración propia del autor
42
5.2.2.3 Secciones de la Galería
Es importante mencionar que la sección de la galería dependerá de factores como: tránsito
seguro de personal, dimensiones del equipo de transporte, otras máquinas que operan en el interior
de la mina como:
Cargadora neumática, ancho= 1,50 m alto= 2,10 m
Locomotora, ancho = 0,92 cm alto= 1,15 m
Vagones, ancho= 0,82 cm alto= 1,31 m
Como parámetro referencial para la ampliación y franqueo de la galería se ha establecido que
esta debe tener una altura de 2.20m y 1.80m de ancho, estas dimensiones son las que mejor se
adaptan a las condiciones funcionales y operativas para el sistema de transporte a implementar.
En la Figura 18 se aprecia una variación en las medidas de la sección en el TRAMO I, debido
a la existencia de material muy inestable lo que permitió únicamente realizar una ampliación en lo
ancho de 0,30 m, dejando las siguientes medidas: alto 1,73 m y ancho 1,55.
Figura 18. Dimensión de la sección por inestabilidad de la roca - Bocamina.
h = 1,73 m
a = 1,55 m
43
5.2.2.4 Sostenimiento
Al estar dentro de un área donde la roca es altamente resistente no ha sido necesario un
sostenimiento continuo en los tres tramos, pero al existir lugares específicos donde la roca es de
mala calidad es de suma importancia realizar fortificaciones, en la Figura 19 se muestra el inicio
del TRAMO I tomados desde la bocamina con una longitud de 50m, donde fue necesario una
fortificación con cerchas metálicas hormigonadas en las paredes, y en el techo los perfiles
metálicos soportando planchas metálicas.
En los TRAMOS II y III en lugares específicos por donde fallas geológicas activas hacen su
paso, ocasionan filtraciones de agua e inestabilidad rocosa, por lo que es necesario también realizar
trabajos de fortificación.
Se debe considerar el factor económico, y por supuesto, el sistema de fortificación elegido debe
presentar un costo de construcción y mantenimiento.
Figura 19. Fortificación desde la bocamina- TRAMO I.
Cerchas
metálicas
44
5.3.1 Perforación y voladura en TRAMOS
En cuanto a la perforación para los TRAMOS I y II; se realizaron trabajos de desbanque
(ampliación de la sección) realizando únicamente taladros de contorno, tal como se ver en la
Figura 20, un total de 10 taladros permitiendo que la galería tome otra medida tanto en las paredes
(hastiales) como en el techo (corona), para lo cual se utilizaron barrenos de 1,60 m con brocas de
36mm.
La ampliación obtenida era aproximadamente de 1m lo que permitía que la sección sea óptima
para el sistema a implementar.
Figura 20. Ampliación galería mediante desbanques TRAMO I y II. Fuente: Elaboración propia del autor
Para la excavación del TRAMO III fue necesario franquear la sección completa de la galería
con una altura de 2,20 m y ancho 1,80 m de acuerdo a factores que anteriormente ya se
mencionaron, debido a que la dirección de avance toma un rumbo totalmente distinto a los tramos
anteriores, para lo cual se han realizado mallas para voladura con 32 hasta 38 perforaciones.
Para la definición de la malla de perforación y voladura, se deben considerar los siguientes
parámetros.
2,2 m
1,15
1,00 m
1,80 m
45
Número de taladros cargados
El número de taladros requerido en una voladura subterránea depende de:
- Tipo de roca a volar
- Grado de fragmentación que se desea obtener y del diámetro de las brocas de perforación
disponibles.
- Influyen también la clase de explosivo y el método de iniciación a emplear.
Factores que individualmente pueden obligar a reducir o ampliar la malla de perforación y por
consiguiente aumentar o disminuir el número de taladros calculados teóricamente.
Se puede calcular el número de taladros aproximadamente, mediante la siguiente fórmula
empírica:
𝐍𝐭𝐚𝐥 = 10∗h∗√𝑎
Donde:
a: Ancho de la galería = 1,80 (m)
h: Altura de la galería = 2,20 (m)
O en forma más precisa con la relación:
𝐍𝐭𝐚𝐥 = (P/dt) +(c∗S)
Donde:
P: Perímetro de la sección de la galería; (m).
dt: Distancia entre los taladros periféricos que usualmente depende de la dureza de la roca como
se puede ver en la Tabla 10
46
Tabla 10
Distancia entre taladros según dureza de la roca
Dureza de la roca Distancia entre taladros
Tenaz 0,50 a 0,55
Intermedia 0,60 a 0,65
Friable 0,70 a 0,75
Fuente. EXSA. (2009). Manual práctico de voladura.
C: Coeficiente o factor de roca, también se toma de la siguiente tabla
Tabla 11
Coeficiente o factor de la roca, según la dureza de la roca.
Dureza de la roca Coeficiente de la
roca (m)
Tenaz 2
Intermedia 1,5
Friable 1
Fuente. EXSA. (2009). Manual práctico de voladura.
S: Sección de la galería (m2 )
Se tomaron valores de dureza tipo tenaz puesto que nos encontramos en áreas donde la roca de
caja es andesita, basaltos.
𝐏 = 4∗√S 𝐍𝐭𝐚𝐥 = (P/dt) +(c∗S)
𝐏 = 4∗√(1,80+2,20) 𝐍𝐭𝐚𝐥 = (8/0,50) +(2∗4)
𝐏 = 8 𝐍𝐭𝐚𝐥 = 24
Este cálculo no considera los barrenos de alivio, por lo que posteriormente se suma al total
resultante.
47
Cuele y contracuele
Para determinar el diámetro del barreno central grueso se parte de la siguiente ecuación:
H =𝐷ℎ+16,51
41,67 manual konya
Donde:
Dh: Diámetro del barreno central de alivio; (mm)
H: profundidad del barreno; 1,80 (m)
𝐃𝐡 =𝐻 ∗ 41,67 − 1651
𝐃𝐡 =1,8 ∗ 41,67 − 1651
𝐃𝐡 =58,49 mm
Al no disponer de una broca con tal diámetro, se realizan varias perforaciones con brocas de
menor diámetro (36 mm), hasta obtener así un diámetro equivalente. Para determinar el número
de barrenos de diámetro equivalente a perforarlo se aplica la siguiente fórmula:
Dh = dh * √𝑁𝑏
Donde:
dh: Diámetro del barreno equivalente; (mm)
Nb: Número de barrenos de diámetro equivalente; (Adimencional)
Nb =(𝐷ℎ
𝑑ℎ)2
Nb =(58,49
36)2
Nb =2,65 ≈ 3
Tomando en cuenta criterios planteados en el Manual práctico de voladura de EXA, Técnica
Sueca y el Manual de Voladura de Konya, el burden del primer cuadrante equivale a 1,7- 1,5
veces Dh.
