Rendimientos | |||||
Cargador/acarreo/trayectoria | Tiempo estandar (horas) | Capacidad (t/ciclo) | Redimiento (t/hora) | ||
988/vagon/calibrado-L1 | 0.018883 | 15.688566 | 830.82 | ||
992/vagon/calibrado-L1 | 0.018533 | 21.789675 | 1,175.70 | ||
988/vagon/calibrado-L2 | 0.022806 | 15.688566 | 687.93 | ||
992/vagon/calibrado-L2 | 0.022044 | 21.789675 | 988.44 | ||
988/vagon/sur-L2 | 0.018228 | 15.688566 | 860.70 | ||
992/vagon/sur-L2 | 0.018564 | 21.789675 | 1,173.77 | ||
988/tolva/PDH-tolva | 0.031269 | 15.688566 | 501.72 | ||
992/tolva/PHD-tolva | 0.027572 | 21.789675 | 790.28 | ||
988/camion (largo)/sur-camion | 0.012172 | 15.688566 | 1,288.88 | ||
988/camion (corto)/sur-camion | 0.009872 | 15.688566 | 1,589.16 | ||
988/camion (cat)/sur-camion | 0.012092 | 15.688566 | 1,297.47 | ||
992/camion (cat)/DJ5051A | 0.019944 | 21.789675 | 1,092.52 |
Tabla 6.10. Rendimiento de las Diferentes Capacidades de Cargadores
Con el objetivo de determinar los rendimientos de los cargadores por cada tipo de elemento y de simplificar los cálculos, se tomó la estimación de una media ponderada de la manera siguiente:
Se seleccionó el tiempo estándar y el rendimiento de acuerdo al cargador frontal y al elemento a cargar (ver tabla 6.10), colocándose en columnas.
Luego se multiplican la columna del tiempo estándar con la del rendimiento y así obtener una tercera columna.
Se calculó la sumatoria de cada columna.
Por último, se estimó el promedio ponderado del rendimiento al dividir la sumatoria de la columna del producto por la sumatoria de la columna perteneciente al tiempo estándar, tal y como se muestra en la tabla 6.11.
Entonces se tiene que el promedio ponderado del rendimiento de los cargadores frontales CAT 988 al realizar la carga de vagones se expresa en la ecuación 6.8:
Rend. Pond. = ((TE*Rend.) / ( TE = 47.07 (h*t/h) / 0.06 h = 785.52 t/h ……6.8
Descripción | Tiempo estándar (horas) | Rendimiento (t/hora) | t est.*rend |
0.018883 | 830.82 | 15.688566 | |
0.022806 | 687.93 | 15.688566 | |
0.018228 | 860.70 | 15.688566 | |
Sumatorias | 0.05991667 | 2379.43836 | 47.065698 |
Rendimiento | 785.52 t/h | Carga de Vagones con 988 | |
Descripción | Tiempo estándar (horas) | Rendimiento (t/hora) | t est.*rend |
0.018533 | 1,175.70 | 21.789675 | |
0.022044 | 988.44 | 21.789675 | |
0.018564 | 1,173.77 | 21.789675 | |
Sumatorias | 0.05914167 | 3337.91153 | 65.369025 |
Rendimiento | 1105.30 t/h | Carga de Vagones con 992 | |
Descripción | Tiempo estándar (horas) | Rendimiento (t/hora) | t est.*rend |
0.012172 | 1,288.88 | 15.688566 | |
0.009872 | 1,589.16 | 15.688566 | |
0.012092 | 1,297.47 | 15.688566 | |
Sumatorias | 0.03413611 | 4175.51449 | 47.065698 |
Rendimiento | 1378.77 t/h | Carga de Camiones con 988 |
Tabla 6.11. Estimación de la Media Ponderada
La Gerencia de PMH sugirió que el cargador frontal 992 no se tomara en consideración como propuesta en ésta investigación debido a que el último equipo de esta configuración adquirido por la empresa presentó problemas con su estructura.
A fin de llenar el vacío que deja este tipo de cargador se tomó en consideración un equipo sustituto que posea capacidades similares. Éste equipo es el cargador frontal CAT 990.
Como no se tienen estudios sobre los rendimientos del cargador 990, pero se poseen los rendimientos de un cargador por debajo de su capacidad (988) y de otro cargador por encima de su capacidad (992), se calculó el rendimiento del cargador 990 interpolando las capacidades y los rendimientos según la ecuación 6.9 y las consideraciones y el rendimiento se puede observar en la tabla 6.12.
Disposición de los datos a interpolar, donde X es la incógnita:
Interpolación | Cargador 990 | ||
Carga de Vagones | Rendimiento (t/hora) | Capacidad (t/ciclo) | Rendimiento (t/hora) |
cargador 992 | 1105.295618 | 21.79 | |
cargador 990 | X | 19.61 | 991.0897897 |
cargador 988 | 785.519299 | 15.69 | |
carga de tolvas | |||
cargador 992 | 790.276345 | 21.79 | |
cargador 990 | X | 19.61 | 687.2211966 |
cargador 988 | 501.7219295 | 15.69 | |
Carga de camiones | |||
cargador 992 | 1,092.52 | 21.79 | |
cargador 990 | X | 19.61 | 1194.749646 |
cargador 988 | 1378.765667 | 15.69 |
Tabla 6.12. Interpolación de los Rendimientos de los Cargadores
También se consideró en el estudio un cargador de menor capacidad (7 yd3) considerado solo para la carga a equipos de acarreo del mineral no conforme.
Para el cálculo del rendimiento de éste cargador, como no se poseen registros, se determinó con una regla de tres (3) sencilla tomando en cuenta el rendimiento del cargador de 9 yd3; la tabla 6.13 posee el rendimiento del cargador de 7 yd3.
Yd3 | Rendimiento (t/hora) | Toneladas | |
9 | 1,378.77 | 15.69 | |
7 | X | 12.20 | |
1072.37 t/h | Camiones con Cargadores 7 yd3 |
Tabla 6.13. Regla de Tres
6.3.2 RENDIMIENTO DE LOS TRACTORES SOBRE ORUGAS
El cálculo del rendimiento de los tractores sobre orugas se efectuó teóricamente a través de las especificaciones emitidas por el Manual de Rendimiento CATERPILLAR.
Para ello se consideró una hoja topadora "U" (universal), los amplios flancos de esta hoja incluyen una cantera y por lo menos una sección de cuchilla que facilitan el empuje de grandes cargas a largas distancias como en trabajos de recuperación de terrenos, apilamiento, alimentación de tolvas y amontonamiento para cargadores. Para éstas hojas la penetración no debe ser el factor primordial de trabajo, pero es excelente con material liviano o más fácil de empujar.
Para calcular la producción de la hoja topadora se efectúa la ecuación 6.10, en donde:
De donde la producción máxima sin corrección es obtenida de la gráfica estimación de producción versus distancia (ver anexo 10) de la hoja topadora universal, esta gráfica posee varias curvas las cuales cada una representa a un equipo en particular y se obtuvieron los datos a través de líneas de trazado en la gráfica.
