UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO
Escola de Minas - Departamento de Engenharia de Minas
Pós-Graduação Lato Sensu em Beneficiamento Mineral
NOME DO ALUNO
Olavo Honório
TÍTULO DO TRABALHO
ESTUDO DE AUMENTO DE CAPACIDADE DA PLANTA DE BRITAGEM DA
USINA I DE GERMANO – SAMARCO MINERAÇÃO S.A.
OURO PRETO (MG)
i
Agosto de 2010
UNIVERSIDADE FEDERAL DE OURO PRETO
NOME DO ALUNO
Olavo Honório
[email protected]
TÍTULO
ESTUDO DE AUMENTO DE CAPACIDADE DA PLANTA DE BRITAGEM DA
USINA I DE GERMANO
Monografia apresentada ao Programa
de Pós-graduação em Engenharia de
Minas da Universidade Federal de
Ouro
Preto,
como
requisito
para
obtenção do título de Especialista em
Beneficiamento Mineral.
Orientador: Prof. Dr. Hernani Mota de Lima
OURO PRETO (MG)
ii
Agosto de 2010
FOLHA DE APROVAÇÃO
Monografia aprovada, em 26 de agosto de 2010, pela comissão avaliadora
constituída pelos professores:
Prof. Dr. Carlos Alberto Pereira
Universidade Federal de Ouro Preto
Prof. Dr. José Aurélio Medeiros da Luz
Universidade Federal de Ouro Preto
Prof. M.Sc. Fabiano Gomes da Silva
Instituto Federal de Minas Gerais
iii
AGRADECIMENTOS
Agradeço a “Deus” por mais esta oportunidade concedida, à minha esposa
Cláudia e aos meus filhos Igor e Clarissa pela compreensão durante os momentos
de ausência nos finais de semana.
Aos professores pela dedicação e paciência.
Aos amigos e companheiros de Curso pela troca de informações e experiências
proporcionando crescimento profissional e pessoal.
À Universidade Federal de Ouro Preto, juntamente com a ABM (Associação
Brasileira de Metalurgia e Materiais e Mineração) pela oportunidade e iniciativa.
A todos que contribuíram de forma direta ou indireta para a finalização deste
trabalho.
iv
RESUMO
Este estudo analisa uma das alternativas apresentadas como referência para o
repotenciamento do sistema de transporte e Britagem, que é responsável pelo
abastecimento das pilhas de alimentação do Concentrador I de Germano. O
objetivo principal é o atendimento a uma demanda de aumento de capacidade de
2,0 milhões de toneladas anuais de concentrado e o estudo apresentado pode ou
não ser definido como a melhor solução de alternativa dentro das expectativas da
empresa. De antemão a melhor proposta de atendimento será avaliada segundo
critérios definidos de CAPEX (custo de investimento necessário), OPEX (custo
operacional) e principalmente pelos Tie-in’s que são as interferências com as
atividades produtivas (paradas ou restrições da produção para realização das
modificações sugeridas). O estudo desenvolvido mostra o que está sendo
proposto para cada etapa ou fase do processo como transporte, peneiramento,
britagem primária, britagem secundária e equipamentos de elevação de carga,
assim como as intervenções necessárias para os reforços estruturais visando o
atendimento a nova dinâmica de aplicação de esforços e cargas exigidas pelas
modificações nos equipamentos e pelo aumento da massa a ser processada.
Palavras chave : sistema de transporte e britagem , interferências, modificações.
v
ABSTRACT
This study analyses the alternatives presented as a reference for the crushing and
ore transportation system revamp, responsible for the concentrator 01 piles
feeding. The main objective is to attend a 2,000,000 DMT concentrate production
increase per year. The presented study may or may not be the best solution
considering the company demands, the best alternative will be measured
considering the company’s CAPEX and OPEX criterion, and specially the tie-in´s
which are the interferences on production activities (stoppages and/or restrictions
during the project execution). The study carried out shows the entire proposal for
every process stage, such as transport, screening, primary and secondary
crushing, load elevation equipments and the structural modifications necessaries to
attend the new load dynamic demanded due the equipments alterations and the
processed ROM increase.
Keywords: transport and crushing system revamp, interferences,modifications.
vi
SUMÁRIO
1 INTRODUÇÃO......................................................................................................1
2.0 - Revisão Bibliográfica ....................................................................................2
2.1 – Fragmentação de Partículas ........................................................................2
2.2 – Processos de Britagem ................................................................................3
2.2.1 – Britadores Cônicos ..................................................................................... .5
2.2.2 - Britadores semi-autógenos (Barmac)............................................................5
2.2.3 - Características dos Britadores Barmac ........................................................6
2.2.4 - Cuidados com o tamanho máximo de alimentação do Barmac....................8
2.3 - Classificação e Peneiramento.......................................................................9
2.3.1 - Escalas Granulométricas.............................................................................10
2.3.2 - Peneiras vibratórias.....................................................................................10
2.3.3 - Eficiência de Peneiramento ........................................................................11
2.3.4 - Dimensionamento de Peneiras....................................................................12
2.4 - Transportadores contínuos.........................................................................16
2.5 - Componentes de Transportadores de Correias .......................................17
2.5.1 – Roletes........................................................................................................17
2.5.2 – Tambores....................................................................................................18
2.5.3 - Acionamento de Transportadores...............................................................18
2.5.4 - Esticadores ................................................................................................19
2.5.5 - Guias Laterais ............................................................................................20
2.5.6 - Coberturas ..................................................................................................20
2.5.7 - Calha de Descarga......................................................................................20
2.5.8 - Equipamentos para limpeza da correia ......................................................20
2.5.9 - Raspadores de Correias..............................................................................20
2.5.10 - Limpadores de Correias............................................................................20
2.5.11 - Detector de Metais.....................................................................................21
2.5.12 - Balança .....................................................................................................21
2.5.13 – Tripper.......................................................................................................21
2.6 - Cálculo da Capacidade do Transportador......................................................21
2.7 - Seleção da Largura da correia ......................................................................22
2.8 - Seleção da Velocidade da Correia ................................................................22
vii
2.9 - Cálculo da potência de acionamento .............................................................23
2.10 - Determinação da Potência do Motor ...........................................................23
2.11 - Seleção de Esticadores ...............................................................................24
2.12 - Cálculo do Contrapeso ................................................................................24
3.0 – METODOLOLOGIA DE PESQUISA.............................................................26
4.0 - RESULTADOS E DISCUSSÃO ....................................................................33
4.1 – A Empresa ....................................................................................................33
4.2 - Mina e transporte ...........................................................................................34
4.2.1 - Repotenciamento do Sistema de Alimentação e Transporte ....................35
4.3 - Peneiramento Primário ..................................................................................38
4.3.1 – Otimização do Peneiramento Primário.......................................................39
4.4 - Britagem Primária ..........................................................................................40
4.4.1 - Seleção do Equipamento ............................................................................41
4.5 - Britagem Secundária .....................................................................................41
4.5.1 – Comparação entre Rotores STD (standard) e Rotores Deep ( DTR ) .......43
4.5.2 – Vantagens da utilização de Rotores Deep .................................................43
4.6 - Reforço nas estruturas para repotenciamento dos equipamentos ........44
4.6.1– Descrição Básica dos procedimentos adotados..........................................44
4.6.2– Reforço das vigas de rolamento da ponte rolante.......................................45
4.6.3 – Reforço das vigas suporte do peneiramento .............................................45
5.0 – CONCLUSÃO................................................................................................47
6.0 – REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS ...........................................................48
viii
LISTA DE FIGURAS
Figura 01: Formas de fraturas em rochas.................................................................3
Figura 02: Desenho esquemático de um britador cônico .......................................5
Figura 03: Formação da cascata no interior do Barmac...........................................7
Figura 04: Desenho esquemático de um britador VSI Barmac ................................9
Figura 05: Representação Gráfica da Capacidade básica de peneiramento.........14
Figura 06: Vista de uma Correia transportadora ....................................................25
Figura 07: Visualização Gráfica da Curva do Material Retido............................ ...29
Figura 08: Visualização Gráfica da Curva do Material Retido Acumulado ...........29
Figura 09: Visualização Gráfica da Curva do Material Passante Acumulado ........30
Figura 10: Representação do Balanço de Massas ................................................31
Figura 11: Foto aérea da Unidade de Germano destacando-se a área de
estudo.....................................................................................................................34
Figura 12: Sistema de transporte e alimentação de Germano ..............................35
Figura 13: Perfil da correia 11CV31A a ser instalada para individualização dos
sistemas de alimentação do Silo da Britagem........................................................37
Figura 14: Peneiramento primário do Concentrador I de Germano .......................39
Figura 15: Circuito de britagem primária e secundária do concentrador I de
Germano.................................................................................................................42
Figura 16: Modificação nos rotores dos Barmac’s .................................................44
Figura 17: Detalhe dos pontos a serem modificados com o repotenciamento ......47
ix
LISTA DE TABELAS
Tabela 1: Fator de compensação em função do tipo de abertura de telas a ser
utilizada...................................................................................................................15
Tabela 2: Fator utilizado para dimensionamento de peneiras em função do número
de decks..................................................................................................................15
Tabela 3: Fatores de peneiramento em função da utilização ou não de água no
peneiramento .........................................................................................................16
Tabela 4: Análise granulométrica da alimentação da Britagem (02CV10) ...........28
Tabela 5: Relação de transportadores a serem Repotenciados............................ 32
x
1.0– INTRODUÇÃO
Com o constante aumento na demanda de aço no mercado, fator diretamente
relacionado ao crescimento e desenvolvimento mundial, aliado a uma constante
necessidade de sustentabilidade das empresas, são lançados a todo o momento
desafios de superação e afirmação diante deste cenário.
Dessa forma muitos trabalhos são desenvolvidos visando obtenção de melhorias
nos processos, buscando redução de custos e aumento de produtividade, seja
pela necessidade de sobrevivência diante de um mercado cada dia mais agressivo
ou visando resultados e faturamentos que justifiquem os altos investimentos
realizados pelos acionistas.
Estratégias definidas, ficam evidenciadas a busca por geração de riquezas,
promovendo o aumento do valor da empresa, seja através de expansão da
capacidade produtiva e de vendas ou por meio de implantação de projetos de
otimização, assegurando a perenidade do negócio por meio da utilização plena
dos seus ativos.
Dessa forma este trabalho visa demonstrar os estudos de aumento de capacidade
das instalações de transporte e britagem do Concentrador I, para que possa
atender as expectativas de demanda do mercado em médio prazo. Não foi
objetivo entrar nas minúcias de cálculos e projetos, o que pela metodologia
utilizada pela implicaria em estudos de pré-viabilidade, estudos conceituais
envolvendo análises de Capex, Opex e engenharia básica e detalhada, o que por
si só daria um trabalho de outra dimensão.
