Los problemas de distribución de vehículos son importantes en la ciencia de la computación por su aplicación directa en los campos del transporte de material y el control de tráfico. Esto se debe a que proveen un marco formal con el cual estudiar estas temáticas, las cuales tienen gran impacto económico y forman una parte importante de la sociedad. En particular, la problemática de la selección de destinos tiene un gran impacto en la industria de la minería, donde es conocida como despacho y en la cual el transporte del material puede llegar a significar hasta un 50% del costo de la operación, el cual se hace habitualmente con una flota de camiones especiales. Por lo tanto, cualquier metodología que permita aumentar la eficiencia de la operación es particularmente útil. El estudio bibliográfico realizado ha mostrado un conjunto acotado de enfoques hacia este problema, generalmente a través la utilización de herramientas matemáticas formales. Mas aún, las técnicas presentadas en ellos han limitado la capacidad de acción del sistema simplemente a asignarle el próximo destino a un camión que acabó de cargar o descargar. Esto provee la motivación fundamental del presente trabajo. La emergencia y progreso de las tecnologías de comunicación provee la posibilidad de acceder a mayor cantidad de información de forma instantánea a la vez que permite enviar y distribuir instrucciones a cualquier vehículo. Esto implica que la metodología de despacho podría especificar como el vehículo debe llegar al destino que se le asignó. En este trabajo se presentan tres aportes principales. El primero es la definición de un marco de referencia uniforme que permita la evaluación simple y rápida de una metodología de despacho de acuerdo a cuatro índices de desempe~no que cuantifican la eficiencia de la operación minera. Este marco incluye un conjunto de condiciones de borde que definen un entorno de simulación y un modelo de movimiento simplificado que calcula las variables mínimas indispensables para representar el viaje de un vehículo, utilizando muy pocos datos. Además se diseñoo un modelo de conductor de un solo parámetro que permite dfinir tres comportamientos, que son los únicos necesarios lograr evaluar correctamente la eficiencia de una metodología de despacho. El segundo aporte es un nuevo enfoque al estudio del despacho. Se propone utilizar un secuencia de selección de destinos fija y analizar el comportamiento del ujo de vehículos para poder predecir la productividad y el tiempo de ocio del equipamiento. Con este modelo, se dise~nan secuencias que permitan maximizar el primero y minimizar el segundo. El tercer aporte es la utilización de la información global del estado de la mina, en un instante, para calcular la velocidad óptima para cada vehículo de forma de eliminar los tiempos de espera y reducir el consumo de combustible. Estas herramientas son combinadas en un simulador en el cual se utilizan dos metodolog ías propuestas y se comparan con métodos existentes que se pueden hallar en la literatura. Los resultados son expuestos y analizados para luego sacar las conclusiones correspondientes. / Vehicle distribution problems are important in computer science because of their direct application in the felds of transportation and traffic flow. This is due to the fact that they provide a formal framework in which to study these problems, which have a great economic and social impact. The destination selection problem is particularly important in the mining industry, where it is known as dispatching. In this industry, it is usually a feet of f-highway haul trucks that is tasked with material transportation which can amount to as much as 50% of the operational costs. This makes particularly useful any methodology that allows an increase in the efficiency of the operation. The literature review has shown a reduced set of approaches used to solve this problem, mostly through the utilization of formal mathematical tools. The techniques presented in these works are limited in their control of the operation since they only choose where to send a truck to load or unload. This provides the fundamental motivation of this work. The emergence and progress in communications technology has created the possibility of instantaneously accessing greater amounts of information as well as the ability to send specific instructions to individual vehicles. This implies that is possible to specify how a vehicle should travel to its specified destination. This work contains three fundamental contributions. The first is the definition of an standard framework which allows for a fast, simple evaluation of a dispatching technique by using four performance indexes that quantify the efficiency of a mining operation.This framework includes a set of border conditions that define a simulation environment and a simple movement model that calculates only the indispensable variables needed to represent a traveling truck, using a reduced parameter set. Furthermore, the driver is also modeled using only one parameter which allows for the definition of all the behaviors necessary to represent the fundamental aspects needed for correctly evaluating the efficiency of a dispatching methodology. The second contribution is a new approach to the dispatching problem, in which a fixed sequence for destination selection is used to analyze the behavior of the resulting vehicle flow in order to predict the expected productivity and equipment idle time. Using these predictions it is possible to design the sequence in such a way as to maximize the former and minimize the latter. The third contribution is the utilization of the mine state, which is the location, speed and destination of all the trucks in the mine, in order to calculate the best velocity needed by all vehicles to minimize truck waiting time and fuel consumption. All of these contributions are combined in a simulator in which two resulting dispatching methodologies are compared against existing techniques that are found in the literature. The results are presented and analyzed to draw the proper conclusions.