A continuación se presentan las premisas utilizadas en el cálculo de la producción máxima sin corrección:
1. 100 % de eficiencia (60 minutos por hora).
2. Tiempos fijos de 0.05 minutos en máquinas con servotransmisión.
3. La máquina excava 15 m (50 pies) y luego empuja la carga para arrojarla por encima de una pared alta.
5. Coeficiente de tracción, máquinas de cadena 0.5 o más.
6. Se utilizan hojas de control hidráulico.
7. Excavación en 1era de avance, acarreo en 2da de avance y regreso en 2da de retroceso.
Los factores de corrección van a permitir llevar la producción máxima a la situación particular de la empresa permitiendo así calcular el rendimiento del tractor sobre orugas adecuado a los factores que inciden en la empresa. Los factores de corrección se muestran en el anexo 11.
En la tabla 6.14 se presentan los resultados de los rendimientos de los tractores removiendo el mineral desde 15 metros hasta 30 metros.
Tabla 6.14. Rendimiento de los Tractores Sobre Orugas
De la tabla 6.14 y aplicando la ecuación 6.10 se tiene que el rendimiento para el tractor D9 en una distancia recorrida de 30 m es igual a:
Rend = 550.48 m3/h * 0.75 * 1.20 * 0.80 * 0.67 * 0.58 * 2.38 t/m3 = 363.80 t/h
De donde la densidad utilizada es la densidad promedio que presenta la pila principal (2.38 t/m3) y el factor de corrección de densidad se obtiene de dividir la densidad utilizada en le producción máxima (1370 Kg/m3) por la densidad de los productos a movilizar en la empresa por el tractor (de la ecuación 6.11 se tiene que la densidad promedio es 2381.67 Kg/m3).
Esta densidad es calculada por el promedio de densidades de los tipos de minerales a mover por el tractor tomando en cuenta la densidad de los minerales de la pila principal y la densidad de los productos no conformes (ver tabla 6.3), entonces:
6.3.3 RENDIMIENTOS DE LOS CAMIONES DE ACARREO
Al realizar el cálculo de los rendimientos de los camiones de acarreo se tomaron en consideración todas las rutas por separado debido al tiempo que se invierten cada ruta, además se consideró el tiempo estándar de carga de un cargador como constante. El cargador utilizado fue el CAT 990 debido a que representa un equipo intermedio entre los existentes para realizar la tarea, así el estudio no se irá hacia un extremo bajo o hacia un extremo alto.
El tiempo estándar considerado del cargador 992 es de 60.92 segundos, las distancias con sus respectivos tiempos se pueden observar en la tabla 6.15, los cuales son utilizados para calcular el tiempo de viaje, utilizando la ruta pila 1 – pila 8 y utilizando un camión de 20 tm, se tiene que:
Tiempo de viaje (min) = tiempo de acarreo lleno + tiempo de acarreo vacío + tiempo de carga + tiempo de descarga
T = (0.04 h * 60 min/h * 2) + (60.92 seg * 1 pase) / 60 min/seg + 1.51 …….6.12
T = 7.32 min
Camión por hora = 60 min/h / 7.32 min/camión = 8.19 camión/h …….6.13
Por lo tanto, en la ecuación 6.14 se tiene que el rendimiento de un camión de 20 tm utilizando los resultados de las ecuaciones 6.12 y 6.13 es igual a:
Rend = camión por hora * toneladas por camión * factor de uso * factor de disponibilidad
De donde el factor de uso (0.85) y el factor de disponibilidad (0.90) son parámetros establecidos por el Departamento de Ingeniería Industrial, entonces de la ecuación 6.14 se tiene que el rendimiento del camión de 20 tm es:
Rend = 8.19 camión/h * 20 t/camión * 0.85 * 0.90 = 125.31 t/h …….6.14
De esta manera se calculan los rendimientos para todas las capacidades de los camiones con las combinaciones de rutas correspondientes a todos los frentes de carga (ver apéndice C). En la tabla 6.15 se muestra un cuadro resumen de los rendimientos de las diferentes combinaciones de los camiones con las rutas de acarreo:
Tabla 6.15. Rendimiento de los Camiones para Acarreo
6.4 REQUERIMIENTOS DE EQUIPOS
Para el cálculo del requerimiento de los equipos pesados se utilizaron los rendimientos de éstos con la capacidad de producción del área de la empresa a la que se dedican, evaluándose así la capacidad del sistema, el tipo de equipo y la capacidad de producción.
6.4.1 CÁLCULO DE REQUERIMIENTOS DE EQUIPOS DE ACARREO
El cálculo de la cantidad de equipos destinados a realizar el acarreo de la planta se realizó de dos formas, la primera determinando el sistema óptimo considerando las capacidades un cargador con los equipos de acarreo y la segunda mediante los rendimientos del sistema cargador – camión considerando los planes de producción de la empresa.
Los equipos de acarreo son destinados al traslado del mineral de hierro no conforme dentro de la empresa, por lo tanto, esta parte del estudio se enfoca en los frentes de carga de dicho mineral y considera como un ciclo el tiempo de posición de carga del camión, el tiempo de carga del camión, el tiempo de traslado del mineral y el tiempo de regreso del camión. En la tabla 6.16 se presentan los diferentes frentes de acarreo, distancias consideradas, tipo de mineral y tiempo invertido en la ruta.
MINERAL NO CONFORME | Horas de acarreo por ruta | Kilómetros de ruta de acarreo | RUTA | ||
FINO, TODO EN USO | 0.04 | 0.93 | PILA 1 —– PILA 8 | ||
FINO | 0.08 | 2.30 | PILA 2 —- PILA 8 | ||
FINO | 0.02 | 0.40 | PILA 3 —- PILA 8 | ||
FINO | 0.03 | 0.30 | PILA 4 —- PILA 8 | ||
FINO | 0.04 | 1.00 | PILA 10 —- PILA 8 | ||
FINO | 0.03 | 0.50 | PILA NORTE —- PILA 8 | ||
FINO (LIMPIEZA) | 0.06 | 1.50 | ÁREA 18 —- PILA 8 | ||
GRUESO SUCIO | 0.05 | 1.30 | CORREA DJ5051A —- PILA 7 | ||
GRUESO SUCIO | 0.03 | 0.30 | FINAL DE PILA SUR —- PILA 7 | ||
GRUESO | 0.03 | 0.40 | RADIAL DE OPCO —- PILA 7 | ||
GRUESO SOBREDIMENCIONADO | 0.05 | 0.90 | ÁREA 53 —- PILA 7 | ||
GRUESO | 0.04 | 0.60 | CERRO BONITO —- OPCO | ||
FINO (CONFORME) | 0.02 | 0.30 | PILA NORTE —- MUELLE |
Tabla 6.16. Especificaciones de los Frentes de Acarreo
Debido a que la diferencia entre rutas no es significativa y a la gran cantidad de frentes de acarreo, se tomó un promedio ponderado de las distancias y los tiempos invertidos (ver apéndice D), teniéndose así en la tabla 6.17 una distancia y un tiempo:
Distancia ponderada (Km) | Tiempo ponderado (h) |
1.05 | 0.05 |
Tabla 6.17. Promedios Ponderados de Distancia y Tiempo de Acarreo
Utilizando los datos de la tabla 6.17 se procede a calcular los sistemas según las diferentes combinaciones entre cargadores y camiones que se presentan a continuación en la tabla 6.18:
Tabla 6.18. Combinaciones entre Cargadores y Camiones
Para cada una de estas combinaciones se obtuvo un sistema óptimo de la manera siguiente:
Se determinaron los tiempos de los elementos de cada ciclo como se muestra en la tabla 6.19 al considerar la alternativa del cargador de 12.5 yd3 con un camión de 90 tm, diferenciándolos por medio de su valor numérico y por medio visual a través de colores:
Tabla 6.19. Elementos del Ciclo de Acarreo
En cuanto a la posición a cargar, representa el momento en que el camión se dispone a estacionarse para recibir la carga; la carga (ver ecuación 6.15) corresponde al tiempo en que el cargador termina de cargar completamente el camón; el acarreo cargado es el tiempo que el camión tarda en el recorrido; la descarga es el tiempo en que incurre el camión al descargar; acarreo vacío corresponde al tiempo invertido por el camión para volver al frente de carga. También se registraron tiempo de espera del camión, cuando es llenado otro camión y tiempo de espera del cargador, cuando no ha vuelto el camión del acarreo.