Foram contemplados os trabalhos realizados em todas as etapas do processo,
das pilhas de alimentação da mina (pilha pulmão Norte, Sul e Fazendão), sistemas
de transporte, peneiramento e britagem até a entrega nas pilhas de alimentação
1
do Concentrador I, considerada produto final da britagem. Foram comentados
sobre os estudos relativos às análises estruturais dos prédios e sistemas de
elevação de carga, visando o atendimento a um maior volume de material
alimentado para atendimento às necessidades.
2
2.0 – REVISÃO BIBLIOGRÁFICA
2.1 – Fragmentação de Partículas
As partículas são fragmentos de rochas formados por minerais. Os minerais são
materiais cristalinos, onde os átomos se encontram em arranjos tridimensionais. A
configuração da estrutura cristalina é fortemente determinada pelo tipo de ligações
químicas entre os átomos, íons e moléculas constituintes, bem como de suas
valências e tamanhos. Essas ligações interatômicas são intensas a pequena
distância, e podem ser quebradas com a aplicação de esforços externos (Luz et
al., 2002).
Quando uma partícula é submetida a esforços mecânicos superiores à sua
resistência à ruptura, ocorre a propagação de trincas já existentes e a iniciação de
novas trincas em seu interior, o que causa a fragmentação da partícula. Os
esforços mecânicos aplicados podem ser normais (compressão ou tração) ou
tangenciais (cisalhamento). A resposta de qualquer sólido à aplicação de tais
esforços se dá na forma de deformações, as quais podem ser classificadas como
elásticas e inelásticas.
Deformações elásticas são aquelas em que a resposta do material aos esforços é
afetada apenas pelo esforço presente, ou seja, a energia acumulada durante o
carregamento é totalmente recuperada no instante em que as cargas são
removidas (CETEM - Tratamento de Minérios 4ª Edição). Entretanto, existem
materiais que respondem a esforços de forma não elástica. Esse comportamento,
definido como inelástico, é o resultado de deformação permanente ou do efeito do
tempo na deformação do material. Nas deformações inelásticas, ocorre consumo
de energia e essa energia não é recuperável, constituindo o comportamento
elasto-plástico e o visco-elástico (Dieter, 1961).
Os materiais rochosos em sua maioria se deformam de forma elástica, até muito
próximo do instante de sua ruptura, como mostra a Figura 01. Entretanto, em
3
alguns
casos,
podem
apresentar
comportamento
inelástico
Figura
02,
caracterizando-os como elasto-plásticos, caso em que o resultado da aplicação de
esforços é a deformação permanente do material (CETEM - Tratamento de
Minérios 4ª Edição).
Durante a fragmentação, as forças de contato deformam as partículas criando um
campo de tensões, e as partículas respondem criando trincas ou se deformando
inelasticamente. Conforme a Figura 01, esse processo pode ocorrer pelos
mecanismos de abrasão, clivagem ou estilhaçamento, os quais dependem do
nível de energia aplicada (King, 2001).
4
Figura 01: Formas de fraturas em rochas
2.2 – Processos de Britagem
A importância das operações de cominuição pode ser percebida em toda a sua
magnitude se for destacado o fato que a maior parte da energia gasta no
processamento de minérios é consumida nestas operações. Logo, grande parte
dos custos operacionais de uma usina de tratamento de minérios se deve à
cominuição (Neves e Tavares, 2004).
5
Na indústria, o processo de cominuição é dividido em dois estágios, a britagem e
moagem. Tradicionalmente, o processo de britagem era entendido como a etapa
responsável pela cominuição de material acima de 25mm (1”), enquanto a
moagem era empregada na cominuição abaixo desse tamanho. Entretanto, na
atualidade os britadores têm demonstrado grande aplicabilidade na cominuição de
partículas com granulometrias cada vez mais finas. Por outro lado, alguns tipos de
moinhos tubulares, como os moinhos autógenos e semi-autógenos, têm se
mostrado eficazes na cominuição de material run of mine. Portanto, hoje é comum
definir a moagem como a cominuição realizada em moinhos tubulares,
independentemente do tamanho, e britagem como a cominuição realizada em
todos os outros equipamentos nos quais as partículas são carregadas diretamente
pelas partes móveis do equipamento (Neves e Tavares, 2004).
As diferenças principais entre os vários equipamentos estão associadas aos
métodos de aplicação de cargas e aos aspectos mecânicos da aplicação desses
esforços a diferentes tamanhos de partículas. Quando a partícula possui maiores
dimensões, a energia necessária para fraturar cada partícula individual é alta,
embora a energia por unidade de massa seja tipicamente baixa. Conforme o
tamanho da partícula vai diminuindo, a energia necessária para fraturar uma
partícula diminui, mas a energia por unidade de massa aumenta rapidamente.
Portanto, os equipamentos, que geralmente são usados na cominuição grossa,
precisam ser robustos e de grande porte, enquanto que aqueles usados na
cominuição fina devem ser capazes de distribuir energia em um volume
relativamente grande (Neves e Tavares, 2004).
A britagem consiste da quebra de partículas principalmente pela ação de esforços
compressivos ou de impacto. Os esforços compressivos são aplicados, em geral,
por meio do movimento periódico de aproximação e afastamento de uma
superfície móvel contra outra fixa. Esse é o caso dos britadores de mandíbulas,
britadores giratórios e britadores cônicos (Figura 02).
6
Já nos britadores classificados como de impacto os esforços de quebra são
resultantes da projeção de partículas contra elementos do britador ou do
revestimento, como exemplo pode-se citar os britadores de impacto e de martelos,
ambos com eixo horizontal, e o britador de impacto de eixo vertical (VSI). Assim,
os britadores podem ser classificados conforme o mecanismo usado, seja ele
compressão ou impacto, e a aplicação de um determinado tipo de britador está
vinculada ao tipo de material, à capacidade e à razão de redução desejada
(www.metso.com)
Uma importante aplicação dos processos de britagem é na produção de
agregados para construção civil. Nessa indústria são utilizados britadores de
mandíbulas, giratórios e cônicos, principalmente estes últimos, porque apresentam
alta produtividade, baixo custo de operação e de manutenção e limitada taxa de
desgaste dos revestimentos.
2.2.1 – Britadores Cônicos
Esse tipo de britador normalmente é empregado desde estágios de britagem
primária, secundária, terciária e quaternária, possuindo várias especificações de
tamanho, oferecendo também diversos tipos de revestimento. Os equipamentos
utilizados como primários propriamente ditos são máquinas de grande porte e alta
robustez (como exemplo podemos citar o equipamento utilizado na Mina do
Sossego (Vale) onde o mesmo trabalha com minério de cobre de alta dureza e
com blocos que atingem grandes dimensões.
A fragmentação de partículas no britador cônico é realizada pelo movimento de
aproximação e distanciamento de um cone ou manto central em relação a uma
carcaça invertida, chamada côncavo. O movimento excêntrico do cone (girando
em torno de um eixo que não é o do próprio cone) faz com que toda a área da
carcaça seja utilizada para fragmentar as partículas, proporcionando uma maior
capacidade de operação se comparados a britadores de mandíbulas.
7
Figura 02: Desenho esquemático de um britador cônico (www.metso.com).
2.2.2 – Britadores semi-autógenos (Barmac)
O britador Barmac é diferenciado pela sua condição peculiar de britagem.
Enquanto a maioria dos britadores usam peças metálicas para triturar o material, o
britador Barmac utiliza a pedra que alimenta a própria máquina para triturar a si
mesma. Esse processo de britagem autógena produz um agregado de formato
mais adequado no caso do pellet feed, pela forma cúbica normalmente
apresentada pelas partículas.
O impacto provocado pela alta velocidade de projeção do material alcançada no
rotor do Britador Autógeno Vertical Barmac, melhora a consistência e o formato da
rocha, reduzindo a lamelaridade das partículas e facilitando a tarefa de
peneiramento, gerando produtos mais adequados a produção do pellet feed.
8
O Britador Barmac rocha-contra-rocha oferece condições para um ajuste do
controle de granulometria do produto através da otimização de diversas variáveis,
tais como:
- Variação da rotação.
- Escolha dos anéis de cavidade da câmara de moagem.
- Dosagem da alimentação da cascata.
- Seleção de diferentes diâmetros de rotor.
Projetado para baixa necessidade de manutenção e facilidade de operação, o
britador Barmac pode ser ajustado a qualquer planta de britagem já existente ou
planejada.
2.2.3 – Características dos Britadores Barmac
-Competitivo em termos de investimento de capital, especialmente quando
comparado com equipamentos de britagem convencionais, podemos citar alguns
aspectos importantes nessa abordagem:
-Exige pouco reparo e manutenção, além de custos de operação e desgaste
reduzidos.
-A tecnologia autógena rocha-contra-rocha minimiza o consumo de peças de
desgaste.
-Instalação rápida e fácil. Os britadores exigem o mínimo em estrutura de apoio e
também são ideais para conjuntos móveis e semi-móveis.
-Capacidade de controlar a granulometria do produto, maximizando ou
minimizando a produção de finos de acordo com as necessidades.
-Geração de um produto de formato cúbico.
-Maior liberação de minerais e maiores taxas de alimentação.
-Ação de britagem preferencial.
-Sistemas integrados de monitoramento, segurança e controle.
-Maior tolerância a condições de alimentação difíceis comparado com as
máquinas convencionais.
9
-Rotor de balanceamento rápido, de fácil uso e manutenção.
-Sistema de lubrificação simples e confiável, sendo necessária apenas a utilização
de graxa.
-Existência de vários modelos para atender a diversas capacidades em aplicações
terciárias e quaternárias.
O caminho principal do material alimentado é através do rotor, por meio do qual o
material é acelerado a velocidades de até 80 m/s (262 pés/s) antes de ser
transferido para a câmara de Britagem. Além disso, o material pode ser
introduzido na câmara de britagem através da cascata (Figura 03), passando
assim externamente a área do rotor, proporcionando o choque dessas partículas
com material projetado em grande velocidade pelas três saídas do rotor.
Figura 03: Formação da cascata no interior do Barmac
O material da cascata se combina com o material do rotor para formar uma
população de partículas mais densa, o que favorece a redução através do
aumento da possibilidade de uma boa colisão rocha-contra-rocha. O melhor
aproveitamento da ação de moagem rocha-contra-rocha leva a uma melhor
eficiência do britador e uma maior produção, proporcionando uma maior
10
probabilidade de choque e quebra, através de maior ação entre partículas onde se
faz mais necessária – na câmara de britagem.