Ingeniero Civil de Minas / Uno de los métodos de explotación que permite la extracción de yacimientos minerales con cuerpos de grandes dimensiones es el método de Block Caving. En dicho método existen diferentes operaciones unitarias, que van desde que se extrae el mineral de la mina hasta que llega a su procesamiento metalúrgico. A partir de la confiabilidad y disponibilidad de los componentes del sistema de manejo de minerales, se puede evaluar la certeza del cumplimiento del plan de producción. Por ello, el objetivo principal de este trabajo es determinar la confiabilidad operacional del proceso de manejo de minerales al interior mina, a partir de un modelo de simulación integrado. Para ello se realizaron simulaciones de distintos escenarios con la variación de parámetros operacionales, obteniéndose la disponibilidad teórica del sistema y el impacto de las labores de mantención en el uso de equipos y recursos. Se tomó como referencia el sistema diseñado para Chuquicamata Subterránea, en particular, el macrobloque N5-1 ubicado en la cota 1841, para el cual se asociaron distintas interferencias operaciones y modos de falla a cada componente. El modelo consta de puntos de extracción, subcalles de producción, parrillas de reducción, piques de traspaso, tolvas de almacenamiento, alimentadores, chancadores y una correa transportadora. Para la simulación se utilizó el software Availability Workbench®, en su módulo AvSim, en el cual se consideraron 1.000 réplicas para un tiempo de 7.200 horas. Se evaluaron un total de 18 escenarios posibles, en los cuales se varió el criterio de ingreso de cuadrilla para la reparación de puntos de extracción, la implementación de mantenciones programadas e inspecciones preventivas y la cantidad de equipos y recursos disponibles para la realización de las labores de reparación y mantención. De los resultados obtenidos, se destaca que el criterio de ingreso de reparación de puntos fue el factor más determinante en la disponibilidad del sistema, mientras que la variación del stock de equipos y recursos y las mantenciones programadas no provocaron un impacto significativo en ésta. El criterio medio de ingreso fue el que entregó la disponibilidad más alta (del orden del 80%) y los componentes más influyentes fueron los puntos de extracción y la correa transportadora. Al comparar la producción planificada con la producción según el modelo de confiabilidad, se tiene resultados similares que fluctúan entre 6,8 a 7 millones de toneladas. Como conclusiones del trabajo realizado se tiene que es de suma importancia elaborar una estrategia que permita la reparación de puntos sin la necesidad de paralizar todo el funcionamiento de las calles, buscar una alternativa de transporte del mineral cuando la correa se encuentre fuera de servicio y, para evitar el deterioro anticipado de los equipos e infraestructuras, es necesario la implementación de una estrategia de mantenciones programadas que además permita optimizar los tiempos productivos y los tiempos detenidos.