El tiempo del elemento carga se determinó de la manera siguiente:
Tiempo de carga = TE (seg) * 60 (min/seg) * N° de pases de cargador …….6.15
Donde
N° de pases = capacidad del camión (t)/ capacidad del cargador (t) …….6.16
Con la descripción de estos elementos se procedió a simular los ciclos (ver apéndice E) para así comparar y determinar los óptimos de los sistemas, este proceso de simulación se puede observar en la figura 6.1
Figura 6.1. Corrida en Frío del Acarreo de un Camión de 20 tm con un Cargador de 12.5 yd3
En la figura 6.1 se tiene que el máximo de camiones en el frente de carga es de 4, con un tiempo de ocio del cargador de 1,5 minutos debido a la espera por el regreso del primer camión.
En este sentido se calcularon los rendimientos anuales por combinaciones de cargadores con camiones (ver apéndice F), para así obtener los rendimientos máximos de los sistemas tal y la cantidad máxima de camiones a trabajar como se muestra en la tabla 6.20 que sigue a continuación:
En la tabla 6.20 el rendimiento del sistema óptimo está basado en la cantidad de camiones y su capacidad, para así obtener también otra forma de representar estos valores (ver apéndice G) según la tabla 6.21 visualizándose la producción anual máxima del sistema cargador – camión y la cantidad de equipos
Tabla 6.20. Resumen del Rendimiento del Camión de 20 tm con los Cargadores
Tabla 6.21. Máxima Producción y Requerimiento Anual de Camiones de Acarreo
requerida.
Los requerimientos de camiones de acarreo según el sistema óptimo de carga – acarreo se muestra en la tabla 6.22:
Tabla 6.22. Requerimiento Anual de Camiones de Acarreo
A través de este cálculo se tomaron las siguientes observaciones:
La máxima cantidad de camiones por frentes de carga con cargadores de 7 yd3 es de 3 camiones de 20 tm y 25 tm, observando que los camiones de 25 tm pueden alcanzar una producción de 2.273.282 tm con tan solo 2 pases exactos del cargador frontal logrando así la optimización del ciclo de carga y acarreo. La carga de camiones de 90 tm y 70 tm con éste cargador es improductiva, ya que requerirían de 8 y 6 pases respectivamente, lo que se traduce en un tiempo de carga de aproximadamente 11,72 y 8, 79 minutos por camión respectivos.
La máxima cantidad de camiones por frentes de carga con cargadores de 9 yd3 es de 3 camiones de 20 tm, 25 tm y 30 tm, observando que los camiones de 30 tm pueden alcanzar una producción anual de 2.867.652 tm con tan solo 2 pases exactos y un tiempo de carga de 2.34 minutos del cargador frontal logrando así la optimización del ciclo de carga y acarreo. La carga máxima procede de los camiones de 90 tm con una producción de 4.199 tm, pero para obtenerla se requieren 6 pases de los cuales el último es a 74% de la capacidad del cargador, además reflejan un tiempo de carga de 7,03 minutos por camión.
La máxima cantidad de camiones por frentes de carga con cargadores de 11.25 yd3 es de 6 camiones de 20 tm, observando que abarca 1 pase para completar el ciclo de carga y acarreo, lo que es técnicamente improductivo. La carga máxima procede de los camiones de 90 tm con una producción anual de 4.798.488 tm, pero para obtenerla se requieren 5 pases de los cuales el último es a 59% de la capacidad del cargador, además reflejan un tiempo de carga de 4,58 minutos por camión.
La máxima cantidad de camiones por frentes de carga con cargadores de 12.5 yd3 es de 4 camiones de 20 tm, observando que abarca 1 pase de 0.9% de carga para completar el ciclo de carga y acarreo, lo que es técnicamente improductivo. La carga máxima procede de los camiones de 90 tm con una producción anual de 4.500.171 tm, pero para obtenerla se requieren 5 pases de los cuales el último es a 13% de la capacidad del cargador, además reflejan un tiempo de carga de 7,18 minutos por camión.
En la producción estimada para el acarreo del mineral de hierro se consideró que los camiones de capacidades de 90 tm y 70 tm resultaban improductivos y poco provechosos debido a que la cantidad de mineral anual a transportar es pequeña con respecto a la cantidad de mineral óptima anual que pueden movilizar, por lo tanto, se descartaron automáticamente de las alternativas a seleccionar para optimizar la flota de camiones de acarreo requerida en PMH.
Para calcular el requerimiento de máquinas de acuerdo con la cantidad de toneladas de productos no conforme anual se utilizó los rendimientos de los camiones por ruta de acarreo y la cantidad de toneladas a mover por ruta utilizando las siguientes premisas:
1. Se utilizaron 300 días laborables al año según lo estimado en la ecuación 6.1.
2. El tiempo efectivo de la jornada de trabajo utilizado fue 6.26 h, según lo estipulado por la ecuación 6.3.
3. Se consideró que los equipos trabajaban los tres (3) turnos al día.
4. Los rendimientos de los equipos se muestran en la tabla 6.15.
5. La cantidad de mineral no conforme a movilizar al año es de 565.000 toneladas según lo representado en la tabla 6.6.
En cuanto al mineral no conforme a movilizar por ruta se determinó utilizando los registros de movilización de mineral no conforme de PMH del año 2002 y lo transcurrido hasta julio del 2003 (ver apéndice H) suministrados por la Superintendencia de Operaciones, de donde según la gráfica 6.1 se nota que el comportamiento del mineral no conforme se mantiene dentro de un rango estable, movilizándose una cantidad de mineral de 184.075 t/año.
