Governador
Cid Ferreira Gomes
Vice Governador
Domingos Gomes de Aguiar Filho
Secretária da Educação
Maria Izolda Cela de Arruda Coelho
Secretário Adjunto
Maurício Holanda Maia
Secretário Executivo
Antônio Idilvan de Lima Alencar
Assessora Institucional do Gabinete da Seduc
Cristiane Carvalho Holanda
Coordenadora da Educação Profissional – SEDUC
Andréa Araújo Rocha
CURSO DE MINERAÇÃO
COMINUIÇÃO E PENEIRAMENTO
Mineração – Cominuição e Classificação
1
ÍNDICE
1. INTRODUÇÃO A COMINUIÇÃO E CLASSIFICAÇÃO..........................................................03
2. OBJETIVOS DA COMINUIÇÃO.............................................................................................04
3. MECANISMOS DE FRAGMENTAÇÃO..................................................................................08
4. INTRODUÇÃO À BRITAGEM................................................................................................13
4.1BRITADOR DE MANDIBULAS.............................................................................................14
4.2 BRITADOR GIRATÓRIO.....................................................................................................19
4.3 BRITADOR DE IMPACTO...................................................................................................21
4.4 BRITADOR DE ROLO DENTADO.......................................................................................23
4.5 BRITADOR CÔNICO...........................................................................................................25
4.2 BRITADOR VSI-BARMAC/SEMI AUTÓGENO....................................................................27
5. INTRODUÇÃO À MOAGEM .................................................................................................31
5.1 PRINCIPAIS TIPOS DE MOINHOS.....................................................................................33
5.1.1 MOINHOS REVOLVENTES OU TUBULARES.................................................................33
5.1.1.1 MOINHO DE BARRAS...................................................................................................33
5.1.1.2 MOINHO DE BOLAS......................................................................................................34
5.1.1.3 MOINHO DE SEIXOS.....................................................................................................37
5.1.1.4 MOINHO DE AUTÓGENOS E SEMI AUTÓGENOS......................................................37
5.1.1 MOINHOS TIPO “FIXED PATH”.......................................................................................38
5.2 PROCESSOS DE MOAGEM...............................................................................................39
6. DIMENSIONAMENTO DE BRITADORES E MOINHOS........................................................41
6.1 DIMENSIONAMENTO DE BRITADORES............................................................................41
6.2 DIMENSIONAMENTO DE MOINHOS..................................................................................53
6.3 EQUIPAMENTOS AUXILIARES À COMINUIÇÃO...............................................................67
6.3.1 ALIMENTADORES............................................................................................................67
6.3.2 TRANSPORTADOR DE CORREIA...................................................................................70
7. PENEIRAMENTO E CLASSIFICAÇÃO..................................................................................76
7.1 PENEIRAMENTO.................................................................................................................76
7.1.1 INTRODUÇÃO A CLASSIFICAÇÃO GRANULOMÉTRICA...............................................77
7.1.2 TIPOS DE PENEIRAS.......................................................................................................78
7.1.3 DIMENSIONAMENTO DE PENEIRAS..............................................................................82
7.1.4 NOVOS EQUIPAMENTOS................................................................................................91
7.1.5 SÉRIES DE PENEIRAS.....................................................................................................95
7.1.6 ANÁLISE GRANULOMÉTRICA.........................................................................................97
7.2 CLASSIFICAÇÃO................................................................................................................104
7.2.1 CARACTERÍSTICAS DA CLASSIFICAÇÃO....................................................................104
7.2.2 TIPOS DE CLASSIFICADORES......................................................................................107
8. ENERGIA DE COMINUIÇÃO................................................................................................121
9. CARGA CIRCULANTE..........................................................................................................125
Mineração – Cominuição e Classificação
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1. INTRODUÇÃO À COMINUIÇÃO E CLASSIFICAÇÃO:
O aproveitamento de matérias-primas minerais requer invariavelmente alguma
forma de processamento (tratamento). A intensidade do tratamento necessário
do minério depende do teor do minério na jazida, assim como da especificação
desejada do produto. A fim de atingir essa especificação do produto, a qual é
normalmente dada em termos de um teor mínimo de metal de interesse ou
composto no produto, ou de um teor máximo de algum tipo de contaminante,
torna-se necessária à concentração do minério.
A metalurgia extrativa é responsável pela produção de metais a partir de
minérios. As atividades que inserem nessa área são divididas em tratamento
de minérios, hidrometalurgia e pirometalurgia. O tratamento de minérios ou
processamento de matérias-primas minerais consiste das operações que visam
a modificação da granulometria, da concentração relativa das espécies
minerais presentes ou a forma, sem que a identidade química ou física dos
minerais seja modificada. Já nas etapas subseqüentes de hidrometalurgia e
pirometalurgia, a identidade química e física é modificada através do uso de
solventes e de reações químicas a altas temperaturas, respectivamente.
De um modo geral, o tratamento de minérios pode ser subdividido nas
seguintes etapas, como mostra a Figura 1:
• Preparação,
• Concentração,
• Desaguamento.
A etapa de preparação diz respeito às operações de cominuição e separação
por tamanhos que objetivam liberar os componentes minerais. Nos casos de
minérios de alto teor (cada vez mais raros) a etapa de preparação já é
responsável pela geração do produto final vendável. Esse é o caso de alguns
minérios (p. ex. o minério de ferro de Carajás), de agregados para a construção
civil (areia e brita) e de rochas calcárias.
Na maior parte dos casos, é necessária a concentração do mineral minério e a
remoção de contaminantes (minerais de ganga) presentes no minério. Na
maioria das vezes, as operações de concentração são realizadas a úmido. A
utilização ou o processamento subseqüente dos produtos requer a remoção e
recuperação da água contida neles. Esta operação, chamada desaguamento,
além de eliminar parte da água do concentrado, também tem por objetivo
reciclar parte da água contida nos rejeitos para uso na usina de
beneficiamento.
Para um minério ser concentrado é necessário que os minerais estejam
fisicamente liberados, ou seja, uma partícula deve apresentar idealmente uma
única espécie mineralógica. Para se obter a liberação do mineral, o minério é
submetido a uma operação de redução de tamanho, cominuição, isto é, de
britagem e/ou de moagem.
Além das operações citadas acima, também existem as operações auxiliares
de transporte e manuseio de sólidos. Essas são responsáveis pela
Mineração – Cominuição e Classificação
3
homogeneização dos sólidos, a fim de minimizar as variações qualitativas na
alimentação das várias operações unitárias, ou pelo transporte de sólidos,
estejam eles secos ou na forma de polpas dentro da usina de processamento.
Figura
1
-
Fluxograma
típico
de
processamento
mineral.
2. OBJETIVOS DA COMINUIÇÃO
A cominuição, palavra derivada do latim “comminuere”, consiste de métodos
específicos para redução de tamanho de partículas através da aplicação de
pressão (compressão), criação de impacto cinético entre minério e corpo
moedor (impacto), ou através de atrito da superfície de partículas do minério
com a superfície dos corpos moedores (abrasão).
No beneficiamento de minérios, a cominuição é necessária para se obter uma
granulometria adequada ao processo de concentração utilizado, assim como
para a consecução de uma liberação adequada dos minerais a serem
separados. É imprescindível a obtenção de elevado grau de liberação, para ser
possível a consecução de concentrados com teores adequados a uma taxa de
recuperação razoável do mineral útil.
Mineração – Cominuição e Classificação
4
Figura 2 – Aspecto da Cominuição e Classificação em unidades de britagem dos
municípios de Itaitinga (A) e Pacatuba (B).
Portanto, os objetivos da cominuição podem ser resumidos como a seguir:
− Produzir partículas de um dado tamanho ou forma;
− Liberar o mineral-minério dos minerais de ganga de maneira que eles
possam ser posteriormente concentrados;
− Aumentar a área superficial específica dos minerais de um minério expondoos mais facilmente ao ataque por reagentes químicos.
A fragmentação é quase sempre dividida em várias etapas, para minimizar
seus custos e não fragmentar as partículas além do necessário.
Os processos de cominuição podem ser feitos a seco ou via úmida
dependendo de alguns fatores técnicos e econômicos. Por exemplo, um
minério com umidade alta deve ser moído a úmido, pois o custo para secagem
seria proibitivo. Já um minério extraído de uma região desértica ou muito seca,
moído a seco, poderá apresentar vantagens econômicas substanciais. Porém,
geralmente, a moagem via úmida apresenta menor custo de investimento e
menor custo operacional do que a moagem a seco.
As etapas iniciais da fragmentação, quando ainda são gerados tamanhos
relativamente grandes de partículas (diâmetros até aproximadamente 1
milímetro), são chamadas de britagem. Quando a fragmentação visa atingir
tamanhos bem menores (por exemplo: 0,074 milímetros) dá-se o nome de
moagem.