O efeito de aumentar o fluxo de material através da cascata é semelhante ao de
diminuir a velocidade do rotor. Isso altera a curva e o formato do produto se
quantidades de cascata maiores forem usadas. Uma cascata com até 10% a mais
de material pode ser utilizada sem que haja alteração mensurável na gradação ou
qualidade do produto. Isso significa 10% de produto adicional sem uso de energia
adicional ou consumo de peças de desgaste. É importante lembrar que um
aumento do percentual de cascata acima de 10% trará um efeito prejudicial sobre
o formato do produto. A cascata proporciona maior flexibilidade e controle do
produto gerado pelo Britador – flexibilidade que permite acomodar mudanças na
especificação da alimentação e controle, que proporciona um gerenciamento
completo da qualidade do produto e do percentual de finos (Boletim Técnico 03209 – Metso Minerals).
2.2.4 – Cuidados com o tamanho máximo de alimentação do Barmac
A performance e o custo operacional dos britadores tipo Barmac, dependem de
alguns cuidados que devem ser tomados durante a operação, principalmente com
o tamanho do material alimentado.
O Britador autógeno Barmac por ser uma máquina de operação terciária ou
quaternária, deverá ser alimentado e operar somente com um tamanho máximo da
rocha. Devido à grande variedade de formato de rochas, minérios e outros
minerais, devem ser observados alguns detalhes na determinação do tamanho
máximo do material de alimentação do britador. É recomendado que o tamanho
máximo seja determinado pelo corte da peneira, e de grande necessidade que a
malha utilizada para esta classificação separe realmente o material que esteja
acima do especificado. Sendo assim é muito importante observar o formato do
material de alimentação, pois sendo lamelar (material de formato alongado e
11
plano), passam pela malha quadrada, excedendo as dimensões especificadas.
Pelo fato da rocha ter de passar pelo rotor, e este ter uma dimensão máxima na
saída. Caso seja alimentado por rochas com tamanho acima do especificado
poderá ocorrer uma oclusão de uma ou mais saídas causando forte vibração
devido ao desbalanceamento provocado pela massa desigual da rocha em suas
três câmeras internas.
O tamanho da rocha deve ser sempre medido em sua máxima dimensão, e nunca
pela malha de corte anterior a alimentação do Barmac. Rochas com
características morfológicas lamelares ou alongadas poderão ter uma dimensão
bem maior que as duas outras dimensões das malhas quadradas, podendo causar
sérios problemas.
Cabe aos usuários do Barmac verificar a malha adequada para a operação de
forma que a rocha na sua maior dimensão não ultrapasse a medida máxima
especificada para cada tamanho e tipo de rotor. Assim por exemplo no rotor de
tamanho 840, a dimensão máxima especificada é de 66 mm na maior dimensão
da rocha (manual Faço). Se esta tiver características lamelares, o usuário deverá
verificar qual é a malha adequada para que não passem rochas com dimensão
maior que a dimensão máxima especificada para este rotor, no caso 66 mm ou
aproximadamente 2 3/4” (Boletim Técnico 032-09 – Metso Minerals).
Vibrações de curto período, porém de grande intensidade, com ocorrências
continuadas, mesmo com o sensor de vibração desarmando o motor principal
podem causar danos ao Barmac, tais como diminuição da vida de rolamentos,
quebras prematuras de pontas de tungstênio, quebra do rotor, eixo e trincas nas
partes estruturais da carcaça, seja em função do bloqueio das saídas de materiais
pelas maiores dimensões de material na alimentação ou pela destruição da
camada de material de proteção do rotor, gerando o desbalanceamento da
máquina.
12
Elimina-se as causas do problema, diminuindo a malha precedente ao Barmac, ou
utilizando equipamentos anteriores ao Barmac no circuito, cuja ação diminua a
lameralidade natural da rocha.
A não observância a estas condições poderão originar paradas indesejadas que
ocasionalmente trarão prejuízos à produção (Boletim Técnico 032-09 – Metso
Minerals).
Figura 04 - Desenho esquemático de um britador VSI Barmac (www.metso.com).
2.3 – Classificação e Peneiramento
O processo de peneiramento consiste da separação de uma população de
partículas em duas frações de tamanhos diferentes, mediante a sua apresentação
a um gabarito de estrutura fixa e pré-determinada. Cada partícula tem apenas as
possibilidades de passar ou ficar retida. O dois produtos caracterizam-se por:
13
“oversize” ou retido, no caso da Samarco, produto com granulometria acima de
12,5 mm; e “undersize” ou passante, produto com granulometria abaixo de 12,5
mm ou comumente, denominado de fino natural.
Entende-se por classificação, a separação de um material em dois ou mais
tamanhos, estando limitados por uma fração superior e outra inferior definidos por
uma determinada malha e que possua uma abertura pré-determinada. O material
retido na tela da peneira é denominado oversize e o passante, undersize.
Os peneiramentos industriais a seco são realizados, normalmente, em frações
granulométricas de até 6 mm. Entretanto, é possível peneirar a seco com
eficiência razoável em frações de até 1,7 mm. No peneiramento a úmido adicionase água ao material a ser peneirado com o propósito de facilitar a passagem dos
finos através da tela de peneiramento. Em via úmida, o peneiramento industrial é
normalmente aplicado para até 0,4 mm, mas recentemente tem sido possível
peneirar partículas mais finas, da ordem de 50 μm.
2.3.1 – Escalas Granulométricas
A determinação das faixas de tamanho das partículas é feita por meio de uma
série de aberturas de peneiras que mantém entre si uma relação constante. A
primeira escala granulométrica foi proposta por Rittinger, Alemanha, e obedeceu à
seguinte equação:
an = a0 r(n)
onde:
an = abertura de ordem n;
a0 = abertura de referência (a =1 mm);
r = razão de escala (r = raiz de 2 = 1,412).
14
Posteriormente, a U.S. Tyler Company alterou a escala de Rittinger, tomando
como abertura de referência (a0) 74 μm. Esta escala tornou-se de uso geral em
todo o mundo.
Uma segunda escala foi sugerida por Richards, Estados Unidos, que seguiu a
mesma equação de Rittinger, sendo que adotou como razão de escala r = raiz 4
de 2 = 1,19. Esta escala foi tomada como padrão pelo Governo Americano.
As aberturas das peneiras para as duas escalas (Tyler e Richards) foram
relacionadas ao número de malhas (mesh) que representa o número de aberturas
de uma mesma dimensão contido num comprimento de 25,4 mm.
A escala ISO (International Standard Opening) adotou como abertura de
referência (a0) 1 mm, que corresponde a 18 malhas (mesh), e como razão de
escala (r) raiz de 2 = 1,412.
2.3.2 – Peneiras vibratórias
O movimento vibratório é caracterizado por impulsos rápidos, normais à superfície,
de pequena amplitude (1,5 a 25 mm) e de alta freqüência (600 a 3.600
movimentos por minuto), sendo produzidos por mecanismos mecânicos ou
elétricos.
As peneiras vibratórias podem ser divididas em duas categorias: (a) aquelas em
que o movimento vibratório é praticamente retilíneo, num plano normal à superfície
de peneiramento, chamado de movimento linear; e aquelas em que o movimento é
circular ou elíptico neste mesmo plano, podendo trabalhar com inclinação nula
(peneiras horizontais)
e com inclinação que variam de 20º até inclinações
negativas como as peneiras denominadas de desaguadoras.
15
Estas peneiras são as de uso mais frequente em mineração, sendo muito
empregadas nos circuitos de britagem e de preparação de minério para os
processos de concentração. A sua capacidade varia entre 50 a 200 t/m 2/mm de
abertura/24 h.
2.2.3 – Eficiência de Peneiramento
Em peneiramento industrial a palavra eficiência é empregada para expressar a
avaliação do desempenho da operação de peneiramento, em relação a separação
granulométrica ideal desejada, ou seja, a eficiência de peneiramento é definida
como a relação entre a quantidade de partículas mais finas que a abertura da tela
de peneiramento e que passam por ela e a quantidade delas presente na
alimentação (12).
E = P/aA x 100
onde:
E = eficiência; P = passante (t/h); A = alimentação (t/h);
a = percentagem de material menor que a malha da alimentação.
Industrialmente, a eficiência de peneiramento, situa-se entre 80 e 90%, atingindo
em alguns casos 95%. As partículas com diâmetros (d) superiores a uma vez e
meia a abertura da tela (a) não influenciam no resultado do peneiramento, bem
como àquelas inferiores à metade (0,5) da abertura da tela. As partículas
compreendidas entre esta faixa é que constituem a classe crítica de peneiramento
e influem fortemente na eficiência e na capacidade das peneiras. Essa classe
pode ser dividida em duas:
0,5 a < d < a - que em termos probabilísticos têm menor chance de passar que as
demais partículas menores que a malha; e
a < d < 1,5 a - que embora não passantes, são as que mais entopem as telas das
peneiras.
16
2.3.4 – Dimensionamento de Peneiras
As peneiras dentro do processo de classificação por tamanho são equipamentos
vitais e críticos em qualquer usina de beneficiamento. Assim sendo, todo cuidado
deve ser tomado na seleção de peneiras para que sejam de tamanho e tipo
adequado.
Um equipamento de peneiramento é definido inicialmente pelas suas dimensões e
pelo tipo de abertura (quadrada, retangular, circular, elíptica ou alongada). É
preciso ressaltar que existe uma relação entre o tamanho máximo de partícula que
pode passar numa determinada abertura e as dimensões do fragmento passante.
Para aberturas quadradas ou retangulares é definida a largura máxima. O fato de
ser quadrada ou retangular tem pouca influência, visto que a malha retangular é
colocada apenas para compensar a perda de área útil de passagem pela
inclinação dos equipamentos de peneiramento, embora também algumas vezes
seja para atender à forma lamelar do material.
As dimensões máximas mencionadas anteriormente não são as reais, pois uma
partícula de tamanho “a” pode não passar através de uma abertura “a”. Assim, em
uma abertura “a” só irão passar partículas Ka, sendo K um fator de redução. Para
0 < K < 0,5 as partículas passam livremente; 0,5 < K < 0,85 as partículas passam
com dificuldade sendo esta a fração crítica de separação; 0,85 < K < 1,00 o
material praticamente não passa pela abertura.
Os dados necessários para seleção e dimensionamento de equipamentos são:
a) características do material a ser peneirado, tais como: densidade e umidade;
tamanho
máximo
da
alimentação;
forma
das
partículas;
distribuição
granulométrica; presença de materiais argilosos;
b) capacidade;
c) faixa de separação do produto;
d) eficiência desejada;
17
e) tipo de serviço: lavagem, classificação final, classificação intermediária e etc;
f) limitação ou não de espaço e peso;
g) grau de conhecimento do material ou produto desejado.