Gráfica 6.1. Mineral No Conforme 2002
Gráfica 6.2. Mineral No Conforme 2003
La gráfica 6.2 refleja los comportamientos de la movilización del mineral no conforme para el año 2003 hasta el mes de julio, aquí se notan algunas fluctuaciones de aumentos y descensos bruscos en algunos frentes, y también se observa como va aumentando ligeramente la producción del mineral no conforme en los últimos meses.
Como se puede observar, la proyección de producción del mineral no conforme del 2003 (según lo obtenido en el promedio simple aplicado en la ecuación 6.4 para estimar la producción de este mineral a partir de lo acumulado hasta agosto de presente año) presenta una diferencia de 416.925 toneladas en aumento con respecto al año 2002.
La tabla 6.23 presenta la cantidad de producto no conforme movilizada hasta julio de 2003.
MINERAL NO CONFORME | RUTA | enero | febrero | marzo | abril | mayo | junio | julio | TOTAL | |||||
FINO, TODO EN USO | PILA 1 —– PILA 8 | 0 | 0 | 900 | 315 | 450 | 585 | 1,215 | 3,465 | |||||
FINO | PILA 2 —- PILA 8 | 6,660 | 495 | 4,275 | 1,125 | 0 | 1,935 | 540 | 15,030 | |||||
FINO | PILA 3 —- PILA 8 | 945 | 0 | 540 | 0 | 675 | 0 | 0 | 2,160 | |||||
FINO | PILA 4 —- PILA 8 | 270 | 1,665 | 855 | 0 | 900 | 0 | 675 | 4,365 | |||||
FINO | PILA 10 —- PILA 8 | 0 | 225 | 1,305 | 0 | 0 | 0 | 0 | 1,530 | |||||
FINO | PILA NORTE —- PILA 8 | 0 | 0 | 180 | 0 | 0 | 900 | 810 | 1,890 | |||||
FINO (LIMPIEZA) | ÁREA 18 —- PILA 8 | 0 | 0 | 360 | 0 | 0 | 0 | 0 | 360 | |||||
GRUESO SUCIO | CORREA DJ5051A —- PILA 7 | 1,665 | 3,555 | 6,300 | 3,960 | 0 | 540 | 1,125 | 17,145 | |||||
GRUESO SUCIO | FINAL DE PILA SUR —- PILA 7 | 0 | 0 | 810 | 0 | 1,350 | 2,250 | 0 | 4,410 | |||||
GRUESO | RADIAL DE OPCO —- PILA 7 | 1,575 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 | 2,340 | 3,915 | |||||
GRUESO SOBREDIMENCIONADO | ÁREA 53 —- PILA 7 | 0 | 0 | 675 | 0 | 0 | 0 | 0 | 675 | |||||
GRUESO | CERRO BONITO —- OPCO | 0 | 0 | 0 | 0 | 372.68 | 0 | 0 | 372.68 | |||||
FINO (CONFORME) | PILA NORTE —- MUELLE | 0 | 0 | 0 | 450 | 0 | 0 | 0 | 450 |
Tabla 6.23. Productos No Conformes 2003
La estimación de las toneladas a trasladar por rutas se determinó adicionándole el equivalente restante del año de la siguiente manera:
La cantidad mineral no conforme de finos según lo establecido en el anexo 7 es 356.760 t y de gruesos es de 19.620 t en ocho (8) meses, lo que equivale a una cantidad anual de 535.140 toneladas de mineral fino y para completar las 565.000 toneladas anuales la cantidad de mineral no conforme grueso es de 29.860 toneladas. Estas cantidades se distribuyeron de manera igual en las rutas correspondientes al tipo de mineral de la siguiente forma:
Se determinó la cantidad de mineral no conforme fino que se llevaba hasta el mes de julio del año 2003 con la sumatoria de los meses (ver tabla 6.23). De igual manera se realizó con el mineral no conforme grueso.
Luego se calculó la cantidad de mineral no conforme fino sumando los resultados obtenidos en el paso anterior. De igual forma se trabajó con el mineral no conforme grueso.
Finos = 29.250 toneladas ; Gruesos = 26.518 toneladas.
Después se restó la cantidad anual de la cantidad obtenida de los siete meses para cada tipo de mineral no conforme y se dividió entre el número de rutas que los comprende.
Finos = (535.140 – 29.250 toneladas)/8 = 63.236,25 toneladas
Gruesos = (29.860 – 26.517,68 toneladas)/5 = 668,46 toneladas
Por último, se adicionó el resultado del promedio de mineral por rutas en cada ruta que pertenezca al tipo de mineral no conforme considerado, como por ejemplo para la ruta pila 1 – pila 8 el mineral no conforme trasladado es fino, por lo que se suman 3465 toneladas más 63.236,25 toneladas y así sucesivamente para las demás rutas de fino y de grueso, obteniendo la tabla 6.24.
RUTA | Total toneladas hasta julio 2003 | Total de toneladas al año |
PILA 1 —– PILA 8 | 3465 | 66701.25 |
PILA 2 —- PILA 8 | 15030 | 78266.25 |
PILA 3 —- PILA 8 | 2160 | 65396.25 |
PILA 4 —- PILA 8 | 4365 | 67601.25 |
PILA 10 —- PILA 8 | 1530 | 64766.25 |
PILA NORTE —- PILA 8 | 1890 | 65126.25 |
ÁREA 18 —- PILA 8 | 360 | 63596.25 |
CORREA DJ5051A —- PILA 7 | 17145 | 17813.464 |
FINAL DE PILA SUR —- PILA 7 | 4410 | 5078.464 |
RADIAL DE OPCO —- PILA 7 | 3915 | 4583.464 |
ÁREA 53 —- PILA 7 | 675 | 1343.464 |
CERRO BONITO —- OPCO | 372.68 | 1041.144 |
PILA NORTE —- MUELLE | 450 | 63686.25 |
Total | 565000 |
Tabla 6.24. Estimación del Mineral No Conforme 2003
Luego de obtenida la cantidad de mineral no conforme a mover por ruta al año, se divide entre los 300 días laborables para obtener el acarreo diario. Para el cálculo de la cantidad de camiones se divide el acarreo diario por el rendimiento del camión en un día y se suman todos los resultados de las rutas. La tabla 6.25 refleja los requerimientos de camiones de acarreo de 20 tm trabajando lo tres (3) turnos al día:
Tabla 6.25. Estimación del Requerimiento de Camiones de 20 tm
La tabla 6.26 muestra los requerimientos reales de los equipos de acarreo según lo explicado anteriormente.
Tabla 6.26. Estimación del Requerimiento de los Camiones de acarreo
6.4.2 CÁLCULO DE REQUERIMIENTOS DE EQUIPOS DE CARGA
Para calcular los requerimientos de los equipos de carga se utilizó la cantidad de mineral a cargar por sistemas (cargador con: camión, vagón o tolva) y los rendimientos de los equipos en estos sistemas.