Os circuitos de cominuição existem pela necessidade do processo ser
estagiado, devido às limitações geométricas e mecânicas das máquinas e
devido ao fato de que quanto maior a relação de redução (relação entre o
diâmetro das partículas na entrada e na saída do processo) menor será a
eficiência energética da máquina.
Mineração – Cominuição e Classificação
5
A seleção de um circuito de cominuição correto depende da distribuição
granulométrica da alimentação e do produto e de outras propriedades físicas
que definem a dureza, competência e abrasividade do minério. Estas
propriedades variam muito de minério para minério e podem ter variações
dentro de diferentes partes da mesma reserva mineral.
Os métodos de cominuição são classificados de acordo com a granulometria
do minério em britagem e moagem. Os britadores devem ser estruturalmente
reforçados, de forma a serem aptos à aplicação de elevados esforços
localizados enquanto os moinhos devem ser capazes de distribuir uma grande
energia sobre um grande volume de partículas.
Figura 3 – Instalações de britagem nos municípios de Caucaia (A) e Itaitinga (B), em
que se observa grande emissão de pó.
O termo moagem é usado quando corpos moedores são colocados junto com o
minério em uma câmara rotativa ou oscilante. Isto proporciona contato máximo
entre corpo moedor e minério, aplicando impacto e abrasão. Os corpos
moedores podem ser partículas grandes do próprio minério (moagem
autógena), bolas de aço, barras de aço ou corpos de cerâmica, entre outros.
As relações de redução em cada etapa do processo são pequenas: britagem
primária 8:1; britagem secundária entre 8:1 e 6:1; britagem terciária entre 4:1 e
6:1. Exemplificando esta informação podemos dizer, que em uma britagem
primária um bloco de rocha que chegou a um britador primário com um
diâmetro de 40” deverá ser reduzido a blocos menores, em torno de 5”. Se o
britador estiver regulado para uma abertura de 5”, o tamanho máximo do bloco
a ser britado não deve exceder a 40”.
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6
Figura 4A – UNIDADE SEMI-MÓVEL.
Figura 4B – Diagrama esquemático geral de um processo de britagem.
Mineração – Cominuição e Classificação
7
Foto 01 – Britagem secundária.
3. MECANISMOS DE FRAGMENTAÇÃO:
A fragmentação ou redução de tamanho é uma técnica de vital importância no
processamento mineral. Um minério deve ser fragmentado até que os minerais
úteis contidos sejam fisicamente liberados dos minerais indesejáveis. Às vezes,
a redução de tamanho visa apenas à adequação às especificações de
granulometria
estabelecidas pelo mercado, como, por exemplo, a
fragmentação de rochas como o granito ou calcário para a produção de brita.
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.
Os materiais rochosos em sua maioria se deformam de forma elástica, até
muito próximo do instante de sua ruptura. Entretanto, em alguns casos, podem
apresentar comportamento inelástico, 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 5, esse processo pode ocorrer
pelos mecanismos de abrasão, clivagem ou estilhaçamento, os quais
dependem do nível de energia aplicada (King, 2001).
Mineração – Cominuição e Classificação
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Figura 5: Formas de fraturas em rochas
Em todos os casos, a fragmentação é uma operação que envolve elevado
consumo energético e baixa eficiência operacional, representando,
normalmente, o maior custo no tratamento de minérios.
Mineração – Cominuição e Classificação
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Uma relação que permita calcular a energia necessária à fragmentação de um
material até um certo tamanho é uma aspiração antiga de cientistas e técnicos
pois, sendo o gasto de energia na fragmentação, o que mais onera uma
instalação industrial, é de grande valia a sua determinação.
Várias relações foram postuladas ao longo do tempo e dentre elas temos as
mais importantes tais como:
Lei de Rittinger - Esta lei se aplica à fragmentação muito fina como, por
exemplo, à moagem de clinquer de cimento.
Lei de Kick - Esta lei se aplica, de preferência, à fragmentação de
matacões.
Lei de Bond - Chamada de "3ª Lei de Fragmentação". “A energia
consumida para reduzir o tamanho de um material é inversamente
proporcional à raiz quadrada do tamanho”. Ele definiu como tamanho, a
abertura da peneira pela qual passam 80% do material.
A diferença entre o postulado de Bond e os demais foi a introdução do conceito
de um índice conhecido como WI (Work Index) ou índice de trabalho, que é
definido como o trabalho necessário para reduzir a unidade de peso
(tonelada curta = 907 kg) do material considerado, desde um tamanho inicial,
teoricamente infinito (F = ∞), até uma granulometria 80% passante em 100 m.
O WI é uma característica do minério. É um parâmetro da cominuição que
expressa a resistência de determinado minério de ser britado ou moído.
A aplicação da equação de Bond no cálculo da energia consumida numa
instalação de moagem se difundiu, e a determinação experimental do WI é hoje
uma prática normal em muitos laboratórios.
Para esta determinação utiliza-se um moinho padrão (Proposta de Norma
Técnica NBR 11376 ABNT), e com a metodologia descrita nesta norma,
calcula-se o índice de moabilidade do material (Mob) que corresponde à massa
em gramas passante na peneira de malha teste, gerada em cada rotação do
moinho, simulando um circuito fechado. O valor do WI é calculado pela fórmula
seguinte:
Onde:
WI = índice de trabalho em kWh/t;
Am = abertura da malha teste de classificação em m;
P = abertura da peneira onde passam 80% da massa do produto, em m;
Mineração – Cominuição e Classificação
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F = abertura da peneira onde passam 80% da massa da alimentação, em m;
Mob = índice de moabilidade;
1,1 = fator de conversão de tonelada curta para tonelada métrica;
Em 1961, Hukki confirmou que as leis de cominuição anteriores se aplicam a
determinados intervalos.
A figura 6 mostra a relação estabelecida por Hukki para o consumo de energia
em função da granulometria do produto. É possível perceber que todas as três
Leis seriam válidas para diferentes intervalos de granulometria, mas que para o
intervalo onde a moagem primária / secundária de minérios é desenvolvida, a
Lei que se aplica é a de Bond.
Apesar de grande aplicação na moagem de minérios, a Lei de Bond leva a
grandes discrepâncias devido às condições de operação em uma usina
diferirem de forma ampla das condições testadas.
Segundo Rowland (1980), a equação de Bond deve considerar oito fatores de
eficiência em seu cálculo de potência, os quais são calculados a partir de
desvios das condições específicas, para as quais a equação de Bond foi
desenvolvida.
Estes oito fatores são os seguintes:
EF1 - Moagem a seco: Para a moagem a seco utiliza-se um fator de 1,3 e para
moagem a úmido um fator de 1. Isto acontece devido ao fato que a moagem a
seco tem menor eficiência que a moagem a úmido.
EF2 - Circuito aberto em moinhos de bolas: A moagem em circuito fechado é
mais eficiente do que a moagem em circuito aberto. Segundo Beraldo (1987),
“como as curvas de distribuição granulométrica em circuito aberto ou em
circuito fechado são distintas, a especificação dos produtos de circuito aberto
deve ser feita em relação à porcentagem retida em uma determinada malha”.
Mineração – Cominuição e Classificação
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Figura 6 – Relação entre a energia fornecida e tamanho da partícula na cominuição
(Hukki, 1961).
EF3 - Fator de diâmetro: Até um diâmetro de 3,81 m, a eficiência do moinho
cresce e acima de 3,81 m esta eficiência se mantém constante e igual a 0,914.
EF4 - Fator de oversize: Quando a alimentação contém partículas muito
grandes o moinho tem uma baixa eficiência para moagem dessas partículas.
Dessa forma se aplica um fator relativo a essa ineficiência.
O WI a ser utilizado para os cálculos do EF4 é aquele determinado para
moinho de barras mesmo que o cálculo do dimensionamento esteja sendo feito
para um moinho de bolas.
EF5 - Material fino: Este fator, estabelecido por Bond, é utilizado para produtos
com 80 % passante em 74 m.
EF5 = P + 10,3
11,45. P
EF6 - Relação de redução em moinho de barras: Se a relação de redução for
alta, não é necessária a utilização do fator EF6. No entanto, seu uso é
recomendado sempre que o WI do minério for superior a 7 kWh/t.
EF7 - Baixa relação de redução em moinhos de bolas: Como o uso deste fator
só acontece quando a relação de redução no moinho de bolas é inferior a 6,
raramente é utilizado pois, normalmente, nesse tipo de moinho a relação de
redução é muito maior que este valor. Este fator é mais freqüentemente
utilizado no caso de remoagem.
Mineração – Cominuição e Classificação
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EF8 - Moagem em moinho de barras: O fator EF8 varia de acordo com a forma
de preparação da alimentação do moinho. Exemplo: Alimentação do moinho
proveniente de circuito aberto de britagem, EF8 = 1,4.