B1 = 1,5* Dh
B1= 1,5* 58,49
B1= 87,73
Para efectuar los cálculos con mayor rapidez, el manual de voladura de EXSA propone en la
tabla N 12, cálculos simplificados para el diseño del cuele de cuatro secciones con barrenos
paralelos.
48
Tabla 12
Cuadro de cuele de cuatro secciones
Sección del
corte Valor del burden
Lado de la
sección
Primera B1=1,5 D1 B1 √2
Segunda B2=B1 √2 1,5 B2√2
Tercera B3= 1,5*B2 √2 1,5 B3√2
Cuarta B4 = 1,5 B3 √2 1,5 B4√2
Fuente. EXSA. (2009). Manual práctico de voladura.
Reemplazando valores tenemos:
Tabla 13
Datos obtenidos por reemplazo de datos
Fuente.Elaboración propia del autor
Figura 21. Diseño del cuele de cuatro secciones con barrenos paralelos.
Sección del corte Valor del
burden (mm)
Lado de la
sección (mm)
Primera 87,73 124,07
Segunda 124,07 263,2
Tercera 263,2 558,33
Cuarta 558.33 1184,34
49
Para realizar el diseño de la malla de perforación es necesario determinar el Burden y
Espaciamiento entre cada barreno cargado del techo, hastiales, zapateras y destroza.
El espacio entre barrenos, depende de ciertos factores como son:
el tipo de roca
el tamaño de roca que se desea obtener
el tipo y cantidad de explosivos a emplearse
el diámetro de los útiles de perforación.
Barrenos de piso
Burden
B=0,012 ((2∗𝛿𝑒
𝜌) + 1,5) 𝐷𝑒
Donde:
δe: Densidad del explosivo; (g/cm3) “Riodin 80” (1,5 g/cm3).
Ρ: Peso específico de la roca; (g/cm3) 2,80 g/cm3.
De: Diámetro del explosivo; (mm) “Riodin 80” (25,4 mm).
B=0,012 ((2∗1,5
2,70) + 1,5) 22,2
B=0,012(1,07 + 1,5)22,2
B=0,68 m
Espaciamiento
𝐒 = 1,1∗B
𝐒 = 1,1∗(0,68)
𝐒 = 0,75 m
Retacado
𝐓 = 0,2∗B
𝐓 = 0,2∗0,68 m
𝐓 = 0,14 m
Barrenos de techo
Burden
B=0,012 ((2∗𝛿𝑒
𝜌) + 1,5) 𝐷𝑒
50
B=0,012(1,07 + 1,5)22,2
B=0,68 m
Espaciamiento
𝐒 = 1,1∗B
𝐒 = 1,1∗(0,68)
𝐒 = 0,75 m
Retacado
𝐓 = B
𝐓 = 0,68 m
Hastiales
Burden
B=0,012 ((2∗𝛿𝑒
𝜌) + 1,5) 𝐷𝑒
B=0,012(1,07 + 1,5)22,2
B=0,68 m
Espaciamiento
𝐒 = 1,1∗B
𝐒 = 1,1∗(0,68)
𝐒 = 0,75 m
Retacado
𝐓 = B
𝐓 = 0,68 m
Barrenos de destroza
Burden
B=0,012 ((2∗𝛿𝑒
𝜌) + 1,5) 𝐷𝑒
B=0,012(1,07 + 1,5)22,2
B=0,68 m
Espaciamiento
51
𝐒 = 1,1∗B
𝐒 = 1,1∗(0,68)
𝐒 = 0,75 m
Retacado
𝐓 =0,5* B
𝐓 =(0,5)* 0,68 m
T= 0,34 m
Figura 22. Diagrama de voladura TRAMO III
52
Voladura
En cuanto a la voladura se utiliza como sustancia explosiva: Riodin HM 80% de dimensiones
7/8 x7” como carga de fondo y nitrato como carga de columna y el encendido se realiza mediante
meche lenta conectada a fulminantes N8
Para determinar la cantidad de sustancia explosiva necesaria para cada tipo de barreno, se
consideran los siguientes datos expresados en la Tabla 14.
Tabla 14
Parámetros requeridos para el cálculo de la carga explosiva para galería de transporte
Datos
Longitud de barreno Lb 1,8 m
Rendimiento de la perforación Rp 95 %
Longitud real de la perforación Lp 1,7 m
Rendimiento de la voladura Rv 95 %
Avance real Ar 1,6 m
Diámetro de perforación dh 38 mm
Masa de 1 cartucho de Riodin HM 80% Mr 0,105 kg
Masa de 1 cartucho de Anfo Ma 0,106 kg
Longitud de 1 cartucho de Riodin HM80% Lr 17,78 cm
Longitud de 1 cartucho de Anfo La 28 cm
Longitud de retacado de los barrenos de piso Tp 0,14 m
Longitud de retacado de los barrenos de hastiales Th 0,68 m
Longitud de retacado de los barrenos del techo Tt 0,68 m
Longitud de retacado de los barrenos de destroza Td 0,34 m
Longitud de retacado de los barrenos de cuele y contracuele Tc 0,1 m
Número de taladros de alivio Nta 3 _
Número de taladros de piso Ntp 4 _
Número de taladros de techo Ntt 4 _
Número de taladros de los hastiales Nth 4 _
Número de taladros de destroza Ntd 12 _
Número de taladros de cuele Ntc 4 _
Número de taladros de contracuele Ntcc 4 _ Fuente. Quinga, R. (2016). Elección del diseño de explotación de la veta Yucal-Chirimoyo existente en el área
minera “El Corazón”, ubicada en el cantón Cotacachi, parroquia García Moreno, provincia de Imbabura.