A seleção das peneiras deve ser feita em função das características do material e
do tipo de serviço a que ela irá se submeter.
Dimensionar uma peneira significa calcular as dimensões das suas superfícies em
função da capacidade requerida, ou seja, da quantidade de material com
características e condições determinadas que devem passar pelo equipamento
por um tempo determinado (hora). No caso das peneiras, duas condições
independentes devem ser atendidas; área da tela e espessura do leito.
Um dos métodos aceitos para selecionar a peneira a ser utilizada é baseado na
quantidade de material que passa através da malha 0,0929 m 2 de uma peneira
com abertura específica, e que será aqui apresentado. Destaca-se, porém, que
este é apenas um dentre os muitos métodos existentes e que cada um deles pode
levar a resultados diferentes.
Área Total : A área total "A" pode ser definida por:
A = S/ C d FM
Onde:
S = quantidade de material passante na alimentação que atravessa a peneira por
hora (t/h);
C = capacidade básica de peneiramento (t/h x 0,0929m 2);
d = peso específico aparente do material alimentado / 1.602
FM = fatores modificadores.
a) Capacidade básica (C)
18
A Figura 05 apresenta a curva que fornece os valores de C para as várias
aberturas, baseadas num material com densidade aparente de 1602 kg/m 3
servindo apenas para minérios metálicos.
Desde que os minérios metálicos tenham características de peneiramento
similares, o valor de C pode ser determinado por uma razão simples de
densidades (16).
Contudo, nem todos os materiais têm as mesmas propriedades ou as mesmas
características de peneiramento, possuindo estes suas curvas de capacidade
específica próprias.
Figura 05: Representação Gráfica da Capacidade básica de peneiramento.
19
b) Fatores modificadores
Existem muitas variáveis e inter-relações entre essas variáveis que afetam o
peneiramento de um dado material, mas aqui só serão avaliadas aquelas que
afetam de maneira significativa o cálculo do tamanho de peneiras para minérios.
Fator de Finos (F)
O fator de finos depende da quantidade de material, na alimentação, que é menor
do que a metade do tamanho da abertura no deque. Os valores de F para as
várias eficiências de peneiramento são apresentados na Tabela 5.3.
É importante lembrar que para um determinado deque, o fator de finos sempre
será calculado em relação à alimentação desse deque.
Fator de eficiência (E) E=(p/aA)x100
E = eficiência; P = passante (t/h); A = alimentação (t/h);
a = percentagem de material na alimentação menor que a abertura considerada.
A eficiência de separação é expressa como uma razão entre a quantidade de
material que passa por uma abertura e a quantidade na alimentação que deveria
passar.
Um peneiramento é considerado comercialmente perfeito, quando a eficiência é
de 95%. Assim, para este valor, o fator de eficiência é considerado igual a 1,00.
Fator de abertura (B)
Fator que compensa a tendência das partículas ficarem retidas na superfície de
peneiramento devido ao tipo de abertura da superfície. Estes valores são
apresentados na tabela 01.
20
Tabela 01: Fator de compensação em função do tipo de abertura de telas a ser
utilizadas.
Tipos de Abertura
Quadradas
Razão(R)Comprie
Fator B
mento / largura
r<2
retangulares
Retangulares
2<r<4
Retangulares
4 < r < 25
Barras paralelas
r > 25
* paralelo ao fluxo ** perpendicular ao fluxo
1,0
1,2
1,2
1,4*
Fator de Deque (D)
Esse fator leva em consideração a estratificação que ocorre nos deques reduzindo
assim a área de peneiramento.
Na Tabela 02 são apresentados os fatores para peneiras de até três deques.
Tabela 02 – Fator utilizado para dimensionamento de peneiras em função do
número de deques.
Deques
1°
2°
3°
Fator
1,00
0,90
0,80
Fator de Área (O)
A curva de capacidade básica mostrada na Figura 05 é baseada em aberturas
quadradas cuja área de superfície aberta é indicada imediatamente abaixo dos
tamanhos das aberturas.
Quando se tem uma área de superfície aberta diferente daquele padrão
apresentado no gráfico, deve-se inserir um fator de correção que é obtido pela
razão da área da superfície aberta usada em relação à padrão.
21
Como exemplo, se for usado para uma separação em 2,54 cm, um deque, com
36% de superfície aberta, o fator será 0,62 (36/58) e se ao contrário for usado
para mesma abertura, um deque com superfície aberta de 72% o fator será 1,24
(72/58).
Fator peneiramento via úmida (W)
Este fator é aplicado quando o peneiramento é realizado com auxílio de água, na
forma pulverizada, sobre o material que está sendo peneirado. A vantagem obtida
por essa pulverização varia com a abertura da superfície de peneiramento e só
pode ser alcançada se a quantidade correta de água for utilizada.
Segundo Mular, o volume de água recomendado é de 18,92 a 31,53 m 3/s para
0,765 m3 de material alimentado. A Tabela 03 apresenta os valores dos fatores de
acordo com as aberturas.
Tabela 03: Fatores de peneiramento em função utilização ou não de água no
peneiramento.
Abertura Quadrada
1/32" ou menor
1/16"
1/8" a 3/16"
5/16"
3/8"
1/2"
3/4"
1"
+ 2"
W
1,25
3,00
3,50
3,00
2,50
1,75
1,35
1,25
1,00
22
2.4 – Transportadores contínuos
Movimentar materiais é uma tarefa que demanda grande esforço. A utilização de
equipamentos adequados para cada tipo de material a ser transportado pode
contribuir para uma melhor execução desta tarefa. Cada vez mais, novos
equipamentos, mais modernos e sofisticados, são introduzidos no mercado, e a
escolha do melhor equipamento depende de muitas variáveis, como o custo de
aquisição e custo operacional, o produto a ser manuseada, a necessidade ou não
de mão de obra especializada, espaço disponível, entre outros.
2.5 – Componentes de Transportadores de Correias
2.5.1 – Roletes
É um conjunto de rolos geralmente cilíndricos instalados sobre um suporte de
sustentação ou encaixe. São capazes de realizar livre rotação em torno de seu
eixo, e são utilizados como meio sobre onde a correia transportadora irá deslizar.
Normalmente são divididos em nove tipos:
a) Rolete de carga – Conjunto de rolos no qual se apóia a parte carregada com
material ou minério da correia transportadora.
b) Rolete de retorno – Conjunto de rolos no qual se apóia a parte sem carga da
correia.
c) Rolete de impacto – Conjunto de rolos localizados no ponto onde a correia irá
receber a carga, cuja finalidade é a de absorver choques resultantes do impacto
do material sobre a correia.
d) Roletes auto-alinhadores – Conjunto de rolos destinados a limitar o
deslocamento lateral da correia evitando que a mesma se choque com as
estruturas laterais do sistema e venha a sofrer danos, são dotados de mecanismo
pivotado, utilizados tanto no utilizados tanto no trecho da carga quanto no trecho
de retorno da correia.
23
e) Rolete de transição – Conjunto de roletes localizados no trecho da carga
próximo aos tambores da cauda e da cabeça da correia, normalmente com uma
variação do ângulo de inclinação dos rolos laterais para sustentar, guiar e auxiliar
a transição da correia entre os roletes e tambor.
f) Roletes planos de anéis – estes roletes são utilizados no retorno do
transportador, constituídos de anéis de borracha espaçados, com a finalidade de
evitar o acúmulo de material e promover o desprendimento de material aderido à
correia.
g) Rolete espiral – possui a mesma finalidade dos roletes planos de anéis, os rolos
são constituídos em forma de uma espiral.
h) Rolete catenária – Conjuntos de rolos suspensos, dotados de interligações
articuladas entre si, podem ser duplos ou triplos onde o seu apoio se dá somente
nas extremidades do conjunto.
i) Roletes viradores – estes rolos são utilizados no turnover dos transportadores de
extensões maiores, onde é realizado um giro de 180 graus da correia, fazendo
com que a parte da carga opere sempre voltada para cima, retornando novamente
ao chegar próxima a região do carregamento
2.5.2 – Tambores
São componentes essenciais em um transportador de correia, no que tange à
transmissão de potência, dobras, desvios e retorno da correia. Em um
transportador podemos ter os seguintes tipos de tambores:
a) Acionamento: utilizado para transmitir o torque, gerando o movimento da
correia.
b) Retorno: serve para realizar o retorno da correia.
c) Esticador: encontra-se no contrapeso para dar a tensão necessária à correia e
absorver o esticamento da mesma.
d) Dobra: utilizados sempre que haja necessidade um desvio no curso da correia.
24
e) Encosto: serve para aumentar o ângulo de abraçamento ou ângulo de contato
no tambor de acionamento, evitando que a correia patine ou deslize nas partidas
ou durante a operação.
Os tambores normalmente são revestidos para um aumento da sua durabilidade,
podendo esse revestimento ser lisos de borracha, frizados de borracha, material
metálico duro ou material cerâmico.
2.5.3 – Acionamento de Transportadores
Podem ser encontrados nas seguintes posições para o acionamento do
transportador:
a) Cabeceira (mais comum).
b) Central.
c) Retorno.
2.5.4 – Esticadores
Tem como finalidade a garantia da tensão conveniente para o acionamento da
correia, e, além disso, absorver as variações no comprimento da correia,
causados pelas mudanças de temperatura, oscilações de carga, tempo de
trabalho, etc.
Três tipos de esticadores são encontrados:
a) Esticador por parafuso – construído em uma só estrutura, com o tambor de
retorno. Ajustado manualmente através de tirantes, proporcionando a tensão
necessária na correia. Aplicado em transportadores de comprimento até 35,0 m
dependendo da largura da correia (Manual Metso).
b) Esticador vertical por gravidade – composto de três tambores, suportes e
guias, sendo que os tambores são encaixados e de fácil remoção.
25
c) Esticador horizontal por gravidade – É mais econômico devido aos custos de
instalação. É montado em um carrinho juntamente com o tambor de retorno e
movimenta-se sobre trilhos. Pode ser utilizado em todos os tipos de
transportadores.
2.5.4 – Guias Laterais
Utilizado nos pontos e em situações onde exista a tendência do material derramar
da correia. Sua aplicação também é indicada na região de carregamento, como
prolongamento da tremonha.
2.5.6 – Coberturas
a) Superior – usada nos transportadores onde o material necessita de proteção
contra intempéries, caso de transportadores de longa distância, onde sua falta
pode aumentar drasticamente a umidade do material.
b) Inferior – são chapas de proteção colocadas no retorno da correia para evitar
que materiais da parte superior, caiam no lado limpo da correia, danificando os
tambores e a própria correia. Também são utilizadas em correias aéreas como
proteção em acessos de pessoas e veículos e sendo utilizada como suporte a
troca de roletes.