4. INTRODUÇÃO À BRITAGEM
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 7 – O processo de compressão (Fonte: Metso Minerals, 2002)
A quantidade de finos produzidos pode ser reduzida minimizando a área de
aplicação da carga e isto é feito nos equipamentos de britagem usando
superfícies corrugadas. A resistência das rochas à compressão é muito maior
que a resistência à tração quando, geralmente, a ruptura se produz ao longo
dos planos de cisalhamento.
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 esta vinculada ao tipo de material, a capacidade e a razão de
redução desejada.
A alimentação dos britadores é feita através de alimentadores de correia
dotados de inversores de freqüência, esses, intertravados à lógica de
alimentação de cada modelo de britador, ou seja, nesse caso específico, o
alimentador deve variar a velocidade de acordo com a corrente elétrica dos
motores dos britadores de rolos; já nos britadores cônicos a velocidade do
alimentador deve variar a velocidade de acordo com o nível da câmara de
britagem. Todo esse controle é feito através do CLP (controlador lógico
programável).
Mineração – Cominuição e Classificação
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Figura 8 – Caminhão descarregando material na caixa de alimentação do britador
primário (A) e alimentador vibratório(B). Município de Pacatuba.
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.
- Classificação dos estágios de britagem (Figueira et al., 2004)
Estágio de Britagem
Tamanho Máximo de
Alimentação (mm)
Britagem Primária
Britagem Secundária
Britagem Terciária
Britagem Quaternária
Tamanho Máximo de
Produção (mm)
1000
100
10
5
100,0
10,0
1,0
0,8
Para fins de especificações e características apresentamos abaixo os principais
equipamentos para realizar a fragmentação primária da rocha:
4.1 BRITADOR DE MANDÍBULAS
Os britadores de mandíbulas são classificados em dois tipos, baseando-se no
mecanismo de acionamento da mandíbula móvel. Assim, tem-se britadores de
um eixo (Figura 9) e dois eixos - tipo Blake (Figura 10). Nos britadores de dois
eixos, a mandíbula móvel tem movimento pendular, enquanto que os de um
eixo, tem movimento elíptico. Em termos de custos de capital, britadores de
dois eixos são cerca de 50% mais elevados que os de um eixo, sendo
indicados para materiais mais abrasivos e de difícil fragmentação.
Os britadores de mandíbulas são classificados em dois tipos: de um e dois
eixos.
Como o de um eixo é o mais utilizado, vamos nos dedicar a ele.
Mineração – Cominuição e Classificação
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Seu princípio de funcionamento é relativamente simples: veja na figura x: o eixo
excêntrico (3) provoca um movimento que aproxima a parte superior da
mandíbula móvel (5) da fixa (6), ao mesmo tempo em que aquela se move para
baixo, com uma trajetória elíptica. Esta operação esmaga o material e força-o
para baixo. No movimento seguinte, a parte inferior da mandíbula móvel é que
se aproxima da fixa, enquanto o eixo excêntrico completa o seu giro. A
abanadura (7) serve de braço de alavanca para esse movimento, O suporte da
mandíbula móvel, que está fixo no eixo excêntrico, denomina-se queixo (4).
ONDE É APLICADO:
O consumo de pedra britada aumente de ano para ano: o progresso exige
novas estradas, edifícios, barragens, etc. Virtualmente, toda construção
depende de pedra para ser britada (quebrada) para ser reduzida ao tamanho
(granulométrica) especificada.
Também a procura de minério tem aumentado com o desenvolvimento
tecnológico e industrial. Os processos metalúrgicos e de concentração de
minérios exigem redução à tamanho adequado à sua utilização.
Figura 9: Britador de mandíbulas de 01 eixo.
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Figura 10: Britador de mandíbulas de 02 eixos.
BRITADORES DE MANDÍBULAS PRIMÁRIOS DE 2 EIXOSCaracterizam-se principalmente pelo menor consumo de peças de desgaste,
quando comparados com os britadores de um eixo. Movimento do queixo
Através do eixo sem excentricidade, consegue-se movimento puramente
pendular da mandíbula móvel, fazendo com que a britagem se dê,
essencialmente por compressão; o material britado desce somente por
gravidade, sem ser arrastado pelas mandíbulas. Dessa forma, o atrito sobre as
mandíbulas é minimizado, aumentando sua vida útil. Também a velocidade de
oscilação do queixo, menor que nos britadores de 1 eixo, contribui para maior
duração das mandíbulas
Identificação dos britadores: os de mandíbulas são identificados pelas
dimensões de sua boca de alimentação (ou entrada). Exemplo: 8050, que na
verdade, deve ser 80x50, pois, o 80 significa que a largura útil da boca de
descarga é de 80 cm e, o 50 significa que a maior distância útil entre as
mandíbulas é 50 cm. Veja figura 4. Dependendo da procedência, estas
medidas são em polegadas. Portanto é preciso muito cuidado quanto a este
detalhe.
A granulometria do produto é estabelecida pelo ajuste da descarga, sendo
então definida pela razão de redução que deve ser em torno de 5:1.
Algumas observações importantes:
1) Peças de desgaste: Pela natureza agressiva do trabalho do britador,
algumas peças são sujeitas ao desgaste pela abrasão ou erosão do material
britado. São denominadas peças de desgaste, e devem ser substituídas
periodicamente. As principais são: mandíbulas, placas laterais, abanaduras e
calhas. Dentre elas, as mandíbulas são as mais frequentemente trocadas. Sua
vida útil pode variar de poucas semanas a muitos meses, dependendo da
Mineração – Cominuição e Classificação
16
abrasividade do material, da abertura de saída, da granulométrica e umidade
do material. A vida útil da mandíbula fixa é, normalmente, menor que a da
móvel, pois o material está continuamente deslizando para baixo, sobre sua
superfície.
2) Os principais tipos de mandíbulas utilizadas são: Lisa (com pequena
ondulação), Dentes grossos, Dentes finos, HD, ESCO e Plus-Life. Cada uma
tem uma aplicação de acordo com o material e condições de regulagem do
britador.
3) Pontos de reciclagem : A abertura de saída tem duas posições: aberta e
fechada. Na posição aberta, as mandíbulas estão no seu ponto mais afastado
uma da outra (APA). Na posição fechada, estão no seu ponto mais próximo
(APF). A medida da abertura é dada pela distância entre a ponta de uma
mandíbula ao fundo da outra. A diferença de medida entre a APA e APF, é o
valor do movimento excêntrico do queixo.
Exemplo: BRITADORES MANDÍBULAS METSO C110 E C160
Figura 11 - Vista superior Britador Mandíbulas.
Tabela 1- Dimensões do britador Metso.
MODELO
A (mm)
B (mm)
C (mm)
D (mm)
E (mm)
F (mm)
G (mm)
H (mm)
I (mm)
Peso britador Kg
C100
1000
760
2420
3670
2890
2490
1700
2965
775
23300
Mineração – Cominuição e Classificação
C160
1600
1200
3700
5900
4580
3750
2650
4280
1300
83300
17
Figura 12 -– Vista lateral Britador Mandíbulas.
Tabela 2- Especificações de produção.
Modelo
Largura da abertura de
alimentação (mm)
Profundidade da abertura de
alimentação (mm)
Potência (kW)
Velocidade (rpm)
Tamanho
produto (mm)
0 - 30
0 - 35
0 - 45
0 - 60
0 - 75
0 - 90
0 - 105
0 - 120
0 - 135
0 - 150
0 - 185
0 - 225
0 - 260
0 - 300
0 - 340
Mineração – Cominuição e Classificação
C110
C160
1000
1600
760
1200
110
260
250
250
APF (mm)
Mtph
20
25
30
40
50
60
70
80
90
100
125
150
175
200
225
125 - 175
145 - 200
160 - 200
180 - 250
220 - 310
265 - 365
310 - 430
355 - 490
Mtph
430 - 610
495 - 695
560 - 790
625 - 880
18
0 - 375
250
0 - 410
275
0 - 450
300
685 - 965
745
1055
815
1145
Foto 02- BRITADOR DE MANDÍBULAS (MARROEIRO), com capacidade instalada de
300 t/h, marca FURLAN, modelo JC 1200 100 X 60, com alimentador vibratório, caixa
de alimentação, montado em cima de estruturas de concreto, com casa de comando
completa, 01 correia transportadoras e motores;
Foto 03- Sistema de alimentação do britador primário.
4.2 BRITADOR GIRATÓRIO
É o equipamento de britagem primária utilizado quando existe uma grande
quantidade de material a ser fragmentado, sendo mais operacional do que o
britador de mandíbula, pois pode ser alimentado por qualquer lado,
indistintamente, além de permitir uma pequena armazenagem no seu topo .
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Foto 04 – Britador giratório com sistema de Hammer.