Los rendimientos de los equipos se encuentran en las tablas 6.10, 6.11, 6.12, y 6.13. Para darle mayor confiabilidad a los cálculos de los rendimientos, fueros aplicados un factor de uso (0.75) y un factor de disponibilidad (0.85) son parámetros establecidos por el Departamento de Ingeniería Industrial para estos equipos.
Mientras que la cantidad de mineral a cargar por los equipos corresponde a parte del mineral destinado para el despacho nacional al año (ver tabla 6.4) y la cantidad de mineral no conforme al año (ver tabla 6.24).
Esta cantidad de mineral no conforme (565.000 toneladas) es cargada en todos los sistemas con la siguiente secuencia: el cargador frontal carga las toneladas de mineral durante todo el año al equipo de acarreo, éste a su vez traslada el mineral hasta las plantas de reciclado de mineral fino y calibrado de mineral grueso donde es nuevamente cargado para introducirlo a la tolva de la planta y luego de ser reprocesado el mineral, se carga a los vagones donde se reingresan al sistema para despacharlo según las especificaciones de los clientes.
En el cálculo de los requerimientos de equipos de carga se determinó el rendimiento de carga al día, sumando la cantidad de mineral anual a ser cargado en cada equipo para el despacho nacional con la cantidad de mineral no conforme cargado correspondiente al mismo equipo y luego dividiendo este resultado entre los 300 días laborables del año. Posteriormente, se obtiene el rendimiento diario del cargador para cada equipo a ser cargado y se divide el rendimiento diario de carga por el rendimiento diario del equipo para así obtener la cantidad requerida de equipos durante el año estudiado.
La tabla 6.27 muestra los requerimientos de los equipos de carga de 11.25 yd3, tomando en cuenta las siguientes premisas:
1. Se utilizaron 300 días laborables al año según lo estimado en la ecuación 6.1.
2. El tiempo efectivo de la jornada de trabajo utilizado fue 6.26 h, según lo estipulado por la ecuación 6.3.
3. Se consideró que los equipos trabajaban los tres (3) turnos al día.
4. Los rendimientos de los equipos se muestran en las tablas 6.10, 6.11, 6.12, y 6.13.
Tabla 6.27. Estimación del Requerimiento de los Cargadores de 11.25 yd3
La tabla 6.28 muestra los requerimientos reales de los equipos de carga según lo explicado anteriormente.
Tabla 6.28. Estimación del Requerimiento de los Cargadores Frontales
6.4.3 CÁLCULO DE REQUERIMIENTOS DE EQUIPOS DE REMOCIÓN
Para calcular los requerimientos de los equipos de remoción de mineral se utilizó la cantidad de mineral a remover y los rendimientos de los equipos.
Los rendimientos de los equipos se encuentran en la tabla 6.14. Mientras que la cantidad de mineral a remover por los equipos corresponde a parte del mineral destinado para el despacho internacional al año (ver tabla 6.5) y la cantidad de mineral no conforme al año (ver tabla 6.6).
La tabla 6.29 presenta la cantidad de mineral a remover por los tractores sobre orugas en el periodo 2004 – 2008.
Tabla 6.29. Estimación de la Cantidad de Mineral a Remover por el Tractor Sobre Orugas
En el cálculo de los requerimientos de equipos de remoción de mineral se determinó el rendimiento de remoción al día utilizando el total presentado en la tabla 6.29 y luego dividiendo este resultado entre los 300 días laborables del año. Posteriormente, se obtiene el rendimiento diario del tractor y se divide el rendimiento diario de remoción por el rendimiento diario del equipo para así obtener la cantidad requerida de equipos durante el año estudiado.
La tabla 6.30 muestra los requerimientos de los equipos de remoción, tomando en cuenta las siguientes premisas:
1. Se utilizaron 300 días laborables al año según lo estimado en la ecuación 6.1.
2. El tiempo efectivo de la jornada de trabajo utilizado fue 6.26 h, según lo estipulado por la ecuación 6.3.
3. Se consideró que los equipos trabajaban los tres (3) turnos al día.
4. Los rendimientos de los equipos se muestran en la tabla 6.14.
5. La distancia del recorrido de la remoción es de 30 m.
Año | Mineral a remover (ton/año) | Mineral a remover (ton/día) | Requerimiento de tractores D8 | Requerimiento de tractores D9 | Requerimiento de tractores D10 | ||||||||
2004 | 1,901,000 | 6336.67 | 1.32 | 0.93 | 0.37 | ||||||||
2005 | 2,175,000 | 7250.00 | 1.51 | 1.06 | 0.42 | ||||||||
2006 | 2,175,000 | 7250.00 | 1.51 | 1.06 | 0.42 | ||||||||
2007 | 2,175,000 | 7250.00 | 1.51 | 1.06 | 0.42 | ||||||||
2008 | 2,175,000 | 7250.00 | 1.51 | 1.06 | 0.42 |
Tabla 6.30. Estimación del Requerimiento de Tractores Sobre Orugas
La tabla 6.31 muestra los requerimientos reales de los equipos de remoción según los turnos al día a utilizar los equipos.
Tabla 6.31. Estimación del Requerimiento de los Tractores Sobre Orugas
6.5 COSTO DE HORAS HOMBRE
Para el cálculo del costo de horas hombre del personal del Taller de Equipos Pesados se utilizó el siguiente procedimiento:
1. Obtener el sueldo o salario del cargo de interés, mediante las tablas de tabulador diario o mensual que se presentan en la Convención Colectiva de Trabajo 2002 – 2004. Por ejemplo, para el caso del reparador de llantas mayor el tabulador diario muestra que para después de mayo 2003 este personal gana Bs. 11.593.
2. Se calculó los bolívares por día (si es sueldo).
Bs/Día = (S/22) …….6.17
Donde: S = Sueldo mensual; 22 = Días por mes.
3. Se calculó los bolívares por año
Bs./año = (Bs./Día) * K + C …….6.18
Donde: K = Días a pagar por año (beneficios legales y contractuales).
C = Bs. a pagar por año (beneficios fijos).
K y C Se obtienen de la tabla emitida por el departamento de costos y control presupuestario (ver anexo 12).