Ingeniero Civil de Minas / Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 31/7/2020. / Un entendimiento más adecuado sobre el comportamiento del flujo gravitacional es un aspecto clave para el diseño, operación y éxito de los métodos por caving. Dentro de la literatura, el fenómeno del flujo de material fragmentado ha sido tema de investigación por bastantes años. Sin embargo, el entendimiento actual se ha obtenido a través de modelamiento físico y numérico, y un limitado número de pruebas a escala mina. Codelco-Chile ha ejecutado pruebas experimentales utilizando la tecnología de trazadores inteligentes. Estas pruebas se implementaron en Bloque-2 de mina Esmeralda, División El Teniente, que corresponde a un sector emplazado en roca competente y explotado por panel caving con hundimiento convencional. Mina Esmeralda también ha considerado cambiar el diseño actual, desde un espaciamiento entre puntos de extracción de 20 m a 24 m, para aumentar la estabilidad del nivel productivo. Los datos de la prueba se comenzaron a registrar desde agosto de 2012 hasta enero de 2015. Los objetivos principales de esta investigación son examinar la geometría de la zona de extracción y su evolución, junto con obtener datos que permitan entender el flujo gravitacional para mejorar aspectos del diseño minero y control de tiraje. La metodología de trabajo incluye la recopilación y análisis de datos de extracción, trazadores recuperados y granulometría. La información desde trazadores se procesa empleando una interpolación lineal de la posición inicial de los marcadores y el tonelaje acumulado de extracción en cada zanja. Aproximadamente el 53 por ciento de los marcadores ha sido recuperado de la región de prueba (159 marcadores registrados). Los resultados experimentales sugieren que el flujo gravitacional es más o menos regular dependiendo del tonelaje extraído y la diferencia de fragmentación observada en los puntos de extracción. Este hallazgo muestra que el material removido no sólo tiene un impacto significativo en el comportamiento del flujo y su crecimiento, sino que también influye en el movimiento de diferentes tamaños de partículas dentro de la columna de mineral. Además, los resultados indican que el espaciamiento actual entre puntos de extracción entrega las condiciones necesarias para la interacción entre zonas de flujo adyacentes. El valor promedio para la altura de interacción y ángulo de flujo se estimó en 26 m y 67 grados, respectivamente, permitiendo que el mineral sea extraído desde el pilar mayor y pilar menor. Finalmente, este estudio complementa el actual estado del arte relacionado al flujo gravitacional. Más aún, la prueba en Bloque-2 de mina Esmeralda valida la aplicación de la tecnología de trazadores inteligentes para proyectos futuros, y se evidencia que los resultados de esta investigación son claves para el diseño del nivel de producción y el control de la extracción para Mina El Teniente.

Magíster en Minería / Las excavaciones mineras subterráneas, específicamente aquellas usadas para la entrada de personas y equipos, requieren de condiciones de diseño que garanticen su funcionalidad y seguridad. Para este fin, resulta indispensable el uso de sistemas de fortificación que además de garantizar sus dimensiones, brinden ambientes seguros que resguarden la operación. Es así como el diseño de fortificación en minería subterránea supone un problema de estabilidad complejo, ante la incertidumbre asociada con los parámetros ingenieriles y el comportamiento del macizo rocoso. Si bien en la literatura existen metodologías, teóricas y analíticas, que sugieren técnicas de diseño para diferentes etapas de ingeniería, no existe un método generalizado debido a que cada caso supone de un análisis específico de las variables de mayor impacto sobre la estabilidad. El objetivo de esta tesis, es desarrollar una herramienta de diseño para el análisis de estabilidad de excavaciones subterráneas, en etapas de pre factibilidad. Para este fin, se revisaran en detalle los métodos más representativos y aceptados dentro de la industria, identificando sus principales ventajas