O princípio de funcionamento do britador giratório consta do movimento de
aproximação e distanciamento do cone central em relação à carcaça invertida.
Este movimento circular (85 a 150 rpm) faz com que toda a área da carcaça
seja utilizada na britagem, o que fornece ao britador uma grande capacidade
de operação
Mineração – Cominuição e Classificação
20
Mineração – Cominuição e Classificação
21
4.3 BRITADOR DE IMPACTO
Neste tipo de britador (Figura 13), a fragmentação é feita por impacto ao invés
de compressão. Por meio do movimento das barras (500 até 3.000 rpm), parte
da energia cinética é transferida para o material, projetando-o sobre as placas
fixas de impacto onde ocorre a fragmentação.
Entre suas principais características de britagem, destacam-se a alta taxa de
redução e propriedade de dar forma cúbica aos materiais britados.
Mineração – Cominuição e Classificação
22
Figura 13- Britador de impacto de eixo horizontal, Fonte: LUZ (2002).
Figura 14 – À esquerda desenho esquemático de Britador de Impacto de eixo vertical.
A desvantagem do uso desse equipamento é que apresenta elevado custo de
manutenção e grande desgaste, não sendo aconselhável seu uso, no caso de
rochas abrasivas e de materiais com valor da sílica equivalente maior que 15%.
Estes equipamentos são escolhidos para britagem primária, onde se deseja
uma alta razão de redução e alta percentagem de finos. Um fator importante
que pode limitar sua aplicação, devido a restrições ambientais, é a poeira
excessiva gerada.
Mineração – Cominuição e Classificação
23
4.4 BRITADOR DE ROLO DENTADO
Consiste basicamente de um rolo dentado móvel e uma carcaça fixa, como
está apresentada na Figura 14.
O movimento giratório do rolo provoca a compressão e cisalhamento do
material entre os dentes e a placa fixada à câmara.
Os britadores (moinhos) de rolos normalmente são aplicados a materiais de
baixa e média dureza como: grafite, carvão, bauxita, dolomita, etc.
A relação de redução desses britadores varia em função da abertura entre os
rolos e o tipo de revestimento usado, porém é muito pequena, normalmente
1:3.
Figura 14- Britador de rolos.
Mineração – Cominuição e Classificação
24
Mineração – Cominuição e Classificação
25
Tem emprego limitado devido ao grande desgaste dos dentes, por ser sensível
à abrasão. É aconselhável sua aplicação para rochas de fácil fragmentação e
também para britagens móveis, dada às pequenas dimensões do equipamento.
Possui alta tolerância à umidade da alimentação, sendo na britagem primária o
equipamento que produz menos finos.
Aplicações potenciais do britador de rolos estão na preparação do material
para a moagem fina, substituição simultânea das operações de britagem
terciária, moagem em moinho de barras e moagem primária de bolas, assim
como na melhora da lixiviabilidade de minérios.
Essa última vantagem se deve ao fato que ele seria capaz de induzir uma
maior proporção de fraturas intergranulares, facilitando, assim, a liberação do
minério (Tavares, 2009).
4.5 BRITADOR CÔNICO
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.
Figura 15 – Representação de um Britador Cônico
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.
O equipamento apresenta longa vida útil, ou seja, baixo desgaste e quanto
mais horizontal o perfil do revestimento mais fina a granulometria do produto.
Mineração – Cominuição e Classificação
26
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.
O equipamento apresenta longa vida útil, ou seja, baixo desgaste e quanto
mais horizontal o perfil do revestimento mais fina a granulometria do produto.
Figura 16: Fragmentação no britador cônico.
Figura 17: Desenho esquemático de um britador cônico (www.metso.com).
Mineração – Cominuição e Classificação
27
05- Tremonha de alimentação
06- Cabeça
09- Anel de ajuste
10- Proteção
11- Revestimento do bojo e manta
12- Sistema do Contra-eixo
15- Bojo
17- Conjunto de alívio
4.6 BRITADORES SEMI-AUTÓGENOS(BARMAC) – (VERTICAL SHAFT
IMPACT-VSI)
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.
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.
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.
Mineração – Cominuição e Classificação
28
-Sistemas integrados de monitoramento, segurança e controle.
-Maior tolerância a condições de alimentação difíceis comparados com as
máquinas convencionais.
-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 18), passando
assim externamente a área do rotor, proporcionando o choque dessas
partículas com material projetado em grande velocidade pelas três saídas do
rotor.
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
probabilidade de choque e quebra, através de maior ação entre partículas onde
se faz mais necessária – na câmara de britagem.
Figura 18: Formação da cascata no interior do Barmac-VSI.
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
Mineração – Cominuição e Classificação
29
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 032-09 – Metso Minerals).
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
fosse 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
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).
Eliminam-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.
Mineração – Cominuição e Classificação
30
A não observância a estas condições poderão originar paradas indesejadas
que ocasionalmente trarão prejuízos à produção (Boletim Técnico 032-09 –
Metso Minerals).
Figura 19 - Desenho esquemático de um britador VSI-Barmac (www.metso.com).
Figura 20– Sistema britagem móvel na frente de lavra.
Figura 21- Características dos britadores primários.
Mineração – Cominuição e Classificação
31
Figura 22 – Britadores primários de mandíbulas em unidades de britagem do município
de Itaitinga/CE.
5. INTRODUÇÃO À MOAGEM
A moagem é o último estágio do processo de fragmentação. Neste estágio as
partículas são reduzidas, pela combinação de impacto, compressão, abrasão e
atrito, a um tamanho adequado à liberação do mineral, geralmente, a ser
concentrado nos processos subsequentes. Cada minério tem uma malha ótima
para ser moído, dependendo de muitos fatores incluindo a distribuição do
Mineração – Cominuição e Classificação
32
mineral útil na ganga e o processo de separação que vai ser usado em
seguida.
A moagem é a área da fragmentação que requer maiores investimentos, maior
gasto de energia e é considerada uma operação importante para o bom
desempenho de uma instalação de tratamento. A submoagem do minério
resulta num produto grosso com liberação parcial do mineral útil, inviabilizando
o processo de concentração. Neste caso, a recuperação parcial do mineral útil
e a baixa razão de enriquecimento respondem pela inviabilidade do processo.
A sobremoagem também não é desejada, pois ela reduz o tamanho das
partículas, desnecessariamente, o que acarretará maior consumo de energia e
perdas no processo de concentração.
O impacto acontece quando a força é aplicada de forma rápida e em
intensidade muito superior à resistência da partícula. É o tipo de fratura que
acontece nos moinhos, na zona de queda das bolas, e gera distribuição
granulométrica fina (figura 23).
Figura 23 – O processo de impacto (Fonte: Metso Minerals, 2002)
A abrasão é o resultado do atrito entre as partículas do minério e entre corpos
moedores e partículas; provoca o aparecimento de pequenas fraturas e
provoca o surgimento de partículas de distribuição granulométrica fina ao redor
da partícula original (figura 24).
É um processo com alto consumo de energia.
Figura 24 – O processo de abrasão (Fonte: Metso Minerals, 2002)
Mineração – Cominuição e Classificação
33
Nos moinhos ocorrem os três tipos de fratura, conforme ilustrado na figura 25.
Qual dos três processos será o predominante é uma questão que depende das
condições operacionais e essa predominância irá afetar a distribuição
granulométrica resultante.
Figura 25 – Regiões do moinho onde ocorrem os diferentes processos de quebra
(Fonte: Beraldo,1987)
Zona A: os corpos moedores se movem uns sobre os outros em
camadas concêntricas;
Zona B: os corpos moedores rolam para baixo gerando moagem por
choque.
Zona C: os corpos moedores caem sobre o revestimento e as partículas
produzindo moagem por atrito.
5.1 PRINCIPAIS TIPOS DE MOINHOS
5.1.1 MOINHOS REVOLVENTES OU TUBULARES (“Tumbling Mills” ou “Tube
Mills”)
Destacam-se neste grupo os principais tipos de moinhos:
5.1.1.1 Moinhos de barras;
5.1.1.2 Moinhos de bolas;
5.1.1.3 Moinhos de “cylpebs”(tronco de cone);
5.1.1.4 Moinhos de seixos;
5.1.1.5 Moinhos autógenos e semi-autógenos.
Como este grupo contém os tipos de moinhos mais comuns, algumas
definições mais completas se fazem necessárias.
5.1.1.1 MOINHOS DE BARRAS são moinhos tubulares com relação
comprimento / diâmetro maior que 1,25 : 1, que utilizam barras cilíndricas
como corpos moedores. São usados em circuito aberto para obtenção de
Mineração – Cominuição e Classificação
34
produto grosseiro ou para preparação de produto para alimentação de um
moinho de bolas. Raramente são utilizados em circuito fechado, geralmente
com hidrociclones ou com peneiras.