53
Cuele y contracuele
Longitud de la carga de fondo
Lcf = 𝐿𝑝
3
Lcf = 1,7
3
Lcf = 0,56 m
Número de cartuchos de Riodin HM 80%
Nc.r. = 𝑳𝒄𝒇∗𝟏𝟎𝟎
𝑳𝒓
Nc.r. = 0,56∗100
17,78
Nc.r. = 3,14 ≈ 3,5
Longitud de la carga de columna
Lc= Lp – (Lcf +Tc)
Lc.c = 1,7 m – (0,56 + 0,1)
Lc.c = 1,04 m
Número de cartuchos de Anfo
Nc.a. =𝑳𝒄𝒄∗𝟏𝟎𝟎
𝑳𝒂
Nc.a. =1,04∗100
28
Nc.a. =3,71 ≈ 4
Barrenos de piso
Longitud de la carga de fondo
Lcf =𝑳𝒑
𝟑
Lcf =1,7 𝑚
3
Lcf = 0,56 m
Número de cartuchos de Riolin HM 80%
Nc.e =𝑳𝒄𝒇∗𝟏𝟎𝟎
𝑳𝒓
Nc.e =0,56 ∗100
17,78
Nc.e = 3,14 ≈ 3,5
54
Longitud de la carga de columna
Lcc = Lp – (Lcf +Tp)
Lcc = 1,7 – (0,56 +0,14)
Lcc = 1 m
Número de cartuchos de Anfo
N c.a = 𝑳𝒄𝒄∗𝟏𝟎𝟎
𝑳𝒂
N c.a = 1𝑚 ∗100
28𝑐𝑚
N c.a = 3,57 ≈ 4
Barrenos de techo
Longitud de la carga de fondo
Lcf = 𝑳𝒑
𝟔
Lcf = 1,7
6
Lcf = 0,28 m
Número de cartuchos de Riolin HM 80%
Nc.r = 𝑳𝒄𝒇∗𝟏𝟎𝟎
𝑳𝒓
Nc.r = 0,28∗100
17,78
Nc.r = 1,57 ≈ 2
Longitud de la carga de columna
Lcc = Lp – (Lcf + Tt)
Lcc = 1,7 m – (0,28 m+ 0,68 m)
Lcc = 0,74 m
Número de cartuchos de Anfo
Nc.a = 𝑳𝒄𝒄∗𝟏𝟎𝟎
𝑳𝒂
Nc.a = 0,74∗100
28
Nc.a = 2,64 ≈ 3
55
Hastiales
Longitud de la carga de fondo
Lcf = 𝑳𝒑
𝟑
Lcf = 1,7 𝑚
3
Lcf = 0,56m
Número de cartuchos de Riolin HM 80%
Nc.e = 𝑳𝒄𝒇∗𝟏𝟎𝟎
𝑳𝒓
Nc.e = 0,56∗100
17,78
Nc.e = 3,14 ≈ 4
Longitud de la carga de columna
Lcc= Lp –(Lcf + Th)
Lcc = 1,7 – (0,56+ 0,68)
Lcc = 0,46m
Número de cartuchos de Anfo
Nc.a = 𝑳𝒄𝒄∗𝟏𝟎𝟎
𝑳𝒂
Nc.a = 0,46∗100
28
Nc.a = 1,64 ≈ 2
Barrenos de destroza
Longitud de la carga de fondo
Lcf = 𝑳𝒑
𝟑
Lcf = 1,7 𝑚
3
Lcf = 0,56m
Número de cartuchos de Riolin HM 80%
N c.e =𝑳𝒄𝒇∗𝟏𝟎𝟎
𝑳𝒓
N c.e =0,56∗100
17,78
N c.e = 3,14 ≈ 4
56
Longitud de la carga de columna
Lcc =Lp – (Lcf+ Td)
Lcc= 1,7 – ( 0,56+0,34)
Lcc= 0,8 m
Número de cartucho de Anfo
Nc.a =𝑳𝒄𝒄∗𝟏𝟎𝟎
𝑳𝒂
Nc.a =0,8∗100
28 𝑐𝑚
Nc.a = 2,85 ≈ 3
Tabla 15
Cantidad de sustancia explosiva por avance en galería de transporte TRAMO III
Tipo de Barreno Alivio Cuele Contracuele Destroza Hastiales Techo Piso
# Cartuchos Riodin 0 3,5 3,5 4 4 3,5 3,5
# Cartuchos Nitrato 0 4 4 3 2 4 4
# de barrenos 3 4 4 12 4 4 4
M. Riodin por
taladro (kg) 0 0,37 0,37 0,42 0,42 0,37 0,37
M.Nitrato por
Taladro (kg) 0 0,42 0,42 0,32 0,21 0,42 0,42
S.E por taladro (kg) 0 0,79 0,79 0,74 0,63 0,79 0,79
S.E total (Kg) 0 3,17 3,17 8,86 2,53 3,17 3,17
S.E por avance
(Kg) 24,05 Fuente. Quinga, R. (2016). Elección del diseño de explotación de la veta Yucal-Chirimoyo existente en el área minera
“El Corazón”, ubicada en el cantón Cotacachi, parroquia García Moreno, provincia de Imbabura.
A continuación, la Figura 23 representa el diseño de la carga de taladros que constituyen la
malla de perforación.
Figura 23. Carga de taladros
57
5.3.2 Carguío y transporte
El sistema a implementar obliga a mecanizar las operaciones de carguío y transporte, desde que la
roca es volada hasta llegar a la galería principal.
Con respecto al carguío, es importante la construcción de tolvas o lugares de almacenamiento que
estén conectados a los piques en el nivel de transporte, evitando que el material transportado desde
niveles inferiores al nivel principal sea descargado en el piso de la galería, más bien sea trasegado
directamente desde la tolva a los vagones de la locomotora, también el sistema a implementar
permitirá maniobrar máquinas como cargadoras frontales; las cuales tienen mayor capacidad de
carga que una pala manual común y corriente.(Figura 24.)
Figura 24. Carga de material mediante cargadora frontal
La Figura 25 muestra las condiciones del sistema a implementar, donde la galería tiene secciones
óptimas que permitirán poner en marcha un sistema de transporte férreo, siendo este más seguro,
confiable y que pueda satisfacer el ritmo de extracción de material rocoso en la mina.
58
Figura 25.Sistema férreo en etapa de implementación. Fuente: Elaboración propia del autor
59
5.4 COSTOS DE INVERSIÓN
La siguiente tabla refleja la inversión realizada desde el 2 de febrero inicio del proyecto, hasta
el 16 de Julio del 2019 fecha donde el proyecto se encuentra en su etapa de implementación.