y desventajas. Posteriormente se plantea el uso de herramientas empíricas y de modelación numérica aplicadas en la evaluación de estabilidad. Entre las ventajas que ofrece este trabajo, se encuentra la aplicación del Método de Reducción de Resistencia al Corte, SSR por sus siglas en ingles. Si bien inicialmente fue desarrollado como una técnica de análisis de estabilidad en taludes mineros, cuenta con recientes investigaciones que lo plantean como una innovadora herramienta en minería subterránea (Konietzky and Le 2008). Es así como a lo largo de este trabajo, se plantea su uso junto a un criterio de estabilidad, que permite cuantificar la estabilidad que brindan sistemas de fortificación (compuestos de pernos y shotcrete) a macizos rocosos con diferentes características geotécnicas. Mediante el uso del software de elementos finitos en dos dimensiones Phase2, desarrollado por Rocscience. Se construyeron 162 casos representados mediante una galería estándar de 16 [m2], cuyos datos geomecánicos de entrada variaron en profundidad (desde 250 hasta 1000 [m]), relación de esfuerzos horizontales y verticales (de 1 a 2), calidad de roca (mala, regular y buena expresada en GSI), resistencia a la compresión uniaxial (desde 50 a 150 [MPa]) y tipos de pernos (adherencia y fricción). La metodología propuesta permitió establecer una relación entre el factor de seguridad (expresado como SSR) y la estabilidad de excavaciones subterráneas. Esto se llevó a cabo mediante una validación entre los resultados obtenidos y las categorías de estabilidad propuestas a partir casos históricos recolectados en la proposición del método de luz critica (Ouchi 2002). Como resultado final de este trabajo, se resaltan las limitaciones de los software actuales para el modelamiento numérico en el análisis de elementos de soporte y refuerzo. Además se presenta un gráfico actualizado del método empírico del índice Q (Barton et al. 1974), en el cual se definen fronteras de estabilidad e inestabilidad en función del método SSR, que a su vez establecen las zonas de calidades de roca que resulta adecuado o no el soporte diseñado mediante este método empírico. Finalmente, a modo de recomendación a trabajos futuros se plantea una metodología complementaria para la calibración de esta herramienta, que se espera sea de utilidad a la hora de evaluar su desempeño en casos de estudio.

El mineral estudiado corresponde a la Mina Koricolqui S.A.C. ubicada en la provincia de Otuzco, departamento de La Libertad. La caracterización de la muestra se realizó en el microscopio óptico polarizado de la Escuela Académico - Profesional de Ingeniería Geológica de la UNMSM. Observamos la presencia de esfalerita, calcopirita, pirita, electrum, marcasita, arsenopirita, goetita, calcosita, tetraedrita y gangas, siendo las leyes de la muestra de cabeza de 6.63 gr. de Au /TM y 11.22 oz. de Ag /TM. La primera prueba de flotación convencional de la muestra se realizó a una granulometría de 55% -200 mallas, cuyo balance metalúrgico global nos indica una recuperación de Au igual 56.85% y Ag igual 44.71%. En vista de que los resultados obtenidos no fueron muy satisfactorios y teniendo en cuenta el estudio microscópico de las especies mineralizadas, se realizó una etapa de preconcentración al mineral utilizando el concentrador centrífugo Falcon previo a la etapa de flotación a una granulometría de 55% -200 mallas, y se obtuvo una recuperación de Au igual 42.68% y Ag igual a 30.08%. En la etapa de Flotación del relave del concentrador centrífugo Falcon, los resultados nos muestran una recuperación de Au igual a 24.57% y Ag igual a 28.19%. Finalmente, la recuperación total del proceso Concentrador centrífugo Falcon más Flotación del relave Falcon es de Au igual 67.25% y Ag igual a 58.27%. Es aquí donde se observó que con la etapa de preconcentración las recuperaciones en Au y Ag se incrementaron en 10.40% y 13.56% respectivamente. En la segunda prueba de Flotación Convencional del mineral inicial, realizado con una granulometría de 66% -200 mallas, los resultados nos indican una recuperación de Au igual a 62.63% y Ag igual a 49.36%.