Figura 26 – Moinho de barras com descarga por overflow (Fonte: Metso
Minerals, 2002
Figura 27 – Moinho de barras com descarga periférica de topo (Fonte: Metso
Minerals, 2002)
Figura 28 – Moinho de barras com descarga periférica central (Fonte: Metso
Minerals, 2002)
5.1.1.2 MOINHOS DE BOLAS são usados em um único estágio quando a
granulometria da alimentação deve estar entre 10 e 15 mm (figuras 29 e 30).
Podem ser usados no segundo estágio de moagem precedidos de moinho(s)
de barras ou autógeno / Semi-Autógeno ou até mesmo como moinho primário,
o que não é muito comum na prática.
Podem ainda ser utilizados na remoagem. Geralmente têm um grau de
enchimento em torno de 35 % de bolas, com um máximo de 40 %.
Mineração – Cominuição e Classificação
35
As bolas podem ser de aço, fundidas ou forjadas, ou de ferro fundido. A dureza
das bolas varia muito dependendo da fabricação. As bolas que geram menor
custo operacional e melhor desempenho são geralmente selecionadas. Isso
não implica que estas sejam as mais baratas disponíveis e nem as que tenham
menor taxa de desgaste mas sim um ponto de equilíbrio entre os dois fatores.
Figura 29 – Moinho de bolas com descarga por overflow (Fonte: Metso
Minerals, 2002)
Figura 30 – Moinho de bolas com descarga por diafragma (Fonte: Metso
Minerals, 2002)
Figura 31- Descarga no Moinho de bolas.
Mineração – Cominuição e Classificação
36
Figura 32- Descarga no Moinho de bolas.
Figura 33 - Moinho de bolas em corte, mostrando o seu interior com os corpos
moedores. (BERALDO, 1987)
Figura 34 - Movimento da carga de bolas. (MINTEK, 1991)
Mineração – Cominuição e Classificação
37
A – Movimento da carga em catarata
B – Movimento da carga em cascata
T – “Pé” da carga, zona de impacto
S – “Ombro” da carga, zona de queda
LB – “Lifter”
L - Revestimento
M – Carcaça do moinho
Foto 05- de côncavos descartados de um moinho de bolas.
Foto 06- de cylpebs descartados de um moinho de cylpebs.
5.1.1.3 MOINHO DE SEIXOS (pebbles) são moinhos que utilizam seixos
competentes em lugar de bolas. São freqüentemente utilizados para moagem
de materiais que não podem ser contaminados por corpos moedores metálicos,
neste caso utilizando corpos moedores de ágata, sílex, coríndon ou cerâmica.
A designação moinho de seixos é também utilizada para moagem autógena
(semi-autógena) secundária. Devido à menor densidade dos seixos, estes
moinhos possuem menor capacidade de moagem do que os moinhos de bolas.
5.1.1.4 MOINHOS AUTÓGENOS E SEMI AUTÓGENOS
a) MOINHO AUTÓGENO (AG) – É o tipo de moinho que utiliza o próprio
minério como corpo moedor. Para alguns tipos de minério, o moinho autógeno
combina as etapas de britagem, moagem grossa e fina. O minério deve conter
quantidade suficiente de pedaços competentes para atuarem como corpos
moedores.
Mineração – Cominuição e Classificação
38
Foto 07 - Moinho Autógeno – Unidade Piloto do CETEM.
b) MOINHO SEMI AUTÓGENO (SAG) – Tipo de moinho que utiliza também
bolas de aço, em adição ao próprio minério, como corpos moedores.
A adição de bolas (geralmente entre 6 e 12 % de volume e diâmetro de 100
mm ou 125 mm) aumenta a habilidade de um moinho autógeno de tratar
minérios de dureza variável e com variação da quantidade de corpos moedores
naturais.
Um moinho Semi-Autógeno pode tratar eficientemente uma grande variedade
de material de alimentação. Estes moinhos são ideais para a moagem grossa
de minérios úmidos para preparar a alimentação para uma moagem final em
moinhos de bolas. São também usados para moagem em estágio único
atingindo, nesta etapa, a granulometria final desejada.
5.1.2 MOINHOS TIPO “Fixed Path” (“Fixed Path Mills”)
Afora os moinhos de martelo, os principais tipos de moinhos deste grupo são:
• moinhos de rolos (“roller mills”);
• moinhos tipo mesa giratória (“bowl-mills”);
• moinhos tipo bola e capa ou tipo E (“E-type-mills”);
• moinhos tipo torre.
Os principais circuitos de cominuição são os seguintes:
Mineração – Cominuição e Classificação
39
• Britador - Moinho de barras - Moinho de bolas
• Britador - Moinho de bolas - Moinho de bolas
• Britador - Moinho de barras - Moinho de pebbles
• Britador - Estágio único de moagem de bolas
• Moinho autógeno em estágio único
• Moinho autógeno - Moinho de bolas
• Moinho autógeno - Moinho de pebbles
• Moinho semi-autógeno em estágio único
• Moinho semi-autógeno - Moinho de bolas
• Moinho autógeno - Moinho de bolas - Britador
Estes são apenas alguns exemplos de circuitos existentes embora atualmente
diversos outros tipos de circuitos sejam utilizados.
Cada circuito tem suas vantagens e desvantagens, no entanto, para cada tipo
de minério uma avaliação especial deve ser feita. Inúmeros outros fatores
devem ser estudados antes da escolha, fatores esses como a utilização de
equipamentos, previamente existentes, em usinas sendo ampliadas.
5.2 PROCESSOS DE MOAGEM
Os processos de moagem são usualmente classificados em dois grupos:
- Moagem em via úmida: o material é misturado com água de modo a formar
uma polpa;
- Moagem em via seca: o material sofre o processo de redução a seco.
Os circuitos de moagem são usualmente classificados em dois grupos:
- Circuito aberto: o material é alimentado diretamente no moinho, o produto sai
pela descarga em uma só passagem pelo moinho (sem classificação);
- Circuito fechado: a descarga do moinho é conduzida a um equipamento de
classificação e o undersize é retornado para alimentar o moinho. Neste tipo de
circuito, uma partícula pode passar várias vezes pelo moinho até atingir o
tamanho desejado. Este tipo de circuito pode ser classificado em dois grupos:
Direto: o minério alimenta diretamente o moinho junto com o underflow
do classificador;
Reverso: o minério alimenta diretamente o classificador cujo underflow
alimenta o moinho.
A Figura 35 mostra a configuração dos circuitos de moagem direto e reverso.
Outros conceitos importantes são:
Carga circulante: undersize de um classificador que retorna à alimentação do
moinho, expressa usualmente em porcentagem sobre a alimentação nova do
moinho.
Mineração – Cominuição e Classificação
40
Os objetivos da carga circulante são:
− Garantir o tamanho máximo do produto de moagem;
− Diminuir a geração de finos dentro do moinho, já que funciona como um
amortecedor da alimentação nova, dissipando a energia mecânica aplicada
sobre as partículas.
Consumo específico de energia: expresso em kWh/t, que representa o
consumo líquido de energia (kWh) por cada tonelada de alimentação nova
processada, o equivalente à potência demandada (kW) por t/h de minério
processado.
Figura 35 – Tipos de circuito de moagem.
6. DIMENSIONAMENTO DE BRITADORES E MOINHOS
6.1 DIMENSIONAMENTO DE BRITADORES
Mineração – Cominuição e Classificação
41
As etapas utilizadas, frequentemente, para o dimensionamento dos britadores
com auxílio de curvas e tabelas de operação fornecidas pelos fabricantes do
equipamento são as abaixo descritas:
Consultar a tabela de especificação técnica definindo alguns
equipamentos que estão dentro das condições exigidas;
Verificar as capacidades de produção de cada equipamento selecionado
observando se estão dentro das condições especificadas;
Observar as curvas granulométricas do tipo de equipamento para melhor
definir as condições de operação;
Observar também a condição de recepção; o britador só brita partículas
menores que 0,8A. Então o tamanho do britador é condicionado pelo
tamanho máximo da alimentação (A).
Quadro 01- características dos britadores primários.
Características Consideráveis
Capacidade
Granulometria do Produto
Características Mecânicas da Rocha
Estratificação da Rocha
Britador de Mandíbulas
Adequado para capacidades baixas e
médias (1000 t/h)
Recomendado quando é indesejável grande
quantidade de finos no produto é alto para
materiais lamelares
Sem restrição
Pouco adequado para materiais com
tendência a produzir partículas lamelares.
Materiais Úmidos com Alto Teor de Argila Mais adequado que o giratório e menos
adequado que os de impacto e de rolo
dentado.
Teor de Minerais Abrasivos Altos
Adequado para material abrasivo.