2.5.7 – Calha de Descarga
Utilizada como meio de transferência do material de um transportador para outro
equipamento qualquer, como britadores, peneiras ou outro transportador.
2.5.8 – Equipamentos para limpeza da correia
São equipamentos indispensáveis em todos os transportadores. Aumentam a vida
da correia e dos tambores, proporcionando ao transportador uma melhor condição
26
de funcionamento. São os seguintes os dispositivos mais comumente utilizados na
limpeza das correias:
2.5.9 – Raspadores de Correias
Utilizados com contado com o lado que transporta a carga, após a dobra no
tambor de descarga, evitando acúmulo de material que poderiam danificar
tambores e roletes de retorno.
2.5.10 – Limpadores de Correias
Utilizados em contato com o lado de retorno da correia, antes dos tambores de
esticamento ou de dobra, evitando que o material caia neste lado da correia e
danifique os tambores, roletes e a própria correia. Consistem em uma estrutura de
aço, que é instalada na correia em forma de “V” ou na diagonal. Com uma lâmina
de borracha nela adaptada que serve para jogar o material inconveniente para fora
da correia.
Limpador por jato de água. Utilizado no trecho de retorno da correia, no lado da
carga, para desgrudar as partículas de materiais aderidas na correia, evitando
danos a tambores, roletes e a própria correia.
2.5.11 –Detector de Metais
Evita a entrada de corpos metálicos não britáveis nos britadores. O detector
poderá fazer soar um alarme e desarmar a correia, quando na presença de
materiais metálicos indesejáveis.
27
2.5.12 – Balança
É empregada quando há necessidade de controle rigoroso de fluxo, com em
processos de tratamento de minérios, central de concreto, fábrica de cimento.
Pode ser conectada por cabos a uma central, onde pode-se verificar
instantaneamente a massa transportada na correia.
2.5.13 – Tripper
São conjuntos móveis usados em transportadores, geralmente instalados sobre
trilhos, para descarregamento do material através da formação de pilhas.
Possuem movimento de ida e volta, sendo utilizados em alguns casos para
homogeneização desse material.
2.6 – Cálculos da Capacidade do Transportador
A capacidade (Q) de um transportador é função da área de sua secção
transversal, da velocidade da correia (V) e do peso específico do material (Y). A
área da secção transversal é a soma das áreas da secção trapezoidal com a do
segmento circular, e função da largura da correia (B), do número de rolos e sua
inclinação nos roletes (i) e do ângulo de acomodação do material na correia (a).
O ângulo de acomodação (a) é uma característica do material em movimento na
correia sendo, aproximadamente de 10 a 15º menor que o seu ângulo de repouso,
ocorrendo devido à tendência de nivelamento do material causada pela trepidação
da correia nos roletes sendo:
Dp= 0,055 B + 0,9.
C= Ctabela x V x K
Onde: dp= distância padrão do material à borda da correia (pol.)
B= largura da correia (pol.)
C= capacidade volumétrica m3/h de um transportador a uma velocidade V=x m/s.
28
V= velocidade de um transportador (m/s).
K= fator de correção da capacidade de um transportador devido a inclinação (y) do
mesmo.
2.7 – Seleção da Largura da correia
A seleção da largura da correia é determinada simultaneamente pela capacidade
volumétrica (C) desejada, já calculada no item anterior, e pela porcentagem de
tamanho máximo do material (granulometria).
2.8 – Seleção da Velocidade da Correia
A velocidade da correia (V) é função das características do material a ser
transportado e da largura da correia (B). Em condições normais, é recomendado
prever uma largura de correia compatível com as velocidades tabeladas. Para
material seco e fino, uma velocidade elevada pode causar muita poeira. Para
material pesado de grande granulometria ou com partículas pontiagudas, uma
velocidade elevada pode causar muito desgaste nas calhas de descarga. As
velocidades para transportadores novos não devem ultrapassar a 2 m/s.
2.9 – Cálculo da potência de acionamento
Este método aplica-se a transportadores simples, de até100 metros de
comprimento com pequena capacidade. Para aplicações mais complexas utilizar o
método CEMA/DIN.
Cálculo:
A potência efetiva necessária para o transporte do material é calculada pela
fórmula:
NE = V x (Nv + Ng) + (Q/100) x (N1 +/- Nh)
29
Onde: NE = potência total efetiva (HP).
NV= potência para acionar o transportador vazio a uma velocidade de 1,0 m/s
(HP).
N1 = potência para deslocar 100 t/h de material de uma distância (L) na horizontal
(hp).
Ng = potência para vencer o atrito das guias laterais à velocidade de 1,0 m/s.
Quando as guias forem de comprimento normal, esta parcela deve ser
desprezada.
V = velocidade da correia (m/s).
Q = quantidade do material transportado (t/h).
2.10 – Determinação da Potência do Motor
Determinada a potência efetiva NE (HP), pode-se selecionar o motor a ser
utilizado, considerando-se as perdas na transmissão:
Nmotor = Ne / NT
Onde: t = N1 x N2 x N3 x N4 ...Nn
Determinação das Tensões na Correia
Com a potência efetiva (Ne), pode-se obter a tensão efetiva na correia (Te), que é
a força tangencial que movimenta a correia através da fórmula:
Te = (75 x NE) / V
Onde: Te = tensão efetiva (Kgf)
NE = potência efetiva (HP)
V = velocidade da correia (m/s)
A tensão máxima é maior que Te, pois temos a pré-tensão necessária para a
transmissão de movimento do tambor á correia.
T1 = Te (1 +K)
T2 = K x Te
O fator K depende do ângulo de abraçamento da correia sobre o tambor e do
coeficiente de atrito entre esses dois elementos.
30
2.11 – Seleção de Esticadores
A escolha entre os esticadores por gravidade e por parafuso é feita em função do
comprimento do transportador e para cada largura.
O tipo por gravidade pode ser colocado em qualquer ponto do ramo frouxo da
correia, sendo recomendável nas proximidades do tambor de acionamento ou no
próprio tambor traseiro, ao passo que o por parafuso é usado exclusivamente no
tambor traseiro.
2.12 – Cálculo do Contrapeso
O valor do contrapeso para o esticador por gravidade ou da força a ser aplicada
ao esticado por parafuso é obtido através de:
G= 2 x T + (cosY x 0,10 x PC) x (PC x seny)
Onde: G = valor do contrapeso ou da força necessária ao esticador por parafuso
(Kgf).
T = tensão na correia no ponto onde está localizado o esticador (Kgf)
PC = peso do tambor esticador e do seu carrinho ou seu quadro-guia (Kgf)
Y = inclinação do transportador (graus).
Figura 06: Vista de uma Correia transportadora
31
3.0 – METODOLOLOGIA DE PESQUISA
Segundo
(Galliano)
conhecimento
científico
é
o
conhecimento
racional,
sistemático, exato e verificável da realidade. Sua origem está nos procedimentos
de verificação baseados na metodologia científica. Podemos então dizer que o
Conhecimento Científico:
- É racional e objetivo.
- Atém-se aos fatos.
- Transcende aos fatos.
- É analítico.
- Requer exatidão e clareza.
- É comunicável.
- É verificável.
- Depende de investigação metódica.
- Busca e aplica leis.
- É explicativo.
- Pode fazer predições.
- É aberto.
- É útil.
A metodologia da pesquisa num planejamento deve ser entendida como o
conjunto detalhado e sequencial de métodos e técnicas científicas a serem
executados ao longo da pesquisa, de tal modo que se consiga atingir os objetivos
inicialmente propostos e, ao mesmo tempo, atender aos critérios de menor custo,
maior rapidez, maior eficácia e mais confiabilidade de informação (Barreto;
Honorato, 1998). Segundo Ventura (2002), são incontáveis e absolutamente
diversas as classificações da metodologia que se pode encontrar na literatura
especializada.
Neste trabalho foi realizada uma pesquisa bibliográfica em livros e artigos
buscando maior embasamento na descrição dos processos de britagem,
peneiramento, transportadores contínua (correias) e seus componentes.
32
Os métodos científicos utilizados para a realização desta monografia podem ser
classificados como:
I. Dedutivo (segundo as bases lógicas);
II. Quantitativa (segundo a abordagem do problema);
III. Descritiva (segundo o objetivo geral);
IV. Proposição de Planos (segundo o propósito);
V. Pesquisa bibliográfica, campo e estudo de caso (segundo os procedimentos
técnicos);
Dessa forma a metodologia utilizada na condução desse trabalho teve início com
os dados obtidos a partir de uma análise granulométrica realizada de amostras de
ROM, coletadas do material atualmente alimentado na planta de britagem. De
posse dessas análises (curva granulométrica do retido simples e acumulado e do
passante acumulado) e com a massa necessária a ser alimentada para garantir o
aumento de produção proposta, teve-se em mãos os dados necessários para
dimensionamento dos equipamentos. O passo seguinte foi a confecção de um
balanço de massas, comparando com a capacidade nominal e de projeto de cada
equipamento (peneiras, britadores, transportadores e equipamentos de elevação
de carga), assim como o estudo das cargas e esforços provenientes desse
aumento.
Os dados foram repassados para os fabricantes que partiram para simulações e
orçamentos dos equipamentos indicados.
Para o dimensionamento de estruturas, foi selecionada uma empresa de
engenharia especializada para realização dos cálculos necessários, segundo
projetos existentes.
33
3.1 – Relação dos dados necessários
Análise granulométrica realizada segundo amostra de ROM:
Nº
Amostra
02CV 10
IDENTIFICAÇÃO DA AMOSTRA
Intervalo
Nº Furo
Início
Final
---
Peso
UMIDADE úmido
Peso seco
Peso
AMOSTRA úmido
TOTAL
Peso
corrigido
---
---
415940,0
g
393474,2
g
---
g
Cliente
SAMARCO
Umidade (%)
5,40
---
g
34
Tabela 04: Análise granulométrica da alimentação da Britagem (02CV10)
ANÁLISE GRANULOMÉTRICA - PENEIRAMENTO A SECO
Abertura
%
Abertura
Massa
% retida
% retida
peneira
passante
peneira
retida (g)
simples
acum.
(mm)
acum.