Tabla 16
Costos de Inversión total proyecto de implementación de transporte
CONCEPTO VALOR
Maquinaria $ 173.006,17
Herramientas, Materiales e Insumos $ 7.764,28
EPP $ 1.339,01
Explosivos $ 7.347,28
Material Sostenimiento $ 8.847,36
Material linea férrea $ 22.768,62
Alimentación $ 4.048,00
Varios $ 25.548,75
Total $ 250.669,46 Fuente. Elaboración propia del autor
La siguiente fórmula, nos permitirá saber en qué tiempo se recuperará la inversión realizada por el
concesionario minero para la implementación del sistema de transporte.
Ecuación 1 Factor de recuperación de la inversión
M = So[i(1+i)n
(1+i)n−1]
M= Recuperación anual de la inversión
So= Inversión Total
i= interés del capital (10,21%)
n= plazo de recuperación del capital
M = 250.669,46 $[10,21%(1+1O,21)6
(1+10,21%)6−1]
M = 57910,21 $/año
60
El monto anual a recuperar es de $ 57910,2 , este será el valor que tiene que recuperar
anualmente la mina “El Porvenir”, por concepto de inversión total realizada para implementar el
nuevo sistema de transporte durante la vida del proyecto, tomando en cuenta la adquisición de la
maquinaria, pero no el costo de operación de la mina.
Para obtener el costo de inversión, es necesario efectuar una conversión del monto anual
calculado por un año.
$ 57910,21
1año
1año
12 meses
1 mes
22 días
1 día
12,14 m3 =18,06$
𝑚3
57910,21$
1año
1año
12 meses
1 mes
22 días
1 día
34 T =6,45
$
𝑇
Nota: Transformando las 34 T del ritmo de extracción al día, obtenemos 12,14 𝑚3 siendo esto
la producción diaria actual
5.5 COSTOS DE OPERACIÓN
Los cálculos de operación por transporte, serán calculados en cada uno de los tipos (Figura 24);
desde el trasiego a buzones desde los frentes hasta llegar a superficie.
Tomando como base para el ritmo de extracción por turno, optamos por el número de baldes
arrastrados por el winche en cada turno, con una capacidad de 1/4T, por lo que:
Ritmo de extracción = tarea de transporte mediante winche= 60 baldes * 0,25 T
Ritmo de extracción = 15 T/ turno
61
5.5.1 Trasiego a buzón de carga desde el frente de explotación –TRANSPORTE 1
El material volado es clasificado y llevado mediante carretillas hacia el buzón más cercano
ubicado a 30m
A. Personal
Tabla 17
Cálculo costo unitario por personal requerido en Transporte 1
Descripción
Salario
Nominal
Factor real
de pago Total
Rendimiento
(T/turno)
Costo unitario
$/T
3 carretilleros
$
65,40 1,3
$
85,02 15
$
5,67
Fuente. Elaboración propia del autor
B. Herramientas
Tabla 18
Cálculo costo unitario por herramientas en el Transporte 1
Descripción
costo/turno
$/turno Rendimiento T/turno
Costo
Unitario
$/T
2 carretillas 3,64 15 0,24
herrmamienta menor 0,2 15 0,01
Total 0,26
Costo directo (A+B) $ 5,92
Costo Indirecto 10% $ 0,59
Costo transporte 1 $ 6,52 Fuente. Elaboración propia del autor
62
5.5.2 Transporte mediante carro minero Z20 al buzón del winche – TRANSPORTE 2
El material almacenado en los buzones es trasegado a carros mineros z20 los cuales dirigen el
material hacia el winche de arrastre
El rendimiento reflejado en la tabla equivale a la tarea asignada por turno, el trabajador debe
cumplir con 45 viajes empujando el carro minero con una capacidad de 3/4 T
R = tarea por turno* 0,75 T
R=45*0,75
R= 34 T/turno
A. Personal
Tabla 19
Cálculo costo unitario por personal requerido en Transporte 2
Personal
Salario
Nominal
Factor real
de pago Total
Rendimiento
(T/turno)
Costo unitario
$/T
2 $43,60 1,3 $56,68 34 $1,68
Fuente. Elaboración propia del autor
B. Equipo
En el Anexo A se refleja el costo horario del carro minero Z20
Tabla 20
Cálculo costo unitario por equipo en el Transporte 2
Descripción
costo/turno
$/turno Rendimiento T/turno
Costo
Unitario $/T
Vagón (carro minero Z20) 17,6 45 0,39
Costo directo (A+B) $2,07
Costo Indirecto (10%) $0,21
Costo transporte 2 $2,28 Fuente. Elaboración propia del autor
63
5.5.3 Transporte mediante winche - TRANSPORTE 3
El carro minero trasiega el material al balde del winche; esto puede ocurrir en el nivel 1 o nivel 2
ubicados a 50m y 100m respectivamente del nivel principal de transporte
A.- PERSONAL
Tabla 21
Cálculo costo unitario por personal requerido en Transporte 3
Descripción
Salario
Nominal
$
Factor real
de pago Total
Rendimiento
(T/turno)
Costo unitario
$/T
1 operador 21,8 1,3 28,34 45 0,63
1 ayudante 21,8 1,3 28,34 45 0,63
Total( A) 1,26 Fuente. Elaboración propia del autor
B.- EQUIPO
En el anexo B se refleja el costo horario del winche
Tabla 22
Cálculo costo unitario por equipo en el Transporte 3
Descripción
costo/turno
$/turno
Rendimiento
T/turno
Costo
Unitario
$/T
winche 17,04 45 0,38
Costo directo (A+B) 1,32
Costo indirecto (10%) 0,13
Costo transporte 3 1,46 Fuente. Elaboración propia del autor
64
5.5.4 Transporte por toda la galería principal hasta superficie – TRANSPORTE 4
Para los cálculos el tiempo de ciclo es de 31 min transportando 20 TM a lo que en 1 hora se
transportarán 40 T/h, por los 8 viajes que tendrás que hacer en cada turno tenemos un rendimiento
aproximado de 320 T/turno.