Grau de Redução. Valores Usuais Médios Em torno de 5:1
Modo de Alimentação
Exige alimentador
Caracterizado por alta produção de finos
Granulometria do Produto
Características Mecânicas da Rocha
Britador Giratório
Adequado para capacidades médias e altas
Idêntico ao de mandíbulas quanto a
finos. Mas apresenta top size menor, para uma
mesma abertura de saída, britando materiais
lamelares
Sem restrição
É mais adequado que o de mandíbulas, para
materiais com tendência a produzir partículas
lamelares
Pouco adequado
Adequado-comparável com o de mandíbulas (2
eixos)
Em torno de 8:1
Dispensa alimentador
É o britador primário que produz menos finos.
Apresenta top size do produto alto
Uso limitado a rochas frágeis
ou elásticas
Altamente efetivo para materiais com
tendência a produzir partículas lamelares
Uso limitado a rochas de média
fragmentação ou para minerais moles
Estratificação da Rocha
É efetivo para materiais com tendência a produzir
partículas lamelares, mas o top size do produto é
alto
Materiais Úmidos com Alto Teor de Argila Como o britador de rolo, é altamente efetivo Altamente efetivo para este tipo de material
para este tipo de material.
Figura 36 – Curvas granulométricas em britadores e rebritadores de mandíbulas
(circuito aberto).
Mineração – Cominuição e Classificação
42
Figura 37 – Curvas granulométricas em britadores e rebritadores de mandíbulas
(circuito fechado)
Mineração – Cominuição e Classificação
43
A escolha do tipo de britador está associada a alguns fatores ligados ao
minério, como os apresentados a seguir.
Tamanho máximo de blocos na Alimentação- A capacidade de
produção e tamanho máximo dos blocos contidos no ROM influenciam na
escolha de operação da mina, como indicado na Tabela 3.
Esses dados são importantes, pois determinam a boca de entrada dos
britadores primários.
Tabela 3 – Tamanho máximo de blocos na alimentação de britador primário.
Capacidade de Tamanho Máximo de Blocos
Produção
Céu
aberto Subterrânea
(1.000t/a)
(cm)
(cm)
Pequena (500)
Média
3.000)
50-60
(500- 70-100
25-35
40-50
Mineração – Cominuição e Classificação
44
Grande (3.000- 90-100
9.000)
60-70
Muito Grande 120
(9.000)
-
Distribuição Granulométrica da Alimentação- A distribuição
granulométrica da alimentação é importante na escolha do tipo de instalação.
Assim, por exemplo, o conteúdo de finos na alimentação define a conveniência
ou não de um escalpe prévio da alimentação do britador. Entre outros, os
fatores econômicos e operacionais definem a extensão do escalpe, todavia
como regra geral, toma-se como base o limite máximo 30% de finos na
alimentação. Este procedimento não se aplica à britagem primária. Em geral,
as britagens secundárias e terciárias normalmente têm um conteúdo de finos
tal em sua alimentação, que justifica a existência de escalpe prévio.
A presença de blocos de grandes dimensões, por outro lado, prejudica muito a
capacidade de britadores de rolos e aumenta muito o desgaste em britadores
de impacto, especialmente quando esses equipamentos operam como
britadores primários.
Conteúdo de Argila e Umidade- Os minérios que apresentam um alto
conteúdo de argila e elevada umidade, impossibilitam praticamente a britagem
em granulometria de 20 – 25 cm, pois dificultam o peneiramento e a operação
de alguns tipos de britadores.
Britadores giratórios, cônicos e de mandíbulas são altamente sensíveis à
presença de argila e à umidade no minério.
Figura 38- fator de umidade
Mineração – Cominuição e Classificação
45
Densidade do Material- Os britadores são equipamentos que
apresentam, como constante, a capacidade volumétrica de produção. Assim, a
capacidade desses equipamentos, expressa em t/h, é proporcional à densidade
do minério. Como a capacidade nominal é referente a material com densidade
2,7 a capacidade real volumétrica para materiais com outras densidades pode
ser expressa por:
Capacidade real = capacidade nominal x densidade real
2,7
Forma das Partículas- A forma das partículas é importante na definição
da boca de entrada dos equipamentos. Para materiais lamelares exige-se uma
relação entre a boca de entrada e o tamanho máximo das partículas maior do
que a geralmente requerida para minérios não lamelares.
Corrosividade do Minério- Minérios corrosivos impõem condições
especiais na escolha dos materiais e equipamentos usados na instalação.
Exemplo de dimensionamento de britador primário:
Projetar uma instalação de britagem para 70 m³/h de minério que vem da mina,
com um top size de 30 polegadas (0,76 m) e 25% menor que 2,5 polegadas.
Sabe-se que o WI do minério é WI = 10 kWh/sht. A densidade aparente do
minério é 1,6; o teor de argila é maior que 5% e a umidade 10%.
Mineração – Cominuição e Classificação
46
Tabela 4- Capacidade de produção (m3/h) – Britadores Primários de MandíbulasCircuito Aberto.
Máquina
RPM
”
Excêntrico
Mov. da
(mm)
Mandíbula
½”
Abertura da Boca de Saída –
Posição Fechada
”
”
3
½”
”
1722
2229
2835
6240C
280
15
¾”
8050C
280
16
10060C
250
17
3950
4252
4455
”
5572
6080
6588
”
7295
76105
88115
Mineração – Cominuição e Classificação
47
10080C
250
17
”
11080C
240
17
”
100155
12090C
230
17
”
130180
Máquina
RPM
½”
Excêntrico
Mov. da
(mm)
Mandíbula
78120
90140
Abertura da Boca de Saída – Posição
Fechada
”
”
”
”
”
8050C
280
15
”
7295
77100
88115
10060C
280
16
”
95130
105140
120160
140180
155200
10080C
250
17
”
100155
110170
140200
160230
177260
200290
11080C
250
17
”
110170
120187
155220
175253
195285
220320
12090C
240
17
”
145205
155230
185275
210310
240370
265410
150120C
200
19
½”
350520
390560
Pela Tabela 4 escolhe-se um britador que parece adequado: 8050C que tem
capacidade 65-88 m³/h de produto operando com a abertura de saída na
posição fechada (APF) com 4” e na posição aberta (APA) terá 5”, já que por
essa tabela sabe-se que o movimento da mandíbula é igual a 1”. A abertura de
alimentação deste britador é de 40” (1 m).
Pela Figura 36, a curva referente a 5” nos fornece dados para calcular a curva
granulométrica do produto britado que está apresentado na Tabela 5.
Tabela 5- Distribuição granulométrica do produto britado-britador de mandíbulas (5”).
Faixa Granulométrica
Peso (%)
Capacidade m³/h
+ 5”
15
10,5
- 5” + 3”
30
21
- 3” + 2”
17
11,9
- 2” + 1”
16
11,2
Mineração – Cominuição e Classificação
48
- 1” + ½”
9
6,3
- ½”
13
9,1
Total
100
70
Pode ser observado que:
a) 85% do produto britado é menor que 5”, isto é, passa numa tela de peneira
com essa abertura. O restante, ou seja, 15% ficou retido na mesma tela por
ser maior que 5”.
b) 55% do produto é menor que 3” e, portanto o complemento, 45% é maior
que 3”. Como 15% é maior que 5”, tem-se 45 - 15 = 30%, ou seja, é a
percentagem do produto de tamanho entre 5”e 3”.
c) 38% do produto é menor que 2”. Mas como 55% é menor que 3”, temos
55 - 38 = 17%, ou seja, é a percentagem do produto de tamanho entre 3”e 2”.
A capacidade real deve ser recalculada com alguns fatores próprios. Esta é
dada pela expressão:
Q = Qt. A . B . C . D (Manual de Britagem da Metso Minerals-2005)
onde:
Qt = capacidade de tabela (70 m³/h)
A = densidade aparente dos materiais britados (se a capacidade é dada em
m³/h, o fator de densidade A = 1. As capacidades listadas no Manual da Metso
Minerals são para materiais com densidade aparente de 1,6 t/m3).
B = fator dependente do WI (fator de WI= 1,15);
C = fator de tamanho de alimentação;
D = fator de umidade.
Estes dados estão apresentados nas Tabelas 6 e 7 e Figuras 37 e 38.
Q = 70 x 1,0 x 1,15 x 0,94 x 0,76 = 57,51 m³/h
Q = 57,51 m³/h é a capacidade do britador escolhido com o minério proposto.
Tabela 6 – Densidade aparente dos materiais britados
t/m³
Fator A
t/m³
Fator A
1,2
0,75
1,9
1,19
1,3
0,81
2
1,25
1,4
0,88
2,1
1,31
1,5
0,94
2,2
1,38
1,6
1
2,3
1,44
1,7
1,06
2,4
1,5
1,8
1,13
-
-
Tabela 7 – Fator B dependente do WI
WI
10
12
Mineração – Cominuição e Classificação
14
18
22
49
B
1,15
1
1
0,9
0,8
Figura 39 – C: Fator de tamanho de alimentação
% de alimentação menor que metade da abertura de saída
do britador em posição fechada (1/2 APF)
Cálculo do Rebritador
Baseado nos dados da Tabela 4 de Capacidade de produção (m³/h) –
Britadores Primários de Mandíbulas Circuito Aberto, observa-se que 31,5 m³/h
é maior que 2” e 38,5 m³/h é menor que 3”.