Entonces, para el reparador de llantas mayor
Bs./año = (11.593 Bs./día * 954.03 días/año) + 10.382.293 Bs./año
Bs./año = 214.42.362,79
4. Luego se calculó los bolívares por hora
Bs./H-H = (Bs./año)/(H*12) …….6.19
Donde: H = Horas trabajadas por mes
(H = 160 para fichas rojas y 151.6 para fichas amarillas)
Entonces tenemos que para el reparador de llantas mayor
Bs./H-H = (214.42.362,79 Bs./año)/(151.6 h * 12)
Bs./H-H = 11786.70
Con este procedimiento se procedió a calcular el costo de las horas hombre del personal dedicado al mantenimiento de los equipos y a operarlos (ver apéndice I), los resultados se muestran a continuación en la tabla 6.32:
Personal nómina diaria | SALARIO/DIA | Bs/H-H | ||
Tec. De mantenimiento industrial II | 13014.7 | 12,532 | ||
Mecanico de eqipo pesado calif. I | 12225 | 12,118 | ||
Mecanico de eqipo pesado calif. II | 12488 | 12,256 | ||
Soldador equipo pesado calif. II | 12488 | 12,256 | ||
Elect. de mantto.de eq. Pes. Calif. I | 12225 | 12,118 | ||
Elect. de mantto.de eq. Pes. Calif. II | 12488 | 12,256 | ||
Engrasador II | 11105 | 11,531 | ||
Reparador de llantas mayor | 11593 | 11,787 | ||
Operario de Equipo pesado mayor | 12459.3 | 12,241 | ||
Personal nómina mensual | Sueldo Mensual | Bs/Hr | ||
Tecnico de mantto. Mecánico | 1,000,026 | 26,703.77 |
Tabla 6.32. Estimación del Costo de horas hombre del personal ferrominero
La tabla 6.32 presenta el costo total de mantenimiento de años anteriores, considerando los costos de horas hombre del personal del Taller de Equipo Pesado más los costos asociados por repuestos utilizados y los insumos o materiales consumidos durante el mantenimiento (ver apéndice A) tanto preventivo como correctivo, mostrados en el capítulo de la situación actual del presente estudio. La tabla 6.33 muestra la cantidad de horas hombre incurridas y los respectivos costos incurridos por mantenimiento para la flota de tractores sobre orugas (ver apéndice A, si se desea observar los costos por mantenimiento de otros equipos).
DESCRIP AÑO | H-H PREV. | H-H COREC. | TOTAL H-H | COSTO PREV.($) | COSTO CORREC.($) | TOTAL COSTO ($) | |||
2002 | 342 | 4423.00 | 4765.00 | 3,660.41 | 236,716.26 | 240,376.67 | |||
2003 | 251 | 1044.00 | 1295.00 | 5,413.34 | 10,172.33 | 15,585.67 |
Tabla 6.33. Estimación del Costo Total de Mantenimiento
CAPÍTULO VII
La adecuación tecnológica de los equipos mineros de la empresa conlleva la optimización de la producción y a minimizar los costos involucrados en los procesos, en este sentido se plantean alternativas en función del logro de los objetivos planteados.
De este modo, se buscó optimizar la producción que involucra a los equipos mineros, comparando las capacidades de éstos con la capacidad de producción de la empresa según las estimaciones del Plan de Producción Quinquenal (2004 – 2008). Cabe destacar que esta capacidad de producción es en función de la demanda de productos que posee la empresa.
En búsqueda de la mejor alternativa a proponer se desarrollaron una serie de cálculos que permitieron tomar decisiones y elegir la situación más favorable para la empresa, de la siguiente manera:
Se analizaron las especificaciones y condiciones en las que se encuentran los equipos, donde se observó que existen problemas para mantener la flota de equipos operativa e inclusive existen equipos que se encuentran accidentados desde hace más de un año por espera de repuestos.
Una vez analizadas las condiciones y especificaciones de los equipos, se procedió a determinar las capacidades y rendimientos reales de los equipos en planta. Aquí se consideraron factores como días laborables al año, densidades, tiempo estándar, tiempo efectivo de trabajo del turno, recorridos, equipos involucrados, etc. También se calcularon los rendimientos que presenta la planta para despachar el mineral al año.
Luego, se procedió a calcular los requerimientos de equipos, donde se tomaron en cuenta los las capacidades y rendimientos de los equipos y la planta. De ésta parte del estudio es en donde nacen las alternativas a proponer, debido a que se presentan equipos de diferentes configuraciones a realizar distintas tareas (cargar, acarrear o remover el mineral) y equipos que pueden realizar la misma tarea pero poseen capacidades y rendimientos diferentes.
Una vez ejecutados los pasos anteriores, se procedió a analizar los resultados, lo que permitió en primera instancia descartar equipos como por ejemplo los camiones de capacidades de 90 tm y 70 tm, por resultar improductivos y poco provechosos debido a que la cantidad de mineral anual a transportar es pequeña con respecto a la cantidad de mineral óptima anual que pueden movilizar, por lo tanto, se descartaron automáticamente de las alternativas a seleccionar para optimizar la flota de camiones de acarreo requerida en PMH.
También se descartó la alternativa de utilizar el cargador frontal de capacidad 12.5 yd3, debido a que se consideró que la cantidad requerida de ellos no abastece las situaciones particulares de carga que se presentan en la empresa como son la cantidad de frentes y estaciones de carga. Además, se descartaron los cargadores frontales de capacidad de 7 yd3 por presentar un rendimiento de carga anual pequeño con respecto al rendimiento de carga anual que presenta la empresa.
Por otro lado, y de manera similar se presenta la situación con los tractores sobre orugas, donde el tractor de capacidad de 28.7 yd3 resulta improductivo debido a que la cantidad de mineral a movilizar al año es pequeña con respecto a la cantidad de mineral anual óptima que éste puede mover.
Ahora, para la comparación de los equipos restantes se tomaron en cuenta los rendimientos que éstos presentan y su aprovechamiento en la planta, en el caso de los cargadores frontales restantes se observó que los rendimientos del cargador de capacidad de 11.25 yd3 eran mayores que los de 9 yd3, además de que para el caso del año 2004 se requiere la misma cantidad de estos equipos para llevar la producción anual de la empresa, pero el cargador de 11.25 yd3 de capacidad presenta una holgura en el momento de realizar sus tareas, mientras que para el caso del cargador de 9 yd3 de capacidad no posee holguras y además se tiene que trabajar sobre tiempos para llevar a cabo la producción.
En cuanto a los tractores sobre orugas se presenta una situación similar a la de los cargadores, donde los requerimientos de estas máquinas para llevar a cabo la movilización anual del mineral para el 2004 es el mismo, pero el tractor de 21.4 yd3 de capacidad posee una holgura para realizar las operaciones, mientras que el tractor de 15.3 yd3 tiene que trabajar en función de horas extras para lograr movilizar la cantidad de mineral programada.
Para la determinación de los camiones de acarreo se realizó un estudio del sistema óptimo entre cargador y camión, en donde al simular el proceso se detectó que para completar el ciclo de carga del el camión de 20tm de capacidad el cargador lo llenaba con un solo pase, lo que por consideraciones técnicas y operativas resulta improductivo, por tal razón se descartó esta alternativa. Para los demás camiones el ciclo de carga se completa con dos (2) pases, pero el último pase par los camiones de 25 tm de capacidad es a 27% de llenado, mientras que el camión de 30 tm de capacidad presenta 53 % de llenado en el último pase y el camión de 35 tm de capacidad presenta un 78 % de llenado en el último pase. Además, se tiene que los tres (3) equipos refleja el mismo requerimiento para acarrear el mineral en un año y poseen holguras, pero siendo más provechoso el de 25 tm, seguido del de 30 tm y por último se tiene el de 35 tm que excede la capacidad de mineral a movilizar. Por lo tanto el camión elegido fue el de 30 tm de capacidad.