4"
100,00
10093,40
2,57
2,57
97,43
3,5"
90,00
1500,10
0,38
2,95
97,05
3"
75,00
3013,20
0,77
3,71
96,29
2,5"
63,00
6520,50
1,66
5,37
94,63
2"
50,00
7288,90
1,85
7,22
92,78
1,5"
38,00
8360,90
2,12
9,35
90,65
1,25"
32,00
5990,20
1,52
10,87
89,13
1"
25,40
7624,20
1,94
12,81
87,19
7/8"
22,00
4777,20
1,21
14,02
85,98
3/4"
19,00
6173,40
1,57
15,59
84,41
5/8"
16,00
7969,80
2,03
17,62
82,38
1/2"
12,50
10056,10
2,56
20,17
79,83
3/8"
9,52
14723,70
3,74
23,91
76,09
5/16"
8,00
4539,60
1,15
25,07
74,93
1/4"
6,35
8191,60
2,08
27,15
72,85
4#
4,75
17096,82
4,35
31,49
68,51
6#
3,36
13918,77
3,54
35,03
64,97
8#
2,38
9819,06
2,50
37,53
62,47
10#
2,00
4803,40
1,22
38,75
61,25
14#
1,41
7587,54
1,93
40,68
59,32
16#
1,18
4233,57
1,08
41,75
58,25
20#
0,840
4914,31
1,25
43,00
57,00
28#
0,600
4572,03
1,16
44,16
55,84
35#
0,420
6078,83
1,54
45,71
54,29
48#
0,297
5512,57
1,40
47,11
52,89
65#
0,212
13410,58
3,41
50,52
49,48
100#
0,150
28043,94
7,13
57,64
42,36
150#
0,105
25598,37
6,51
64,15
35,85
200#
0,074
36864,05
9,37
73,52
26,48
270#
0,053
19805,16
5,03
78,55
21,45
325#
0,044
19745,02
5,02
83,57
16,43
400#
0,037
9361,34
2,38
85,95
14,05
-400#
-0,037
55286,06
14,05
100,00
0,00
TOTAL AMOSTRA
393474,22
100,00
35
CURVA GRANULOMÉTRICA (AG A SECO) SAMARCO - AMOSTRA CV 10
16,0
% RETIDO SIMPLES
14,0
% RETIDO SIMPLES
12,0
10,0
8,0
6,0
4,0
2,0
0,0
0,01
0,10
1,00
10,00
100,00
ABERTURA DAS PENEIRAS (mm)
Figura 07: Visualização Gráfica da Curva do material retido
CURVA GRANULOMÉTRICA (AG A SECO) SAMARCO - AMOSTRA CV 10
100,0
% RETIDO ACUMULADO
90,0
80,0
% RETIDO ACUMULADO
70,0
60,0
50,0
40,0
30,0
20,0
10,0
0,0
0,01
0,10
1,00
10,00
100,00
ABERTURA DAS PENEIRAS (mm)
Figura 08: Visualização Gráfica da Curva do Material Retido Acumulado
36
CURVA GRANULOMÉTRICA (AG A SECO) SAMARCO - AMOSTRA CV 10
100,0
90,0
% PASSANTE ACUMULADO
80,0
70,0
60,0
50,0
40,0
30,0
20,0
10,0
% PASSANTE
0,0
0,01
0,10
1,00
10,00
100,00
ABERTURA DAS PENEIRAS (mm)
Figura 09: Visualização Gráfica da Curva do Material Passante Acumulado
37
Figura 10 – Representação do Balanço de Massas
38
Tabela 05: Relação de transportadores a serem repotenciados.
.
39
4.0 – Resultados e Discussão
Este capítulo apresenta uma introdução geral a respeito da empresa estudada,
relatando, entre outros, suas unidades produtivas, sua capacidade de produção e
sua participação no mercado mineral. Apresenta-se também, informações sobre
as principais atividades produtivas sob competência do setor de Britagem da
Usina I – foco do presente trabalho – que inclui o transporte, o peneiramento
primário, britagem primária e secundária do minério de ferro.
4.1 – A Empresa
A Samarco Mineração S.A. mantém unidades industriais em dois estados
brasileiros, com operações realizadas de forma integrada e simultânea. Em Minas
Gerais, localiza-se a unidade de Germano (figura 11 onde vê-se em destaque a
área do projeto), situada no município de Mariana, onde são feitas as operações
de extração de minério, beneficiamento e o início do transporte do concentrado de
minério de ferro através do mineroduto, com uma extensão de 396 Km. No
Espírito Santo, está instalada a unidade de Ponta de Ubu, no município de
Anchieta, que possui operações de preparação da polpa, pelotização, estocagem
e embarque de pelotas de minério de ferro e pellet feed. O embarque é efetuado
em porto próprio e escoa a produção para clientes de diversos países.
A empresa tem capacidade instalada para produzir anualmente em suas duas
unidades de beneficiamento 21,5 milhões de toneladas de concentrado,
destinadas a produção de pelotas para processos de alto-forno e redução direta,
além da comercialização de finos de minério concentrado (pellet-feed e sinterfeed). Consequentemente, sua participação no mercado mundial, chega a 19%.
40
Figura 11: Foto aérea da Unidade de Germano destacando-se a área de estudo
4.2 – Mina e transporte
No período de 1977 a 1992, a lavra da empresa era realizada exclusivamente na
mina de Germano, implantada sobre um corpo de minério bastante homogêneo
quanto à friabilidade e a composição mineralógica. Atualmente, a empresa
explota, simultaneamente, os corpos de minério denominados Alegria 03, 04, 05 e
06 e Alegria 09, que apresentam grande diversidade, principalmente nos aspectos
mineralógicos além do minério de Fazendão adquirido da Vale.
Devido ao fato do minério de Alegria ser bastante friável, grande parte do
desmonte realizado na mina é feito através de equipamentos e uma pequena
parte realizados com explosivos.
41
Para o transporte do minério da pilha pulmão de Alegria Norte, Alegria Sul e
Fazendão até o silo 01 da britagem, a empresa utiliza, ente outras, as correias
denominas CV’s03,55,05,25,57,58,26,27,54,10,30 e 31 (ver figura 12).
Figura 12: Sistema de transporte e alimentação de Germano
Como podemos verificar na figura mostrada acima, ambos os sistemas, Alegria
Norte + Fazendão e Alegria 09 possuem uma capacidade nominal instalada de
3.300 tmna/h (toneladas métricas naturais por hora – unidade utilizada na Unidade
de Germano levando em consideração o minério mais água na forma como é
lavrado) , que não podem ser aproveitadas no seu potencial pelo motivo de ambos
os transportadores descarregam na CV10, sendo assim a interseção dos sistemas
pelo fato de possuir a mesma capacidade dos transportadores mencionados
anteriormente. O que foi definido é que para um maior aproveitamento dessa
42
capacidade a CV10 denominada de correia coletora estaria sendo operada na sua
capacidade limite ou de projeto que é de 3.785 tmna/h.
4.2.1 – Repotenciamento do Sistema de Alimentação e Transporte.
Quando há parada operacional ou de manutenção (programada ou não) de
qualquer uma das seguintes correias: 02CV10, 11CV30 e 11CV31, há parada
geral do Circuito I de produção da Britagem, havendo nesse caso duas opções:
a) Caso a 02CV10 tenha condição de operação há a possibilidade de bypassar a Britagem, enviando para o Concentrador I material de
granulometria abaixo de 100mm, trazendo prejuízos de produção.
b) Utilização do material do estoque reserva, mantendo a alimentação do
Concentrador com máquinas 992G deslocadas da mineração. Atualmente
há uma grande dificuldade de confecção desse estoque, já que as
máquinas utilizadas para tal atividade, serem de pequeno porte (dificuldade
de disponibilizar máquinas da mineração) e também pelo volume do
estoque reserva limitado. Essa dificuldade é mais acentuada no período
chuvoso que é extenso gerando vários problemas operacionais.
Essas paradas geram interferência direta na estabilidade operacional do
Concentrador I com a rápida queda nos níveis das pilhas do Tripper-car, além de
exigir
grandes
deslocamentos
dos
equipamentos
da
mineração
citados
anteriormente para alimentação da Usina.
Há falta de flexibilidade operacional no sistema pelo fato das correias citadas já
estarem trabalhando em suas capacidades máximas de projeto (3.750tmna/h) e os
dois sistemas de correias principais (Sistema de Alegria 08 e 09 e Sistema de
Longa Distância) descarregarem nessas correias.
43
Baseado nisso, esse projeto é importante porque trará maior flexibilidade
operacional em função da não dependência direta entre os sistemas de
transportes (Alegria 08 e 09 e Sistema de Longa Distância). Essa flexibilidade será
proporcionada pela alimentação direta do silo 01 com material de Alegria 08 e 09
com o desvio desse fluxo de ROM através de uma nova correia 11CV31A.
O objetivo proposto é de se realizar a alimentação direta da britagem com o
minério de Alegria 08 e 09, flexibilizando a alimentação da britagem/peneiramento
da planta do Concentrador I de Germano, criando-se outra alternativa de
alimentação das instalações
de britagem/peneiramento de maneira direta,
evitando o manuseio do minério dessas minas pelos transportadores 02CV10,
11CV30 e 11CV31, podendo realizar a manutenção destes sem a parada geral da
planta.
Dessa forma o proposto é dividir o transportador 11CV05, encurtando o mesmo
em aproximadamente 100 metros criando uma casa de transferência neste ponto,
de forma que o transportador possa alimentar o seu prolongamento 11CV05A, que
encaminhará o minério para a 02CV10 ou alimentar o novo transportador de
correia 11CV31A, instalado perpendicularmente a ele, alimentando diretamente o
prédio da britagem/peneiramento (figura 13).
Com essa proposta de se individualizar os sistemas de correias tem-se a
capacidade de massa transportada e alimentada na Britagem ampliada para
7.285tmna/h. Isso possível com a necessidade de individualização dos sistemas,
eliminando assim a interseção existente na CV10, utilizando-a somente para o
sistema de Alegria 03,04,05 e 06 mais o material de Fazendão.
Quanto ao material de Alegria 08 e 09 a solução foi alimentá-lo diretamente no
Silo 01 com a instalação de uma correia de 86,0 metros de comprimento
denominada de CV31A (figura 13):
44
Figura 13: Perfil da correia 11CV31A a ser instalada para individualização dos sistemas
de alimentação do Silo da Britagem.
Algumas vantagens foram verificadas com essa alternativa como:
I.
Ganho na capacidade total dos sistemas.
II.
Maior capacidade na retomada após paradas, pelo fato da capacidade total
dos sistemas atingirem a 7.285 tmna/h, enchendo o silo com maior rapidez.
III.
Maior facilidade na manutenção dos transportadores, já que para
manutenções na CV10, CV30 e CV31, toda alimentação teria que ser
paralisada.
Também o transportador CV05 terá seu projeto concebido com a criação de um
desviador de fluxo, possibilitando manutenções nessa correia sem deixar de
45
alimentar o material de Alegria 09 para compor o “mix” de alimentação da Usina,
utilizando novamente a CV10 para o seu descarregamento.