A. PERSONAL
Tabla 23
Cálculo costo unitario por personal requerido en Transporte 4
Descripción
Salario
Nominal Factor real de pago Total
Rendimiento
(T/turno)
Costo unitario
$/T
1 operador 21,8 1,3 28,34 320 0,09
1 ayudante 21,8 1,3 28,34 320 0,09
0,18 Fuente. Elaboración propia del autor
B. EQUIPO
En el anexo C se refleja el costo horario de la locomotora
Tabla 24
Cálculo costo unitario por equipo en el Transporte 4
Descripción
costo/turno
$/turno
Rendimiento
T/ turno
Costo
unitario
$/T
Locomotora 63,28 320 0,20
Costo directo (A+B) 0,37
Costo indirecto 10% 0,04
Costo transporte 4 0,41 Fuente. Elaboracipon propia del autor
El costo total de operación por transporte en sus diferentes tipos concluye con un costo total
descrito en la siguiente tabla:
65
Tabla 25
Costo total de transporte- SISTEMA IMPLEMENTADO
Descripción Costo $/T
Costo transporte 1 $6,52
Costo transporte 2 $1,92
Costo transporte 3 $1,46
Costo transporte 4 $0,41
$10,30 Fuente. Elaboración propia del autor
El costo final hace referencia al costo de inversión por tonelada adicionando el costo de
transporte por tonelada calculado anteriormente en la Tabla 25, con el sistema férreo ya
implementado
Costo final total = costo inversión+ costo operación
Costo final total= 6,45 $/T+ 10,30 $/T
Costo final total = 16,75 $/T
Finalmente, después de haber obtenido costos en base al sistema a implementar es necesario
hacer una comparación en cuanto a los costos del sistema funicular, por lo que tenemos lo
siguiente:
El sistema funicular está constituido por recipientes metálicos trapezoidales con capacidad de ¼
T, el tiempo empelado es de 25 minutos transportando únicamente 1,5 T con la intervención de
tres personas.
En la Tabla 26 tenemos un rendimiento equivalente a:
Ritmo de extracción = tarea de transporte mediante garruchas
Ritmo de extracción = 60 recipientes trapezoidales* 0,25 T
Ritmo de extracción = 15 T/ turno
66
A. Personal
Tabla 26
Cálculo costo unitario por personal requerido en transporte 4- GARRUCHAS
Descripción
Salario
Nominal
Factor real
de pago Total
Rendimiento
(T/turno)
Costo unitario
$/T
2 paleros
$
43,40 1,3
$
56,42 15
$
3,76
3 garrucheros 65,4 1,3 85,02 15 5,67
TOTAL 9,43 Fuente. Elaboración propia del autor
B. Herramientas
En la tabla se muestran 6 garruchas puesto que cada hombre transporta 2 recipientes metálicos
llenos de arrancado.
Tabla 27
Cálculo costo unitario por herramientas en el transporte 4 GARRUCHAS
Descripción
costo/turno
$/turno
Rendimiento
T /turno Costo Unitario $/T
6 garruchas 6,84 15 0,46
herrmamienta
menor 0,2 15 0,01
Total 0,47
Costo directo (A+B) $ 9,90
Costo Indirecto 10% $ 0,99
Costo transporte 4
GARRUCHAS $ 10,89 Fuente. Elaboración propia del autor
67
A continuación, la Tabla 28 muestra los costos de transporte con el SISTEMA FUNICULAR
(GARRUCHAS)
Tabla 28
Costo transporte – SISTEMA ACTUAL
Descripción Costo $/T
Costo transporte 1 $6,52
Costo transporte 2 $1,92
Costo transporte 3 $1,46
Costo transporte 4 $10,89
$20,79 Elaborado por: Ango E.
68
Al comparar la Tabla 25 con la Tabla 28 es evidente que el costo total por transporte en el sistema
funicular duplica en comparación al costo de transporte por sistema férreo.
Por lo anterior, a continuación en la Figura 24 se ha graficado el ritmo de extracción de la mina
durante el año 2018, los datos expresados en toneladas han tomado un valor en dólares de acuerdo
al costo obtenido para cada uno de los sistemas de transporte (funicular, férreo).
Para el inversionista y sus socios es de mucha importancia obtener datos que le permitan
maximizar su inversión y sólo con una reducción de costos realizada adecuadamente se podrá
lograr. En la Tabla 29 se puede apreciar que al implementar un sistema mecanizado la inversión
para la empresa hubiera tenido un valor de $ 71257,73 a su favor.
Tabla 29
Costos de transporte por tonelada durante el año 2018
Fuente: Elaboración propia del autor
69
Figura 26. Costo de sistema funicular y costo de sistema férreo.
AÑO 2018
70
CAPÍTULO VI
6. IMPACTOS DEL PROYECTO
6.1 IMPACTO TÉCNICO
Este proyecto presenta impactos técnicos como: evidenciar la seguridad del personal operativo
en el TRAMO I iniciando la ampliación de las secciones de la galería, también presenciar la
operación de un sistema mecanizado que mejore las condiciones de cada labor mientras los
trabajos de implementación continúan, en los TRAMOS II y III.
El volumen a transportar puede modificarse, puesto que el sistema de transporte a implementarse
está en la capacidad de soportar la demanda de material en cualquier momento.
Las adecuaciones en el piso con el sistema a implementarse permiten que se tomen en cuenta
espacios para el desagüe, acceso a personal, ventilación, también sin dejar de lado el
mantenimiento preventivo ya sea de durmientes, rieles, clavos. Etc.
En el costo final de operación por transporte, que a diferencia del sistema antiguo (garruchas), el
cálculo actual engloba los tipos de transporte que intervienen desde el arranque del material hasta
la descarga en superficie, incluyendo la operación de un sistema férreo, permitiendo así aumentar
las tareas por turno en cada tipo de transporte, y que al final aumenta la producción diaria,
mensual y anual.
6.2 IMPACTO ECONÓMICO
Indudablemente el impacto económico más importante, estará ligado con la disminución de
costos de transporte por tonelada, así también al incremento de la extracción diaria de rocas, que
en comparación del sistema actual no permitía un aumento en la producción.
71
También, aumentarán las ganancias beneficiando al titular minero y al personal operativo en
cuanto al aumento de las utilidades.
Además, la reactivación del comercio, puesto que el proyecto requiere de materiales mineros e
insumos alimenticios para el desarrollo de nuevos proyectos, los cuales serán provistos por los
negocios locales.