En la tabla 7.1 se observan los equipos a proponer según los resultados obtenidos en la investigación.
Escenario | Variante |
Camión para acarreo | Camión de 30 tm |
Cargadores Frontales | Cargador de 11.25 yd3 |
Tractores Sobre Orugas | Tractor de 21.4 yd3 |
Tabla 7.1. Equipos Propuestos
7.1 EVALUACIÓN ECONÓMICA
Esta parte del estudio consiste en comparar económicamente las alternativas de reemplazo y alquiler de los equipos propuestos, para así trabajar en una herramienta para la toma de decisiones.
Las alternativas son generadas por las variantes que están representadas por la configuración del equipo a considerar por los requerimientos de la planta atendiendo a la demanda estipulada en el Plan de Producción Quinquenal correspondiente al periodo 2004 – 2008. Estas variantes con sus alternativas a evaluar se describen a continuación en la tabla 7.2:
Tabla 7.2. Escenarios de Inversión
El costo de operación fue determinado en la tabla 6.29, tomando en cuenta que el operador es clasificado con la denominación de operario de equipo pesado mayor, y se muestra en la tabla 7.3:
Personal nómina diaria | Bs./h | $/h | $./año | |
Operario de Equipo Pesado Mayor | 12.532 | 7.83 | 13.928 |
Tabla 7.3. Costo de Mano de Obra de Operación
La información sobre los costos de posesión y operación de los equipos fueron facilitados por la empresa representante de CATERPILLAR en Venezuela "VENEQUIP" (ver anexo 13), estos costos comprenden parámetros tanto tangibles como intangibles, tales como: precio de entrega, menos precio residual al reemplazo, valor neto a recobrar mediante el trabajo, costos de interés, seguro, impuestos, combustible, mantenimiento preventivo (aceites lubricantes, filtros, grasas, mano de obra), neumáticos, tren de rodaje, costo de reparaciones y elementos de desgaste especial. En el anexo 14 se puede observar los cálculos de los costos de operaciones para dos (2) de los equipos mencionados en éste estudio.
En la tabla 7.4 se muestran los costos de operación y posesión para los diferentes equipos:
Tabla 7.4. Costo de Operación y Posicionamiento
El costo total de operación y posesión se representa a través de la suma del costo del operador y el costo de operación y posesión, luego este costo es llevado al año laborable del rendimiento del camión para movilizar la producción no conforme y el rendimiento del camión anual como está reflejado en la ecuación 7.1; en la tabla 7.5 muestra el costo total de operación y posesión del camión de 30 ton.
Costo total oper. & pos. = (13,93 $/h + 56,00 $/h) * 300 días/año * 18.78 h/día * 565.000 t/año / 1.253.989,52 t/año
Costo total oper. & pos. = 177.514, 94 $/año ………7.1
Tabla 7.5. Costo Total de Operación y Posicionamiento
El costo de operación y posesión indicado es referencial para una aplicación entre moderada a severa del equipo. Una vez obtenido los costos del operador y los costos de operación y posesión, se procede a estimar la vida útil del equipo. En la tabla 7.6 se muestra la estimación de la vida útil suministrada por VENEQUIP (ver anexo 13).
Tabla 7.6. Vida Útil Estimada en horas de los Equipos
La vida útil estimada va a depender de: la aplicación del equipo (severidad), mantenimiento oportuno y adecuado, el uso de las partes genuinas y lubricantes recomendados por el fabricante, la experiencia tanto de operaciones como de mecánicos, etc.
Para estimar la vida útil en años se consideró el promedio de la vida útil estimada por VENQUIP debido a que los equipos no son forzados al momento de trabajar, por eso el Departamento de Ingeniería Industrial toma la media simple de los datos.
Los valores de vida útil reflejados son estimados donde el valor de rescate de cada equipo al final del período es cero (0) aunque en la práctica el mismo puede tener un valor residual muy marginal.
Para el cálculo de los años de vida útil simplemente se dividió la cantidad de horas estimada del equipo por la cantidad de horas laborables al año, entonces:
Para un camión de 30 tm, la vida util estimada es de 40.000 horas, el año laborable tiene 7200 horas, entonces su vida útil es de 5.56 años, aproximando da 6 años, la tabla 7.7 refleja la vida útil de los equipos a evaluar.
Tabla 7.7. Vida Útil Estimada en años de los Equipos
Los precios de adquisición de los equipos fueron facilitados por VENEQUIP (ver anexo 13) y los precios de alquiler fueron suministrados por la Gerencia de Suministro (ver anexo 15), la cual a través del Departamento de Compra emitió los precios oficiales hasta el 18 septiembre de 2003. en la tabla 7.8 se encuentran referenciados estos costos. Cabe destacar que los costos de alquiler es con operador.
Tabla 7.8. Costo Total de Operación y Posicionamiento
De manera similar a como se determinaron los costos anuales de operación y posesiones, se determinaron los costos de alquiler al año según le ecuación 7.1, tomando en cuenta el rendimiento del equipo para movilizar la cantidad de mineral determinada al año, la tabla 7.9 refleja los resultados del costo anual de alquiler:
Costo de alquiler anual = (25 $/h) * 300 días/año * 18.78 h/día * 565.000 t/año / 1.253.989,52 t/año
Costo de alquiler anual = 63.461,65 $/año
Tabla 7.9. Costo de Alquiler Anual
La tasa de descuento fue fijada en 15.5% según el Departamento de Ingeniería Industrial, quienes se basan en los lineamientos de inversiones establecidos por la C.V.G.
Una vez obtenidos todos los elementos para la realizar la evaluación económica se procedió a calcular el VAN y el CAUE comparando las alternativas de adquisición y alquiler de los equipos propuestos:
Camión de capacidad 30 tm
Tabla 7.10. Parámetros de la Evaluación Económica del Camión de Acarreo
La tabla 7.11 refleja los valores del VAN y el CAUE para la alternativa de adquirir el camión y la alternativa de alquilar el camión, estos valores van a permitir emitir un juicio sobre que decisión tomar en base a los costos incurridos por una u otra alternativa.
Tabla 7.11. Evaluación económica del camión e 30 tm
Tabla 7.12. Comparación de la Evaluación económica del camión e 30 tm
Según lo que refleja la tabla 7.12 la propuesta de utilizar un camión de 30tm para acarrear el mineral, debe de complementarse con el alquiler del mismo. Esto es debido a que los índices de rendimiento utilizados indican que es menos costoso alquilar el equipo que adquirirlo.
Cargador de capacidad 11.25 yd3
Tabla 7.13. Parámetros de la Evaluación Económica del Cargador Frontal.
La tabla 7.14 refleja los valores del VAN y el CAUE para la alternativa de adquirir el cargador y la alternativa de alquilar el cargador, estos valores van a permitir emitir un juicio sobre que decisión tomar en base a los costos incurridos por una u otra alternativa.