Com essa alternativa tem-se os problemas de falta de flexibilidade no sistema de
alimentação e do aumento da capacidade de alimentação das instalações de
Britagem solucionadas.
Assim o minério é estocado no Silo 01 e tem início dessa forma o processo de
classificação do mesmo, no peneiramento primário.
4.3 – Peneiramento Primário
Após a estocagem no silo 01, o minério alimenta quatro linhas de peneiras
independentes que trabalham em série com mais uma peneira, sendo as peneiras
PN01 e PN05, PN02 e PN06, PN03 e PN07 e finalmente a PN04 e PN08, através
dos alimentadores de correias AL01, AL02, AL03 E AL04; ocorrendo, assim, o
primeiro processo de classificação da britagem: o peneiramento primário,
esquematizado pela figura 14. Tais peneiras são inclinadas em 20º, dotadas de
movimento circular e com dimensões 8’x20’ - (2,40x6,10m) – com dois decks. O
primeiro deck equipado com telas de borracha com malha quadradas e de
abertura de 30,0mm tem a função de aliviar a carga de material incidente sobre o
segundo deck, melhorando a performance e dessa forma proporcionando uma
melhor eficiência no sistema. O segundo deck possui telas metálicas autolimpantes, com abertura das malhas de 12,5mm.
46
Figura 14: Peneiramento primário do Concentrador I de Germano
4.3.1 – Otimização do Peneiramento Primário.
Considerando-se a taxa de alimentação de cada linha de peneiramento seja igual
a 900 tmna/h, e que na planta temos instaladas 04 linhas de peneiras, partiu-se
para o repotenciamento dessa área para que se possa processar as 5.565 tmna/h,
necessárias a proposta de aumento de 2,0 milhões de toneladas anuais de
concentrado.
O primeiro estudo realizado foi com a intenção de modernização do sistema de
peneiramento. Em primeiro lugar para que possa ocorrer um ganho de capacidade
e em segundo lugar também de grande relevância um ganho de eficiência.
Solicitado um apoio da Metso Minerals que por sua vez apresentou uma proposta
47
de otimização do peneiramento que seria a substituição das peneiras primárias
(SH-8’X20’DD) por peneiras bananas (BS-8’X21’DD).
Estas novas peneiras entrariam operando no lugar das peneiras PN01, PN02,
PN03 e PN04, as quais realizam praticamente 60,0% do trabalho de classificação
pelo motivo de trabalharem em série.
Através dos estudos e simulações realizados pela Metso, ficou amplamente
comprovada que as peneiras banana apresentam maior capacidade de produção
e principalmente quando destinadas para classificação de minerais contendo
grandes percentuais de finos, exatamente o caso do peneiramento primário da
planta de britagem da Samarco Germano. Para elaboração deste estudo, foi
utilizado o simulador da Metso denominado BRUNO. Inicialmente, o simulador foi
calibrado para retratar os resultados reais do peneiramento atual baseando-se em
amostragens realizadas com o minério Samarco. Com o simulador calibrado, foi
realizado simulação da situação sugerida, substituindo o primeiro módulo de
peneiras por uma peneira banana, concluindo que haveria a possibilidade de um
aumento na taxa de alimentação de 900 tmna/h para 1.250 tmna/h, mantendo-se
praticamente os mesmos números de eficiência de classificação.
Apesar de haver variações, a peneira multi-rampa tipo banana, consiste
basicamente de três seções distintas:
I.
Primeira seção ou íngreme, cerca de 30º a 35º.
II.
Segunda seção ou central, cerca de 20º a 25º.
III.
Terceira seção ou plana, cerca de 10º a 15º.
Quando o material de alimentação é distribuído corretamente na caixa de
alimentação da peneira, este ganha velocidade rapidamente, afinando o leito e
tornando-se uma monocamada. Assim, praticamente cada grão pode atravessar
um furo da peneira sem que as partículas menores tenham que atravessar um
leito profundo para atingir as aberturas das telas. As partículas se movem em
48
saltos longos, baixos, planos sobre a peneira. Por isso é utilizada uma abertura
longa (fenda), adequada à trajetória do grão. Ao final da seção íngreme 85,0% a
90,0% dos finos foram peneirados.
Na seção central, devido à menor inclinação, o fluxo é menor, o que, no entanto
não aumenta a profundidade de leito devido à elevada proporção de finos
rapidamente peneirados na primeira seção. Esta velocidade menor de
escoamento permite o peneiramento de finos adicionais. Novamente aberturas em
fenda (na direção do fluxo) e ângulos mais íngremes que em peneiras
convencionais.
Na terceira seção ou plana, o movimento vibratório linear transporta o material
maior (já que a gravidade fez boa parte do trabalho nas seções mais íngremes) e
as partículas de tamanho aproximado são separadas. Nas seções mais planas
podem ser utilizadas aberturas normais em peneiras horizontais.
Embora as quatro linhas tenham capacidade de receber uma taxa de alimentação
próxima a prevista para o projeto de 3.0 milhões de toneladas de concentrado
anuais, optou-se pela adoção de mais uma linha de peneiramento completando a
quinta linha. O motivo foi garantir os níveis de alimentação quando de uma linha
parada para manutenção, troca de telas e também a busca de um melhor
desempenho na classificação que se resume numa eficiência satisfatória.
Seguindo a figura 13, tem-se que o material retido (maior que 12,5mm) é lançado
à correia CV33 e, posteriormente, à correia CV34, para que seja estocado na pilha
de regularização; e conseqüentemente, ter sua granulometria reduzida nas etapas
seguintes. Já o material passante (menor que 12,5mm) é lançado às correias CV’s
37, 38, 39, 40, 41, 42 e 11, sendo que nesta última um “carro alimentador”, o
Tripper Car, alimenta as pilhas de estocagem e alimentação da Usina I. Dessa
forma, tal material conclui a etapa de britagem e segue para as etapas
subsequentes de concentração.
49
4.4 – Britagem Primária
O material alimentado e estocado na pilha de regularização é retomado pelos
alimentadores de placas AP’s 04 e 05 e conduzidos pelas CV’s 35 e 36 até o silo
02. Esse material é retomado pelos alimentadores AL05 e AL06 que por sua vez
alimentam as peneiras PN09 e PN10. Tais peneiras são inclinadas em 20º e
possuem dimensões de 8’x20’ (2,40x6,10m), sendo peneiras modulares dotadas
de movimento linear. O primeiro deck possui telas de borracha com abertura de
30,0mm e o segundo telas metálicas auto-limpantes de 9,5mm. O material retido
no primeiro deck alimenta os britadores primários Nordberg 15x60 (BR01 e BR02),
onde é fragmentado e conduzido pelas CV’s 48 e 49 até a CV36 fechando o
circuito de britagem.
Com o aumento da taxa de alimentação da Britagem, evidentemente há de se
esperar que o volume de material gerado no oversize do peneiramento primário
(material acima de 12,5mm), aumente proporcionalmente, sendo o percentual
desse material em torno de 25,0% atualmente. Segundo estudos realizados nas
diversas minas (vide análise granulométrica material futuro) o que se tem é que
com o aprofundamento da jazida tenhamos materiais mais compactos, passando a
parcela do material acima de 3/8’ dos 25,0% atuais para 32,0%. Também se
considera a recuperação do material acima de 6”, que hoje é descartado do
processo pelas dimensões dos transportadores, através da instalação de
britadores de mandíbulas na própria mina, o que equivale a 3,0% da massa de
minério lavrado, somando a essa parcela de material retido no peneiramento
primário.
A partir desse momento estabelecemos os critérios para o redimensionamento dos
equipamentos ali instalados, sendo a opção pelo incremento de mais uma linha de
britagem, e a troca dos britadores Nordberg 1560 (atualmente não mais
fabricados) pelos britadores Metso da série HP 500.
50
4.4.1 – Seleção do Equipamento
A escolha desse equipamento se deve além da capacidade necessária da
máquina, aliada a uma combinação de maior rotação e excentricidade, que
permitem o aumento da potência aplicada e da carga de material, esses britadores
cônicos apresentam uma elevada capacidade de produção entre os equipamentos
de seu porte disponível na indústria permitindo alcançar maiores níveis de
produção, compatíveis com o lay-out e tamanho das instalações utilizadas.
A britagem entre partículas peculiar dos britadores cônicos criam um valor
adicional ao produto através de uma curva granulométrica consistente e melhor
formato (cubicidade). Sua capacidade de operar com abertura fixa, ao invés de o
eixo do britador ficar flutuando em uma coluna de óleo hidráulico, resultam em
menores oscilações na regulagem e em maior estabilidade em todo o circuito de
britagem. Um anel giratório mantém o ajuste de abertura do britador constante ao
redor de toda a câmara de britagem. Um eficiente sistema de alívio garante que
imediatamente após a passagem pela câmara de um corpo não britável, o ajuste
da máquina retorne ao seu ponto original. Os britadores HP500 também
possibilitam a produção de materiais mais finos, com menos estágios de britagem,
reduzindo o CAPEX necessário, bem como reduzindo o consumo de energia.
Ajustando o britador para operar em sua menor velocidade admitido, pode-se
obter um produto final com um menor percentual de finos e maiores percentual de
produto dentro da faixa requerida.
51
Figura 15: Circuito de britagem primária e secundária do concentrador I de Germano.
4.5 - Britagem Secundária
O material retido no segundo deck, faixa compreendida entre -30,0 mm e +9,5 mm
m é transportado pelas CV’s 44, 45 e 46 até o silo 03. Nessa etapa, os
alimentadores AL’s 07, 08e 09 alimentam três britadores semi-autógenos Barmac
de fabricação Faço (Duopactor – 9000). Essa máquina nada mais é que um
impactor autógeno que na sua essência é uma bomba centrífuga de pedras de
alta energia que utiliza velocidades periféricas elevadas, enquanto permanece
virtualmente livre da abrasividade do material por empregar a ação de britagem de
rocha contra rocha (sua primeira utilização no Brasil em minério de ferro se deu
em 1.996 pela Samarco) que são responsáveis pela redução da granulometria do
minério.
52
Então, o minério fragmentado é lançado a três peneiras (PN11, PN12 e PN13),
que trabalham com inclinação de 12º e que possuem dimensões de 6’x16’
(1,80x4,90m) de comprimento, com dois decks, sendo o primeiro deck de alívio
com telas de aço auto-limpante de abertura igual a 16,0 mm. O segundo deck com
telas de abertura de 9,5 mm, o qual realiza o corte desejado, possui também telas
de aço auto-limpante. O material da descarga dos britadores secundários retido
nos dois decks retorna ao circuito da britagem secundária, constituindo a carga
circulante, o material passante soma-se ao produto de igual qualidade do circuito
anterior (britagem primária), alimentados na CV43 seguindo para a pilha de
alimentação da Usina de Concentração através da CV42 e CV11 juntamente com
o material passante no peneiramento primário.