Contratación de mano de obra, se generarán nuevas fuentes de empleo, puesto que al ejecutarse
proyectos dentro de la mina se requiere contratar más trabajadores de las zonas cercanas al área
minera.
6.3IMPACTO SOCIAL
Siendo los impactos sociales aquellos que generan un cambio en el mejoramiento del estándar
de vida de los pobladores.
Las actividades mineras, en la mayoría de los casos se encuentran en sectores alejados, de ahí
que las empresas mineras de encargan de construir y mantener infraestructura vial, de salud, de
educación, mejorando las condiciones sociales y de comunicación en las comunidades.
72
CAPÍTULO VII
7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
7.1 Conclusiones
El ritmo de extracción actual obtenido equivale a 34 T/día en jornadas laborables de 22
días al mes, con una extracción mensual de aproximadamente 800 T que implica un
sistema de transporte actual rudimentario, con mayor cantidad de personal para el
transporte de material a superficie, y por lo tanto, un costo elevado en relación al
sistema propuesto.
El ciclo de transporte ha sido dividido en 4 tipos mediante los cuales el material es
transportado desde su arranque hasta llegar a superficie, pasando trasiego a buzones,
carros mineros Z20, winche y finalmente el sistema funicular.
Se propone la implementación de un sistema mecanizado que permita aumentar el ritmo
de extracción diaria, y garantice la seguridad del personal operativo.
Entre los tipos de transporte que intervienen en la extracción de material a superficie,
tenemos el transporte 1 ($ 6,52), transporte 2 ($1,92), transporte 3 ($1,46) y transporte
4 ($10, 89), siendo este el más costoso dentro del ciclo.
Al intervenir la parte técnica en situaciones donde las actividades son manejadas de
manera empírica, como el caso, ayuda a realizar un análisis riguroso en cada una de las
operaciones mineras y por tanto el tema de mecanización es un punto a favor del
empresario que permite disminuir los costos operativos.
Con la implementación del sistema mecanizado se evidencia la disminución del costo
de transporte por tonelada de $ 20,79 a $ 10,30 permitiendo al inversionista aumentar la
productividad en menor tiempo y costo.
73
7.2 Recomendaciones
Realizar una planificación técnica en cuanto al método de explotación, puesto que al
implementar un sistema mecanizado el ritmo de extracción aumenta y para esto en cada una
de las operaciones involucradas se deberá establecer un objetivo o meta en cuanto a la
producción diaria.
Establecer bloques de explotación, los cuales permitan llevar una producción más ordenada
y rigurosa en cuanto a la cantidad de reservas explotadas y por explotar.
Desde el inicio de carga y transporte 1 cambiar el sistema actual (manual) por un sistema
mecánico (rastrillos), y para el carguío en el transporte 3 construir tolvas de
almacenamiento que permitan trasegar directamente el material al siguiente tipo de
transporte.
Es necesario que en la parte contable se incluyan rubros en los cuales se detalle cada una
de las operaciones mineras con sus respectivos costos.
Dentro del personal minero incluir un supervisor especializado en la materia de manera
permanente y sea un aporte de manera técnica en cuanto al desarrollo de las operaciones
mineras de extracción y transporte, también cumplir las funciones de control en cuanto al
consumo de explosivos, mantenimiento de maquinaria y de equipos, etc, permitiendo a la
empresa tener reportes actualizados de todo lo en cuanto a producción.
La proyección de los socios de aumentar el ritmo de extracción a 100 T/día, se cumplirá si
todos los sistemas de transporte anteriormente mencionados son mecanizados,
garantizando la seguridad del personal operativo de la empresa, cumpliendo con una
panificación técnica en cuanto a la preparación de los bloques de explotación.
74
CAPÍTULO VIII
8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS
8.1 BIBLIOGRAFÍA
8.1.1 Bibliografía Impresa
Misión Sucre. (2006). Contabilidad de Costos. Caracas.
Bravo, M. (2007). Contabilidad General, Séptima Edición. Quito: Nuevo Día.
Sinisterra, G. (1997). Fundamentos de Contabilidad Financiera y de Gestión.
Colombia: Universidad del Valle.
Yépez, C. (2016). Determinación y gestión de costos de operación de la cantera de
materiales de contrución Chaupi Chupa 1, ubicada en el cantón Quito, Parroqui
Nayón, Provincia de Pichincha. Quito .
Japón, W. (2018). Infome de producción minera “El Porvenir”. Camilo Ponce
Enriquez.
EXSA. (2009). Manual practica de Voladura. Perú: EXSA
Sosa, H. (1978). Tecnología del franqueo y mantenimiento de galerías. Quito
Mena, A. (2019). Determinación y análisis de costos de operación para la extracción
de materiales de construcción en la cantera Tanlahua. Quito.
8.1.2 Bibliografía Digital
Godoy Collado, M. (s.f.). El costo de producción y su planificación. Obtenido de
http://www.monografias.com/trabajos29/costo-produccion/costo-produccion.shtml
Costos de producción. Obtenido de http://www.fao.org/3/v8490s/v8490s06.htm
75
Costos de inversión y operación en la formulación de un proyecto. Obtenido de
https://www.esan.edu.pe/apuntes-empresariales/2016/06/costos-de-inversion-y-de-
operacion-en-la-formulacion-de-un-proyecto/
Proyecto de Inversión. Obtenido de https://www.esan.edu.pe/apuntes-
empresariales/2016/06/costos-de-inversion-y-de-operacion-en-la-formulacion-de-un-
proyecto/
PRODEMINCA. (2000). Evaluación de distritos mineros en el Ecuador: Depósitos
porfídicos y epi – mesotermales relacionados con intrusiones de las Cordilleras
Occidental y Real
Velastegui, W. (09 de febrero de 2011). Contabilidad de Costos. Obtenido de
https://es.slideshare.net/wilsonvelas/contabilidad-de-costos-presentaciones
76
8.2 ANEXOS
ANEXO A
Cálculo de costo Horario carro minero Z20
Datos de la maquinaria
Capacidad : ¾ TM
Valor original (Vo): 700 $ (5 años depreciado)
Vida útil (Vu): 10000 h
Horas de trabajo anual: 594 h
Costo promedio piezas de recambio (0.09): 63$
Periodo de amortización (n): 5 años
Condiciones de utilización (fc): 1,1
Interés anual Banco Central del Ecuador (i): 10.21%
Seguros e impuestos (Is): 0%
Costo por neumático: 20$
1. Cálculo depreciación
Valor residual (Vr) Valor a depreciarse (Vd)
Vr= 0.2Vo VD= Vo- VR
Vr= 0.2(700) VD = 700-140
Vr = 140$ VD = $560
Para el cálculo de la depreciación se utilizó el siguiente método
DÍGITOS CRECIENTES
El desgaste de la máquina es menor al inicio de la vida útil y se incrementa con el paso del
tiempo siendo mayor el desgaste al final de la vida útil.