Tabla 7.14. Evaluación Económica del Cargador Frontal de 11.25 yd3
Alternativas | 1 | 2 |
VPN | 2.199.513,73 $ | 2.019.307,35$ |
CAUE | 663.933,80$ | 609.537,64$ |
Tabla 7.15. Comparación de la Evaluación Económica del Cargador Frontal de 11.25 yd3
Según lo que refleja la tabla 7.15 la propuesta de utilizar un cargador frontal de 11.25 yd3 para cargar el mineral, debe de complementarse con el alquiler del mismo. Esto es debido a que los índices de rendimiento utilizados indican que es menos costoso alquilar el equipo que adquirirlo aunque sea mínima la diferencia.
Tractor de capacidad 21.4 yd3
Tabla 7.16. Parámetros de la Evaluación Económica del Tractor Sobre Orugas.
La tabla 7.17 refleja los valores del VAN y el CAUE para la alternativa de adquirir el tractor y la alternativa de alquilar el tractor, estos valores van a permitir emitir un juicio sobre que decisión tomar en base a los costos incurridos por una u otra alternativa.
Tabla 7.17. Evaluación Económica del Tractor Sobre Orugas de 21.4yd3
Alternativas | 1 | 2 |
VPN | 1.550.743,86$ | 1.201.230,34$ |
CAUE | 468.099,50$ | 362.597,16$ |
Tabla 7.18. Comparación de la Evaluación Económica del Tractor de 21.4 yd3
Según lo que refleja la tabla 7.18 la propuesta de utilizar un tractor sobre orugas de 21.4 yd3 para remover el mineral, debe de complementarse con el alquiler del mismo. Esto es debido a que los índices de rendimiento utilizados indican que es menos costoso alquilar el equipo que adquirirlo.
En vista de los resultados obtenidos durante la realización del estudio se llegó a las conclusiones siguientes:
Existen equipos que mantienen la condición de accidentado hace más de un año (el tractor sobre orugas FMO 004-0425 y el cargador frontal FMO 004-1511), lo que afecta a la disponibilidad de la flota y al rendimiento de la planta, debido a que es un equipo menos con que se cuenta.
Todos los equipos destinados a la remoción y a la carga del mineral de hierro han cumplido su vida útil y además, son obsoletos.
Los equipos de acarreo no presentaron problemas de disponibilidad durante su estancia en Puerto Ordaz.
A medida que va pasando el tiempo la disponibilidad de los equipos de carga y de remoción ha bajado, notándose incrementos en repuestos utilizados y en las horas hombre dedicadas a los mantenimientos en los últimos años, generándose altos costos por este concepto.
Para la remoción del mineral de hierro, la empresa cuenta con un solo equipo, lo que influye al momento de accidentarse el equipo o de realizar el mantenimiento preventivo, porque no se cuenta con un equipo sustituto y la empresa se ve obligada a usar otros equipos para la ejecución de esta actividad.
Los equipos destinados a la carga a veces son utilizados en otras actividades que no les corresponden, lo que puede traer como consecuencia más desgaste y deterioro de los equipos debido a que no están configurado para esas funciones.
Los programas de mantenimiento preventivo no se cumplen en un 100%, lo que puede influir en la proporción de la comparación de horas hombre de mantenimiento preventivo (5%) y correctivo (95%) realizados en los últimos dos (2) años.
El Taller de Equipo Pesado prácticamente trabaja en función de mantenimientos correctivos, debido al bajo porcentaje registrado de horas hombre y costos asociados destinados al mantenimiento preventivo.
Los equipos de acarreo son utilizados solamente para la movilización del mineral denominado no conforme en la empresa.
10. Los equipos de carga se utilizan para realizar el despacho nacional del mineral de hierro procesado y también apoyan la carga del mineral no conforme de la empresa.
Los equipos de remoción de mineral están destinados a mover parte del mineral procesado al despacho internacional, además de prestar apoyo en el proceso de apilar el mineral en las plantas de tratamiento del mineral no conforme.
Para lograr las metas de producción establecidas por la empresa se propusieron cantidad y tipo de equipos destinados a acarrear, cargar y remover el mineral de hierro, como son:
El equipo propuesto para acarrear el mineral de hierro es el camión de capacidad de 30 tm, necesitando para el año 2004 un óptimo de dos (2) camiones y resultando de la evaluación económica que es preferible alquilarlo que adquirirlo, debido a que la empresa se ahorra 236.522,37 $/año en los próximos 6 años por camión.
El equipo propuesto para cargar el mineral de hierro es el cargador frontal de capacidad de 11.25 yd3, necesitando para el año 2004 un óptimo de tres (3) cargadores y resultando de la evaluación económica que es preferible alquilarlo que adquirirlo, debido a que la empresa se ahorra 54.396,16 $/año en los próximos 10 años por cargador.
El equipo propuesto para remover el mineral de hierro es el tractor sobre orugas de capacidad de 21.4 yd3, necesitando para el año 2004 un óptimo de uno (1) tractor y resultando de la evaluación económica que es preferible alquilarlo que adquirirlo, debido a que la empresa se ahorra 105.502,34 $/año en los próximos 7 años por tractor.
El Taller de Equipo Pesado presenta demoras, mayormente, al momento de ejecutar los mantenimientos debido a la espera por concepto de adquisición y entrega de repuestos en almacén y a no contar con un buen stock de repuestos e insumos.
El Taller de Equipo Pesado para mantener los equipos operativos y minimizar las demoras por concepto de espera de repuestos, al momento de ejecutar los mantenimientos utilizan repuestos de otros equipos accidentados ubicados en el patio del taller, lo que implica que el repuesto colocado no es nuevo (ya ha cumplido parte de su vida útil) y se deja en peor estado el equipo accidentado.
Basándose en el estudio realizado, se recomienda:
Tomar acciones en cuanto a la puesta en marcha de los equipos que se encuentran accidentados por largo tiempo y así evitar el deterioro de otros componentes que no fueron la causa de la parada del equipo.
Realizar un plan de desincorporación de los equipos obsoletos y así disminuir los costos por concepto de mantenimiento correctivo que generan éstos.
Cumplir con los programas de mantenimiento preventivo que posee la empresa con el objeto de mantener los equipos en óptimas condiciones de funcionamiento y aumentar su disponibilidad durante el proceso productivo.
Se deben utilizar los equipos sólo para ejecutar las actividades acordes a con sus diseños, evitando usarlos en actividades que perjudiquen su estructura física y mecánica.
Considerar la posibilidad de conformar un pool de equipos de operaciones en el taller, de manera que cuando el equipo se envíe al servicio de rutina, exista un equipo que pueda reemplazarlo hasta su salida del taller.
Sincerar y vaciar completamente los datos que deben reflejarse en las planillas de registros de los mantenimientos con el fin de obtener una base de datos confiable y segura.
Realizar las inversiones que se propusieron en el estudio a efectos de minimizar los costos incurridos por los equipos y sobre todo garantizar la continuidad del proceso productivo de la empresa.
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