Determina a nivel laboratorio el método alternativo para incrementar la extracción de la plata y oro, optimizando el consumo de cianuro y determinando los mejores parámetros operativos para lograr la máxima extracción durante el tratamiento del relave sulfurado, implementando pruebas de cianuración por agitación a nivel laboratorio y planta piloto.

Magíster en Minas / En sistemas mineros como Block y Panel Caving, es extremadamente importante realizar la tronadura de bateas de forma efectiva. Existen importantes beneficios en productividad si la misma se lleva a cabo en una sola fase, también llamada en un disparo. Además, la tronadura de bateas en una fase elimina los riesgos en los operadores de trabajar con explosivos bajo material fragmentado. Existen ciertas dudas acerca del diseño de la tronadura en el Sector de Minería Continua - Andina (MCA), las cuales surgieron en la etapa de ingeniería de detalle, principalmente relacionadas con la tronadura de las bateas de producción. El objetivo de la tesis es realizar una evaluación de los diagramas de disparo, considerando la tronadura en una sola fase, para su futura implementación en el MCA. La primera etapa comienza con el análisis de las propiedades del macizo rocoso. Este primer paso es importante para determinar los parámetros necesarios para la calibración empírica del modelo de daño. En este estudio, se utiliza el modelo de Holmberg y Persson (Persson et al., 1994). La segunda etapa consiste en definir las propiedades del explosivo, en particular la densidad. La tercera etapa consiste en la definición de los parámetros de diseño preliminares, tales como: burden, espaciamiento y longitud del taco. Esto basado principalmente por geometrías y reglas estándar de diseño. Antes de realizar las simulaciones para las zonas de daño, el modelo de Holmberg y Persson es calibrado a través de la determinación de las constantes de intensidad principal (K) y de atenuación (alfa). En este caso las constantes de calibración se obtienen a partir de los análisis realizados a las zonas de daño generados en las galerías de producción del módulo de Minería Continua. Durante el estudio, la simulación se realizó con el software JKSimBlast (2DRing). El análisis dio una estimación de las zonas de daño para perfiles horizontales y verticales, destacando los posibles daños de la tronadura en los pilares adyacentes y la interacción de los tiros con la cara libre. En este proceso un criterio de daño definido por la experiencia en terreno se aplica para el análisis. Esto se basa en la zona de daño y el esponjamiento (swell factor) resultante. La presente investigación tiene como principal resultado una metodología para evaluar la extracción de bateas en una sola fase través de la incorporación del simple criterio de daño. El modelo se verifica inicialmente con el análisis de la tronadura en el Canalón de Andina y luego se aplica un diseño alternativo de tronadura de bateas. Se propone un nuevo diseño de tronadura para un layout de producción específico. El análisis indica que el diseño alternativo tiene una zona de rotura significativa. Los tiros se distribuyeron con el fin de aumentar la interacción entre las zonas de fractura. El diseño sugiere una fragmentación fina del material. El porcentaje de sobre-quiebre llega a 58.5%, muy por encima del 53.01% que presenta el caso base, Canalón Andina. El resultado es consistente con el análisis realizado en otras operaciones mineras. El análisis, no obstante, indica la posibilidad de un aumento de la zona perturbada en los pilares zanja. Con el fin de reducir el daño a los pilares, se recomienda el uso de cargas explosivas de menor densidad en las filas cercanas al perímetro de la batea. Durante el análisis también se indicó la importancia de llevar a cabo un estudio detallado de la estabilidad de los pilares, considerando los posibles aumentos en la magnitud del daño. Finalmente, se está trabajando para validar el diseño y análisis propuestos para definir los parámetros de permitan la tronadura de bateas de producción en una fase.

El proyecto de investigación titulada: “Implementación de un sistema de gestión de seguridad y salud ocupacional en minería subterránea basado en las normas peruanas en la contrata minera Madsur SRL.” mostrará la metodología para implementar un Sistema de Gestión Seguridad y Salud Ocupacional en Minería Subterránea basada en las normas peruanas. Los índices de Seguridad emitido por el Ministerio de Energía y Minas, OSINERGMIN son documentos legales donde se observan los índices de seguridad que utilizaremos para poder evaluar el desempeño de la Empresa y verificar el cumplimiento del Sistema de Gestión de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería.