77
Artificio: Se suman los años 1+2+3+4+5=15
Valor de depreciación anual =Parcial
Total*VD
Valor de depreciación anua l = 1
15∗ 560
Valor de depreciación anua l = 37,33 $/año
Tabla 30
Depreciación de la máquina
AÑOS
DEPRECIACIÓN
ANUAL
DEPRECIACIÓN
ACUMULADA
VALOR
RESIDUAL
0 700
1 37 37 663
2 74,67 112 588
3 112 224 476
4 149,33 373 327
5 186,67 560 140 Fuente. Elaboración propia del autor
2. Costo horario
COSTO DE PROPIEDAD
Costo por depreciación (Cd) Costo capital (Cc)
D=𝑽D
𝑽𝑼 Cc=
𝑰𝑴𝑨∗𝒊
𝒉𝒐𝒓𝒂𝒔 𝒅𝒆 𝒕𝒓𝒂𝒃𝒂𝒋𝒐 𝒂𝒏𝒖𝒂𝒍
D = 560
10000 Cc=
420 ∗0,1021
594
D= 0,06$/h Cc=0,07 $/h
Inversión anual media (I.M.A) Costos por seguros e impuestos Cs
IMA= 𝑉𝑜∗(𝑛+1)
2∗𝑛 Cs=
𝐼𝑀𝐴∗𝑆
ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑑𝑒 𝑡𝑟𝑎𝑏𝑎𝑗𝑜 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙
IMA= 700∗(5+1)
2∗5 Cs=
420∗0
1012
IMA=420 $/h Cs= 0 $/h
78
Tabla 31
Costo de Posesión
Costo Costo horario ($/h)
Costo por depreciación (Cd) 0,06
Costo capital (Cc) 0,07
Costos por seguros e impuestos (Cs) 0,00
COSTO TOTAL POR POSESIÓN 0,13 Fuente. Elaboración propia del autor
COSTOS DE OPERACIÓN
Costo por mantenimiento (Cm) Costo operador (Co)
Cm= 𝑓∗𝑉𝐷
𝑉𝑈 Co =
𝑠𝑎𝑙𝑎𝑟𝑖𝑜
ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑚𝑒𝑛𝑠𝑢𝑙𝑎𝑒𝑠
Cm = 1,1∗ 560
10000 Co =
479,6
24
Cm = 0,06 $/h Co =19,98 $/h
Costo por neumáticos (Co) Costo por piezas de recambio (Cp)
C neumáticos = 1,1 ∗ costo juego neumáticos
𝑉𝑢 𝑗𝑢𝑒𝑔𝑜 𝑑𝑒 𝑛𝑒𝑢𝑚á𝑡𝑖𝑐𝑜𝑠 Cp =
𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜 𝑝𝑟𝑜𝑚𝑒𝑑𝑖𝑜 𝑑𝑒 𝑝𝑖𝑒𝑧𝑎𝑠
𝑉𝑢 𝑝𝑖𝑒𝑧𝑎𝑠
C neumáticos = 1,1 ∗ 40
25 Cp =
63
594
C neumáticos = 1,76 $/h Cp = 0,11 $/h
Tabla 32
Costo de operación
Costo
Costo horario
($/h)
Costo por mantenimiento 0,06
Costo operador 19,98
Costo por neumáticos 1,76
Costo por piezas de recambio 0,11
COSTO TOTAL POR OPERACIÓN 21,91
COSTO TOTAL 22,04 Fuente. Elaboración propia del autor
79
Gastos administrativos o generales (10%)
C horario= 10%* costo total
C horario = 2,20 $/h
80
ANEXO B
Cálculo de costo Horario WINCHE
Datos de la maquinaria
Potencia de motor : 12 kw
Capacidad de arrastre: ¼ TM
Valor original (Vo): 4000 $ (el quinto año depreciado)
Vida útil (Vu): 10000 h
Horas de trabajo anual: 1012 h
Costo promedio piezas de recambio (0,9%): 360 $
Periodo de amortización (n): 5 años
Condiciones de utilización (fc): 1,1
Costo diesel para minería (Cd): $/galón
Interés anual Banco Central del Ecuador (i): 10.21%
Seguros e impuestos (Is): 0%
3. Cálculo depreciación
Valor residual (Vr) Valor a depreciarse (Vd)
Vr= 0.2Vo VD= Vo- VR
Vr= 0.2(4000) VD = 4000-800
Vr = 8005$ VD = 3200$
Para el cálculo de la depreciación se utilizó el siguiente método:
81
DÍGITOS CRECIENTES
El desgaste de la máquina es menor al inicio de la vida útil y se incrementa con el paso del
tiempo siendo mayor el desgaste al final de la vida útil.