Tabela 8– Capacidade de produção (m3/h) – rebritadores de mandíbulas.
Máquina
RPM
/ ”
Excêntrico
Mov. da
(mm)
Mandíbula
/ ”
Abertura da Boca de Saída – Posição
Fechada
/ ”
”
1
½”
”
½”
6013
350
10
/ ”
3-4
56,5
7-9
912
8013
350
12,5
/ ”
4-5
6,58,5
912
1216
9026
300
13
/ ”
1722
2026
12040
280
16
”
Mineração – Cominuição e Classificação
2937
3748
4558
55-
65-
50
78
85
Abertura da Boca de Saída – Posição Fechada
12040
280
16
7597
83-105
”
100-230
”
½”
110142
120156
”
½”
”
½”
125-162
Pela Tabela 8 pode-se escolher o rebritador secundário 9026 com abertura da
boca de saída na posição fechada 1 ½” que tem capacidade de 2λ – 37 m³/h.
Como o movimento do queixo é ¾”, entra-se na curva 2 ½” da Figura 35, para
obter a distribuição granulométrica do produto (Tabela 9).
Tabela 9 – Distribuição granulométrica do produto britado - rebritador de mandíbulas.
Faixa Granulométrica
Peso (%)
Capacidade m3/h
- 5” + 3”
7
2,2
- 3” + 2”
22
6,9
- 2” + 1”
31
9,8
- 1” + ½”
17
5,4
- ½”
23
7,2
Total
100
31,5
Os 70 m³/h estão praticamente abaixo de 3”, pode-se escolher um rebritador
Hydrocone 3 ½ 51 (Tabela 10) que tem uma capacidade de 68 a 92 m³/h com
carga circulante.
Tabela 10 – Capacidade de produção – circuito fechado rebritadores Hydrocone.
Mineração – Cominuição e Classificação
51
Mineração – Cominuição e Classificação
52
Pela Figura 40 observa-se que 85% do produto se encontra abaixo de ½” e só
15% retornará como carga circulante. A Figura 41 mostra um esquema para o
processo de britagem do material.
Figura 40 – Curvas granulométricas - britadores hydrocones (câmara para médios).
Mineração – Cominuição e Classificação
53
Figura 41 – Esquema do circuito de britagem.
ROM
BRITADOR DE
MANDÍBULA 8050 C
REBRITADOR DE
MANDÍBULA 9026
+3”
Mineração – Cominuição e Classificação
54
PENEIRA
3"
-3”
-3”
REBRITADOR HYDROCONE
3 1/2" 51
+½“
PENEIRA
1/2"
- ½”
6.2 DIMENSIONAMENTO DE MOINHOS
O primeiro passo no dimensionamento de um moinho é a determinação da
energia necessária para produzir a moagem desejada. Várias fórmulas têm
sido utilizadas para este fim, entretanto a equação de Bond é a mais
amplamente usada pois nas condições mais comuns de operação essa fornece
bons resultados mas, para aplicações que se afastam das usuais, pode ser
arriscado dimensionar um moinho pelo método de Bond.
O método de Bond baseia-se na equação por ele desenvolvida e no valor de
Índice de Trabalho (WI), cuja metodologia de determinação foi também por ele
estabelecida.
Tabela 11 – WI kWh/t curta médios de alguns minérios e materiais.
Mineração – Cominuição e Classificação
55
Moinho Moinho de bolas
de
barras
No de
Média
Intervalo No de
testes
Média
Intervalo
testes
Bauxita
33
10,8
2-20
29
14,5
1-31
Clinquer
29
12,1
8-15
180
13,6
7-77
Matériaprima
para
cimento
115
12,3
4-18
284
10,0
3-27
Argila
4
12,5
6-8
11
10,8
4-23
Carvão
4
9,8
8-12
6
15,4
13-18
Dolomita 11
14,2
3-24
5
13,9
6-25
Ferrosilício
3
7,1
4-11
8
17,9
6-51
Minério
de ouro
42
15,2
8-29
183
14,6
3-42
Granito
10
16,3
8-36
8
9,9
10-11
Calcário
84
13,7
7-50
177
9,9
4-36
Minério
de
urânio
13
13,3
3-18
18
14,6
10-20
Fonte: Rowland Jr., C.A. Teste para seleção de circuitos de cominuição. Beraldo, J.L. Moagem de minérios em moinhos Tubulares.
A energia determinada pela equação de Bond é para as seguintes condições
específicas:
Moinho de barras: a úmido, circuito aberto, num moinho de 2,44 m de
diâmetro interno ao revestimento.
Moinho de bolas: a úmido, circuito fechado com classificador espiral,
num moinho de 2,44 metros de diâmetro interno ao revestimento e carga
circulante de 250%.
Energia calculada: é a energia requerida no eixo do pinhão do moinho, a
qual inclui as perdas nos mancais e nas engrenagens do pinhão. Não
inclui as perdas no motor ou em qualquer outro componente, tais como
redutor e embreagens.
O tamanho da alimentação usado nos testes de Bond foi 13.200 m para o
Mineração – Cominuição e Classificação
56
moinho de barras e 3.350 m para o moinho de bolas. Qualquer moagem que
fuja destas condições deve ter o valor da energia calculada pela equação de
Bond corrigida por fatores de correção.
Mineração – Cominuição e Classificação
57
A potência requerida para moer um determinado material pode ser estimada
aplicando-se a equação de BOND:
Onde:
W= consumo de potência expressa em kwh/short ton.Para obter-se o consumo
de potência em kwh/ton. Métrica, multiplicar o valor obtido por 1,102.
Wi= “Work Index” sempre referido a short ton. (908 kg). Verificar antes de
aplicar a fórmula e converter se necessário.
P= Tamanho em mícrons da abertura da peneira na qual “passa” 80% do
produto final moído.
F= Tamanho em mícrons da abertura da peneira na qual “passa” 80% de
alimentação do moinho.
Mineração – Cominuição e Classificação
58
Esta fórmula de BOND é valida para moinhos de barras, se operarem em
circuito aberto e para moinhos de bolas, em circuito fechado.
O consumo de potência W é expresso em Kilowatts-hora por “short ton” para
moagem via úmida num moinho que tenha um diâmetro interno de 8 pés (2438
mm).
FATORES DE EFICIÊNCIA: Para aplicação da fórmula acima em condições
diferentes deveremos corrigir usando oito fatores de eficiência (EF1 a EF8).
EF1- O fator de ineficiência é de 1,3, pois os corpos moedores e as placas de
revestimento ficam recobertos por partículas finas reduzindo a eficácia dos
corpos moedores além de haver uma redução na velocidade de avanço do
material.
EF2- É relativo às quantidades de oversize permitidas no produto final.
Tabela 12
Referência de controle (% do produto Fator EF2
menor que o nominal)
(multiplicador)
50
1,035
60
1,05
70
1,10
80
1,20
90
1,40
92
1,46
95
1,57
98
1,70
Não especificado
1,20
EF3- É relativo ao diâmetro do moinho.
Tabela 13
Diâmetro do
moinho
internamente
à carcaça
Diâmetro do Multiplicador
moinho
internamente
ao
revestimento
Pés
Metros
Pés
Metros
EF3
3,0
0,914
2,6
0,790
1,25
Mineração – Cominuição e Classificação
59
3,281
1,000
2,88
0,880
1,23
4,0
1,220
3,6
1,100
1,17
5,0
1,520
4,6
1,400
1,12
6,0
1,830
5,6
1,710
1,075
6,562
2,000
5,96
1,820
1,06
7,0
2,130
6,5
1,980
1,042
8,0
2,440
7,5
2,290
1,014
8,5
2,590
8,0
2,440
1,000
(BASE)
9,0
2,740
8,5
2,590
0,992
9,5
2,900
9,0
2,740
0,977
9,843
3,000
9,34
2,850
0,970
10,0
3,050
9,5
2,900
0,966
10,5
3,200
10,0
3,050
0,956
11,0
3,350
10,5
3,200
0,948
11,5
3,510
11,0
3,350
0,939
12,0
3,660
11,5
3,510
0,931
12,5
3,810
12,0
3,660
0,923
13,0
3,960
12,5
3,810
0,914
13,124
4,000
12,62
3,850
0,914
Deve ser aplicado em moinhos cujo diâmetro medido internamente ao
revestimento seja menor que 8 pés (2,44 metros). Em moinhos maiores a sua
não aplicação representa uma boa medida de segurança.