El presente estudio evalúa la viabilidad económica de la explotación a tajo abierto de un yacimiento de pórfido de cobre ubicado en la provincia Antabamba de Ayacucho. El estudio minero presenta la optimización del tajo, diseños de tajo final y fases, secuencia de minado, estimación de costos de capital y operativo, desarrollo de flujo de caja y análisis de sensibilidad del proyecto. El modelo de bloque se creó utilizando la información proveniente de sondajes de la zona del proyecto. El tamaño de los bloques es de 10 m x 10m x 10 m. La altura del bloque es igual a la altura de banco de minado para la operación efectiva de los equipos seleccionados en el proyecto. La optimización del tajo se realizó utilizando el programa Whittle. Los parámetros de optimización utilizados fueron conseguidos de operaciones similares. El costo de minado fue estimado considerando estudios previos del proyecto. Los minerales secundarios, transicional, óxidos y mixtos son procesados generando beneficio por electro obtención de cátodos de cobre. El precio de metal se consideró 2.33 US$/ lb Cu y un ritmo de producción de 60,000 toneladas por día. La optimización resulta en un nido de conos óptimos donde cada cono resultante proviene de un precio de cobre mayor al anterior. La selección de los conos óptimos se basa en el mayor Valor Presente Neto (VPN) del proyecto a una tasa de descuento determinada. El programa genera dos escenarios, mejor y peor caso. Se genera un caso específico eligiendo los conos que presentan mayor aumento de mineral entre conos como fases de expansión de la mina. Se elige el cono óptimo final considerando el VPN del escenario específico, vida de mina, tonelaje de materiales y costos. Se elige cuatro fases de explotación. Las dos primeras fases son conos independientes que luego se unen al expandirse en la fase 3. La última fase se expande hacia el tajo final del proyecto. Los parámetros de diseño consideran las especificaciones del DS 055-2010-EM y parámetros geomecánicos establecidos. Las reservas del proyecto son los recursos medidos e indicados dentro del diseño del tajo final del proyecto: 352.53M TM de mineral con 0.612 % de Cu y 209.87M TM de desmonte. La secuencia de minado se optimizó considerando el mayor VPN del proyecto, las fases de expansión del proyecto, y la relación del desmonte y mineral. El ritmo de producción es de 60,000 TM de mineral por día resultando en 17 años de vida de mina en cuatro fases. La primera fase se realiza en los dos primeros años de la mina donde se busca alimentar la chancadora con mineral de alta ley proveniente del tajo este. La fase 2 desarrolla el tajo oeste hasta el año 5. La siguiente fase une los dos tajos independientes al expandirse en uno solo hasta el año 12 donde inicia la última fase de expansión al tajo final. Se realizó la selección de equipos óptimos para satisfacer el nivel de producción de la mina. Se eligió palas eléctricas por su alto rendimiento en elevadas altitudes y bajo costo de operaciones y mantenimiento. Se seleccionaron camiones de 240 TM para la operación con palas de 32 m3. La perforadora seleccionada permite la perforación de los 10 m. de banco en una sola pasada. Se considera que los equipos serán adquiridos y operados por la mina. Por otro lado, la voladura será realizada por una empresa especializada para reducir costos operativos, el alto riesgo de la labor y trámites administrativos (SUCAMEC). El costo de operativo de minado en a nivel rampa principal es de 1.51 US$/TM. El costo de capital de los equipos seleccionados se estimó considerando su uso durante la vida de mina. El costo capital de mina se estima en 186.50M US$. Se estimó el costo capital de procesos en 510.98M US$ aplicando economía de escala y el costo de operaciones en 5.00 US$/TM de operaciones similares. Se desarrolla un flujo de caja para evaluación económica del proyecto resultando en un VPN positivo de 478.80M US$ después de impuestos con una tasa interna de retorno (TIR) de 19.70% y recuperación de inversión de 5 años. Se analiza la sensibilidad del proyecto ante variaciones del costo capital, costo operativo, precio de Cu y tasa de descuento en los resultados económicos del proyecto. El proyecto es más sensible a la variación del precio de cobre siendo este parámetro responsable del éxito del proyecto en el largo plazo. El proyecto es menos sensible al costo operativo y capital del proyecto. Los resultados de flujo de caja y sensibilidad del proyecto afirman la viabilidad del proyecto de explotación del yacimiento de pórfido y la continuación de estudios para su futuro desarrollo. / Tesis