Artificio: Se suman los años 1+2+3+4+5=15
Valor de depreciación anual =Parcial
Total*VD
Valor de depreciación anua l = 1
15∗ 3200
Valor de depreciación anua l = 213,33$/año
Tabla 33
Depreciación del winche
AÑOS
DEPRECIACIÓN
ANUAL
DEPRECIACIÓN
ACUMULADA
VALOR
RESIDUAL
0 4000
1 213 213 3787
2 426,67 640 3360
3 640 1280 2720
4 853,33 2133 1867
5 1066,67 3200 800 Fuente. Elaboración propia del autor
4. Costo horario
COSTO DE PROPIEDAD
Costo por depreciación (Cd) Costo capital (Cc)
Cd=𝑽D
𝑽𝑼 Cc=
𝑰𝑴𝑨∗𝒊
𝒉𝒐𝒓𝒂𝒔 𝒅𝒆 𝒕𝒓𝒂𝒃𝒂𝒋𝒐 𝒂𝒏𝒖𝒂𝒍
Cd = 3200
10000 Cc=
1920∗0,1021
2024
Cd=0,32 $/h Cc=0,09 $/h
Inversión anual media (I.M.A) Costos por seguros e impuestos Cs
82
IMA= 𝑉𝑜∗(𝑛+1)
2∗𝑛 Cs=
𝐼𝑀𝐴∗𝑆
ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑑𝑒 𝑡𝑟𝑎𝑏𝑎𝑗𝑜 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙
IMA= 3200∗(5+1)
2∗5 Cs=
1920∗0
2024
IMA=1920 $/h Cs= 0
Tabla 34
Costo por posesión
Costo Costo horario ($/h)
Costo por depreciación (Cd) 0,32
Costo capital (Cc) 0,09
Costos por seguros e impuestos (Cs) 0,00
COSTO TOTAL POR POSESIÓN 0,41 Fuente. Elaboración propia del autor
COSTOS DE OPERACIÓN
Costo por energía Ce Costo por mantenimiento
C energía = Kw*precio kw//h Cm= 𝑓𝑐∗𝑉𝐷
𝑉𝑈
C energía= 30 * 0.08 Cm = 1,1∗ 3200
10000
C energía = 2,40 $/h Cm = 0,35 $/h
Costo por grasas (Cg) Costo operador
C grasas = 0,2* C lubricantes Co =𝑠𝑎𝑙𝑎𝑟𝑖𝑜
ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑚𝑒𝑛𝑠𝑢𝑙𝑎𝑒𝑠
C grasas =0,2* 5,07 Co =479.82
1855
83
Tabla 35
Costo de operación
Costo
Costo horario
($/h)
Costo por energia 2,40
Costo por grasas 1,01
Costo por mantenimiento 0,35
Costo operador 0,26
COSTO TOTAL POR OPERACIÓN 4,02
COSTO TOTAL 4,43 Fuente. Elaboración propia del autor
Gastos administrativos o generales (10%)
C horario= 10%* costo total
C horario = 4,87 $/h
84
ANEXO C
Cálculo de costo Horario LOCOMOTORA
Datos de la maquinaria
Potencia de motor : 7,5 kw
Capacidad de arrastre: 20 TM
Valor original (Vo): $38188 $ (el sexto año depreciado)
Vida útil (Vu): 12000 h
Horas de trabajo anual: 1012 h
Costo promedio piezas de recambio (0,9%): 3077 $
Periodo de amortización (n): 5 años
Condiciones de utilización (fc): 1,1
Costo diesel para minería (Cd): $/galón
Interés anual Banco Central del Ecuador (i): 10.21%
Seguros e impuestos (Is): 5%
5. Cálculo depreciación
Valor residual (Vr) Valor a depreciarse (VD)
Vr= 0.2Vo VD= Vo- VR
Vr= 0.2(38188) VD = 38188 – 7637,6
Vr = 7637,6$ VD = 30550,4$
85
Para el cálculo de la depreciación se utilizó el siguiente método
DÍGITOS CRECIENTES
El desgaste de la máquina es menor al inicio de la vida útil y se incrementa con el paso del
tiempo siendo mayor el desgaste al final de la vida útil.
Artificio: Se suman los años 1+2+3+4+5+6=21
Valor de depreciación anual =Parcial
Total*VD
Valor de depreciación anua l = 1
21∗ 30550,4
Valor de depreciación anua l = 1454,78$/año
Tabla 36
Depreciación de la locomotora
AÑOS
DEPRECIACIÓN
ANUAL
DEPRECIACIÓN
ACUMULADA
VALOR
RESIDUAL
0 38188
1 1455 1455 36733
2 2909,56 4364 33824
3 4364,34 8729 29459
4 5819,12 14548 23640
5 7273,90 21822 16366
6 8728,69 30550,40 7637,60 Fuente. Elaboración propia del autor
6. Costo horario
COSTO DE PROPIEDAD
Costo por depreciación (Cd) Costo capital (Cc)
Cd=𝑽D
𝑽𝑼 Cc=
𝑰𝑴𝑨∗𝒊
𝒉𝒐𝒓𝒂𝒔 𝒅𝒆 𝒕𝒓𝒂𝒃𝒂𝒋𝒐 𝒂𝒏𝒖𝒂𝒍
Cd = 30550,4
12000 Cc=
22276,33∗0,1021
2183
Cd=2,55 $/h Cc=1,04 $/h
86
Inversión anual media (I.M.A) Costos por seguros e impuestos Cs
IMA= 𝑉𝑜∗(𝑛+1)
2∗𝑛 Cs=
𝐼𝑀𝐴∗𝑆
ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑑𝑒 𝑡𝑟𝑎𝑏𝑎𝑗𝑜 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙
IMA= 38188∗(6+1)
2∗6 Cs=
22276,33∗0,05
2183
IMA=22276,33 $/h Cs= 0,51$/h
Tabla 37
Costo por posesión
Costo Costo horario ($/h)
Costo por depreciación (Cd) 2,55
Costo capital (Cc) 1,04
Costos por seguros e impuestos (Cs) 0,51
COSTO TOTAL POR POSESIÓN 4,10 Fuente. Elaboración propia del autor.
COSTOS DE OPERACIÓN
Costo por energía Ce Costo por mantenimiento
C energía = Kw*precio kw//h Cm= 𝑓𝑐∗𝑉𝐷
𝑉𝑈
C energía= 15 * 0.08 Cm = 1,1∗ 30550,4
12000
C energía = 1,2 $/h Cm = 2,8 $/h
Costo por grasas (Cg) Costo operador
C grasas = 0,2* C lubricantes Co =𝑠𝑎𝑙𝑎𝑟𝑖𝑜
ℎ𝑜𝑟𝑎𝑠 𝑚𝑒𝑛𝑠𝑢𝑙𝑎𝑒𝑠
C grasas =0,2* 5,07 Co =479.82
91
C grasas =1,01 $/h Co = 5,27 $/h
87
Tabla 38
Costo de operación
Costo
Costo horario
($/h)
Costo por energia 1,20
Costo por grasas 1,01
Costo por mantenimiento 2,8
Costo operador 5,27
COSTO TOTAL POR OPERACIÓN 10,28
COSTO TOTAL 14,38 Fuente. Elaboración propia del autor
Gastos administrativos o generales (10%)
C horario= 10%* costo total
C horario = 15,82 $/h
88
ANEXO D
89
90
ANEXO E
91