A proposta para essa etapa do processo é a instalação da quarta linha de
britagem, além do repotenciamento dos já existentes através da instalação de
rotores maiores quanto a sua altura sem a necessidade de troca dos motores de
acionamento que possuem 350 CV de potência.
Estabelecer parâmetros para adaptar modelos antigos do Barmac Duopactor
9000, para operar com rotores Deep (rotor profundo).
4.5.1 – Comparação entre Rotores STD (standard) e Rotores Deep ( DTR )
Os rotores Deep são mais altos que os rotores STD. Nos rotores Deep a dimensão
A (entre o anel de alimentação e o prato distribuidor) e a dimensão B (entre as
placas de desgaste superior e inferior) ficam mais distantes, se comparadas com
as dimensões dos rotores STD. Isto impulsiona a capacidade do britador, fazendo
com que o material flua com mais facilidade e conseqüentemente, ocorra um
aumento na produção (Boletim Técnico 032-09 – Metso Minerals).
53
Rotor STD 840
Rotor Deep 840
Figura 16: Modificação nos rotores dos Barmac’s.
4.5.2 – Vantagens da utilização de Rotores Deep
Segundo (Manual de instruções PF – 2604/2008) a combinação do rotor Deep e
peças de desgaste fornecem ao VSI Barmac um benefício de ganho real dentro
dos seguintes aspectos:
I.
Aumento no produto passante: a capacidade aumenta, se comparada com
a capacidade dos rotores convencionais.
II.
Redução nos custos de peças de desgaste: o custo por tonelada passante
é reduzido, quando comparado aos rotores convencionais.
III.
Redução no tempo de inatividade: vida mais longa do rotor e das peças de
desgaste dará um menor tempo de parada e um maior tempo de operação.
4.6 – Reforço nas estruturas para repotenciamento dos equipamentos.
Este estudo realizado junto a empresa Tecnomin Projetos e Consultoria cujo
objetivo é o de apresentar procedimentos relacionados às intervenções
54
necessárias para atendimento ao Plano de Otimização do Peneiramento
Primário estabelecido para a Planta I da Unidade de Germano da
SAMARCO.
A descrição relata os procedimentos a serem adotados nas construções e
montagens das plataformas bem como do reforço a ser executado nas vigas
de sustentação das novas Peneiras tipo Banana e nas Vigas de Rolamento
da Ponte Rolante, neste caso visando atender a substituição da atual Ponte
– com capacidade de elevação de carga de 10 toneladas, por uma nova
Ponte – com capacidade de elevação de carga de 25 toneladas.
4.6.1 – Descrição Básica dos procedimentos adotados
A atividade desenvolvida e relatada foi precedida com o objetivo de avaliar
as condições atuais das estruturas e fundações existentes do Edifício do
Peneiramento
Primário
quando
submetidas
às
ações
de
novos
carregamentos devido à substituição de Ponte Rolante e Peneiras
existentes.
No caso da Ponte Rolante a avaliação foi feita considerando que a Ponte
Rolante existente com capacidade de içamento de carga de 10 toneladas,
será substituída por uma nova Ponte com capacidade de içamento de carga
de 25 toneladas. Os resultados desta análise levaram à constatação da
necessidade de reforço das vigas de rolamento, considerando aceitáveis as
demais condições existentes relacionadas às colunas metálicas e aos
consolos junto aos pilares.
No caso da instalação das novas Peneiras do tipo Banana em substituição
às Peneiras 11-PN-01, 11-PN-02, 11-PN-03 e 11-PN-04 a avaliação
considerou a aplicação de cargas estáticas e dinâmicas baseada nas
informações do fabricante/fornecedor das Peneiras – (METSO). Constatouse deformação acessiva das vigas de concreto existente quando, além do
55
carregamento devido à instalação das novas Peneiras, considerava-se a
influência das cargas devidas ao Chute de Under dessas Peneiras, suposto
totalmente carregado com efeito do material depositado no seu interior –
situação comum nas instalações, acrescido do seu peso próprio.
Os estudos dos efeitos dos novos carregamentos da Ponte (25 ton.) e das
novas Peneiras – carregamentos estáticos e dinâmicos, não afetam o
restante da estrutura de concreto existente e suas fundações.
Foram ainda desenvolvidas soluções estruturais para as plataformas
metálicas, levando-se em consideração a possibilidade de permitir serviços
de inspeção, manutenção e sustentação do chute de Under das Peneiras11PN-01, 11-PN-02, 11-PN-03 e 11-PN-04.
4.6.2– Reforço das vigas de rolamento da ponte rolante
Para a instalação e operação da Ponte Rolante com capacidade de iça
mento de carga de 25 Toneladas foi constatada a necessidade de reforço
das atuais Vigas de Rolamento.
A solução apresentada foi a de se acrescentar um complemento estrutural
na face inferior das Vigas aumentando sua altura.
Essa solução permite que o trabalho seja executado sem a retirada das
vigas existentes. Para tal deverão ser observadas as condições de
segurança para execução dos serviços.
A sugestão é a de preparar o reforço – incluindo a alma, mesa e as nervuras
especificadas e, depois de concluída essa etapa, içar esse conjunto até a
56
face inferior das vigas existentes fixando-o na mesa inferior por pontos de
solda. Em seguida proceder à soldagem final do conjunto de reforço.
4.6.3 – Reforço das vigas suporte do peneiramento
Como condição básica considerou o posicionamento das vigas inalterado e
sem a necessidade de intervenções de quebras para posicionamento das
novas Peneiras.
As novas Peneiras deverão ser instaladas em etapas distintas. Essa
instalação poderá ser feita dessa forma, não causando nenhum impacto
negativo se ela se der em uma, duas, três ou quatro etapas. O que deverá
ser observado é que, para cada peneira instalada deverá ser feito o reforço
nas vigas correspondentes aos seus apoios.
Considerando a natureza do material dessas vigas – concreto armado, foi
definido que o reforço necessário seria feito com a adoção de
complementação com o uso de perfis metálicos solidários ás vias de
concreto.
57
Figura 17: Detalhe dos pontos a serem modificados com o repotenciamento
58
5.0 – Conclusão
Verificou-se que as técnicas e metodologias para avaliação de riscos existentes e
aplicada atualmente, para qualquer tipo de projeto, independente do porte
(pequenos, médios ou grandes), auxilia muito no grau de confiabilidade,
minimizando drasticamente as incertezas.
Equipes são treinadas e mobilizadas para essa finalidade, sendo o resultado
medido num sentido amplo como poderia citar o prazo programado e prazo de
entrega, número de acidentes, cumprimento do orçamento, startup e atendimento
ao objetivo principal que é a conciliação dos itens mencionados com o tempo de
retorno do capital investido.
O conceito de análise e estudo de projetos possui a finalidade de atuar na
prevenção aos riscos. Essa prevenção consiste na antecipação de possíveis
impactos, seja de ordem ambiental, danos à saúde dos trabalhadores e perdas
econômicas geradas por qualquer desvio no processo, que em muitos casos
poderiam ser evitados se detectados na concepção do projeto. Dessa forma, é
necessário que haja o gerenciamento do risco durante todas as fases do
empreendimento, possibilitando processos produtivos mais seguros, o que pode
ser obtido com um controle adequado dos riscos levantados.
O processo de gerenciamento de riscos pode ser entendido como a utilização dos
recursos humanos, materiais, financeiros e tecnológicos de forma preventiva
atuando na identificação de prováveis problemas ou falhas. Isso se faz através de
um planejamento minucioso e responsável de ações preventivas, controle,
monitoramento e análise crítica para melhoria continua e aprendizado.
Sendo assim, entende-se que o gerenciamento dos riscos começa no projeto,
através da identificação dos possíveis desvios de processos, condições inseguras,
camadas de proteção, falhas combinadas e possíveis efeitos dos danos causados
59
por um acidente. Assim se justifica a utilização das diversas técnicas de análise
nas diversas fases do empreendimento, que possui o seu ciclo de vida, tempo
considerado desde a geração da idéia do projeto até a sua entrada em operação e
por fim sua desativação / descomissionamento.
Os estudos foram finalizados e dentro das várias opções apresentadas optou-se
por uma combinação de alternativas. Ficou comprovada a necessidade de
aumento de capacidade do sistema de transporte, através da individualização dos
sistemas, minimizando os riscos de parada, garantindo assim uma maior
flexibilidade operacional.
Promovido o aumento da capacidade do sistema de alimentação, algumas
modificações foram realizadas no que foi proposto na descrição realizada para as
instalações de britagem (primária e secundária), que serão descritas a seguir:
• As peneiras 11PN09 e 11PN10 que recebem a alimentação nova (oversize
do peneiramento primário), mais o material proveniente da descarga dos
britadores primários, com a finalidade de classificar esse material em três
produtos (alimentação da britagem primária, alimentação da britagem
secundária e produto final com a especificação necessária para a
moagem), de acordo com a figura 15 serão mantidas, enquanto a proposta
indicada seria a troca por peneiras mais robustas.
• Os britadores primários (11BR01 e 11BR02), terão as modificações
solicitadas com a troca apenas de um dos britadores para o HP500, onde
os estudos descritos anteriormente solicitavam a troca de ambos.
• Com relação aos britadores secundários haverá o seu repotenciamento
com a troca dos rotores convencionais STD840 pelos rotores Deep 840,
instalando motores de 500CV no local dos atuais motores de 350CV,
modificação autorizada pelo fabricante, sendo a instalação da 4ª linha
abortada.
60
• Todos os transportadores que compreendem o circuito de carga circulante
(11CV36, 11CV44, 11CV45, 11CV48 e 11CV49), transportadores de menor
porte e menor capacidade, terão o seu fator de redução motor / redutor
alterados de 1,2 para 1,5, tendo a sua velocidade aumentada para atender
á nova dinâmica relativa ao aumento do volume de material.
• Quanto à proposta inicial de aumento de 2,0 milhões de toneladas de
concentrado, não foi viabilizada na sua totalidade, considerando-se que as
instalações do Concentrador I possuem um elevado tempo de atividades,
passando por várias intervenções de expansão em períodos anteriores.
Outro fator de fundamental importância na tomada de decisão foi o fato de
que a queda no teor de ferro de alimentação das Usinas deverá situar em
torno de 40,0% nos próximos anos o que por si só implicará em
modificações no processo. O aumento na capacidade de produção de
concentrado então ficará distribuído a e 0,4 milhão de toneladas no
Concentrador I, 1,0 milhão de toneladas no Concentrador II ficando o
restante para a próxima Usina em via de aprovação.
61
6.0 – Referências Bibliográficas
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