El presente trabajo de investigación tiene como finalidad analizar el marco normativo que regula la actividad de extracción de materiales de construcción que acarrean o depositan las aguas en los cauces o álveos de los ríos, recogida en la Ley N° 28221, que regula el derecho por extracción de material de álveos o cauces de los ríos por las municipalidades. El problema de investigación radica en que la referida ley presenta deficiencias y vacíos normativos en lo que respecta a las acciones de fiscalización ambiental ex ante y ex post —por parte del Estado— que permitan garantizar que las actividades de extracción de material de acarreo se desarrollen en armonía con el ambiente. Por ello, la presente investigación —de enfoque cualitativa— analiza tres (3) aspectos importantes respecto de los cuales la Ley N° 28221 presenta vacíos y deficiencias. Los cuales son: i) la ausencia de requerimiento de un instrumento de gestión ambiental, ii) la poca claridad respecto de la designación de las competencias en materia de fiscalización ambiental de la referida actividad, y, iii) la falta de definición de la naturaleza del material de acarreo de los álveos o causes de los ríos. A raíz de este análisis, se propone una mejora normativa respecto de las actividades de extracción de material de acarreo, con la finalidad de que esta incluya aspectos ambientales que se adecúen a la legislación ambiental y, que garantice el cumplimiento del principio de prevención a que se refiere la Ley General del Ambiente. Finalmente, la investigación se sustenta en el análisis de normas de carácter ambiental, revisión de literatura, documentos emitidos por diversas entidades respecto de la actividad materia de investigación, así como en la información recogida de encuestas realizadas a diversos especialistas en la materia, quienes desde su perspectiva laboral opinan sobre la Ley N° 28221 y sus vacíos normativos, así como de las consecuencias de estos en el ambiente y la sociedad. / The purpose of this research work is to analyze the regulatory framework that regulates the activity of construction materials extraction carried or deposited by water in riverbeds or river cavities, which is rendered in Law No. 28221, Law that regulates the right of extraction of riverbed materials by municipalities. The research problem lies in the fact that the aforementioned law has deficiencies and regulatory gaps with regard to ex ante and ex post environmental control actions - by the State, - which make it possible to ensure that haul extraction activities are carried out in harmony with the environment. For this reason, the present research project -of qualitative approach- analyzes three (3) important aspects of Law N ° 28221 which hold gaps and deficiencies. These are: i) the lack of requirement of an environmental management instrument, ii) the lack of clarity regarding the designation of the competent entity or entities to apply the environmental control functions of the aforementioned activity, and iii) the lack of definition of the nature of haul material from the river cavities or riverbeds. As a result of this analysis, a normative improvement is proposed with respect to the extraction activities of haulage material, with the purpose that this includes environmental aspects that are adapted to the environmental regulations, to ensure compliance with the principle of prevention referred to in the General Environmental Law. Finally, the research is based on the analysis of environmental standards, review of literature, documents issued by various entities regarding the subject matter of research, as well as information collected from surveys conducted by various specialists in the field, who from their labor perspective gave opinion about Law N ° 28221 and its normative gaps, as well as the consequences on the environment and society. / Trabajo de investigación