EF4- É relativo ao tamanho de alimentação que a carga mais eficientemente
distribuída possa moer.
Um moinho alimentado com tamanhos maiores requer corpos moedores
maiores resultando numa maior dispersão dos tamanhos desses corpos
moedores, o que reduz a eficiência da ação de moagem.
O tamanho máximo ótimo de alimentação corresponde a 80% passante e é
dado pelas seguintes equações:
Mineração – Cominuição e Classificação
60
A primeira é usada para moinhos de barras e a segunda para moinhos de
bolas:
O fator EF4 é calculado pela fórmula:
Onde: Rr = F/P = relação de redução
EF5- O tamanho das bolas requeridas para fazer produtos mais finos que 80%
passante em 200 mesh (74 microns) é menor que aqueles que podem ser
fabricados economicamente. Quando são usadas bolas maiores que o devido
há uma perda de eficiência.
EF5 = P + 10,3
1,145 . P
P em mícrons.
A tabela abaixo dá o fator de ineficiência para tamanhos de produto passante a
80% e para tamanhos não indicados nesta tabela, calcular o fator pela equação
acima.
Tabela 14
Produto 80% passante Fator de finura EF5
tamanho em mícrons.
70
1,01
65
1,02
60
1,03
55
1,04
53 (270 mesh)
1,04
50
1,05
45 (325 mesh)
1,07
Mineração – Cominuição e Classificação
61
40
1,10
38 (400 mesh)
1,11
35
1,13
30
1,17
26 (mesh)
1,22
25
1,23
20
1,32
15
1,47
10
1,82
EF6- Fator de taxa de redução para moinho de barras.
Rro = 8 + 5.L
D
Onde: L= comprimento das barras em pés
e D= diâmetro do moinho em pés medido internamente ao revestimento.
Para moinhos de barras de descarga central periférica a taxa de redução ótima
será metade do valor Rro calculado.
EF6 = 1 + (Rr – Rro)²
150
EF7 – Fator de taxa de redução para moinho de bolas.
Para calculo usamos a seguinte fórmula:
EF7 = Rr - 1,22
Rr - 1,35
que deve ser aplicável quando a taxa de redução < que 6:1.
EF8- Fator de ineficiência em moinhos de barras que apresentam barras
gastas, finas e quebradas e variação no tamanho da alimentação.
Assim, devemos considerar os seguintes itens:
a) O moinho trabalha isolado no processo de moagem;
EF8= 1,4 se a alimentação vier de circuito aberto de britagem.
EF8= 1,2 se a alimentação vier de circuito fechado de britagem.
Mineração – Cominuição e Classificação
62
b) Quando se dimensionar um moinho de barras que pertença a um circuito de
moinho de barras + moinho de bolas sem processo de classificação entre um e
outro moinho, considerar somente para o moinho de barras o fator:
EF8 = 1,2 se a alimentação do moinho de barras provier de um circuito aberto
de britagem.
EF8 = 1 se a alimentação do moinho de barras provier de um circuito fechado
de britagem e se essa alimentação for constantemente 80% passante em ½”
(12,7mm) ou mais fina (F < ½”).
Finalizado o cálculo da potência requerida para o moinho a escolha do
tamanho aproximado poderá ser feita baseada nas tabelas de fabricantes.
VELOCIDADE CRÍTICA (Cs) : È a velocidade de rotação de um moinho
que provoca a aderência de qualquer partícula pequena às placas de
revestimento devido a força centrífuga.
Onde: D= diâmetro interno do moinho medido internamente ao revestimento.
Cs= Velocidade crítica em RPM.
Para determinar a velocidade do moinho em porcentagem da velocidade
crítica, teremos:
CÁLCULO DO TAMANHO DOS CORPOS MOEDORES
Para um determinado moinho de bolas ou de barras a escolha do tamanho dos
corpos moedores representa um problema, pois há dois fatores principais que
se opõem:
Mineração – Cominuição e Classificação
63
a) À medida que o tamanho dos corpos moedores aumenta, a pressão entre as
superfícies em contato aumenta, tornando possível a quebra de partículas
maiores.
b) Á medida que o tamanho dos corpos moedores diminui, a superfície
disponível de atrito entre corpos moedores, para moagem de pequenas
partículas, aumenta, resultando daí um aumento na capacidade de moagem.
- Corpos moedores para moinhos de bolas: O maior diâmetro de bola para a
carga inicial e para a reposição é dado pela seguinte fórmula:
Onde:
B = diâmetro da bola em polegadas
F = tamanho da alimentação 80 % passante em mícrons
Sg = densidade real do material a moer
Wi = Work Index
fCs = porcentagem da velocidade crítica
D = diâmetro interno ao revestimento em pés
FATOR K:
Tabela 15
TIPO
DE
MOINHO E DE
CIRCUITO
VALOR K PARA BOLAS OU BARRAS DE AÇO OU
FERRO FUNDIDO
DESCARGA
MOGEM VIA
CIRCUITO
OVERFLOW
ÚMIDA
ABERTO
350
OVERFLOW
ÚMIDA
FECHADO
350
DIAFRAGMA
ÚMIDA
ABERTO
330
DIAFRAGMA
ÚMIDA
FECHADO
330
DIAFRAGMA
SECA
ABERTO
335
DIAFRAGMA
SECA
FECHADO
335
Mineração – Cominuição e Classificação
64
Tabela 16- Distribuição do tamanho das bolas para início de operação.
- Corpos moedores para moinhos de barras: o maior diâmetro de barra para a
carga inicial e para a reposição é calculado pela equação:
Onde:
Os símbolos são os mesmos para o cálculo para os moinhos de bolas, exceto
R que é o diâmetro da barra em polegadas.
Tabela 17- Distribuição do tamanho das barras para início de operação.
Mineração – Cominuição e Classificação
65
Tabela 18- Características dos Moinhos de bolas.
Tabela 19- Características dos Moinhos de barras.
Mineração – Cominuição e Classificação
66
Exemplo de Dimensionamento de Moinho
Calcular o moinho de barras necessário para moer, a úmido, 500 t/h em circuito
fechado, um minério de WI = 13,2 e cujo F = 18.000 m e P = 1.200 m. Sabese que a alimentação do moinho será preparado em britadores com circuito
fechado.
Cálculo da Energia:
Fatores:
EF1 não se aplica (moagem à úmido)
EF2 não se aplica (moinho de barras)
EF3 só se determina após a escolha preliminar do moinho
Mineração – Cominuição e Classificação
67
EF4 = 1,06
EF5 não se aplica (moagem fina)
EF6 só se determina após a escolha preliminar do moinho
EF7 não se aplica (baixa razão de redução)
EF8 = 1,2
Cálculo do Moinho
Conversão a toneladas métricas: 1,102
Conversão HP: 1,341
E = 2,83 x 1,102 x 1,341 = 4,43 HP h/t e para 500 t/h, tem-se
E = 500 x 4,43 = 2.215 HP
Multiplicando pelos fatores EF4 e EF8 obteremos o valor:
2.215 x 1,06 x 1,2 = 2.817 HP de potência
Consultando a tabela do fabricante (Tabela 20), vemos que se deve usar dois
moinhos de 1409 HP. Escolheu-se um de 13 pés de diâmetro por 19 pés de
comprimento que com uma taxa de enchimento de 40% terá 1356 HP.
Experimenta-se a eficiência deste diâmetro calculando-se o EF3.
Pela Tabela 13, do fator de EF3 sabe-se que este valor será EF3 = 0,914.
Multiplicando-se a potência necessária (1409 HP) por este fator conclui-se que
este moinho é muito grande, pois obteríamos:
1409 HP x 0,914 = 1.288 HP; e o moinho nos fornecerá 1.356 HP.
Escolhemos um modelo menor na Tabela 17 de 12 pés de diâmetro e 18 pés
de comprimento que, com a taxa de enchimento de 40%, terá 1.173 HP.
O fator EF3 é determinado pela Tabela 13 como sendo 0,931. A potência será
de: 1.409 x 0,931 = 1.311,8 HP = 1.312 HP.
Como a potência do moinho escolhido é baixa (1.173 HP), pode-se aumentar o
comprimento do moinho e a potência proporcionalmente.
Mineração – Cominuição e Classificação
68
O comprimento do moinho é de 5,49 m e 6,14 m será o comprimento que
deverão ter os moinhos com a potência individual de 1.173 HP.
Se o moinho de barras for trabalhar em circuito com o moinho de bolas teremos
um EF8 = 1 e, portanto esta escolha estará certa, pois a energia necessária
será:
2.215 x 1,06 x 1 = 2.348 HP; e com dois moinhos de 1.174 HP tem-se a
energia necessária de instalação.
Tabela 20 – Tipos de moinhos de barras industriais.
Mineração – Cominuição e Classificação
69
6.3 EQUIPAMENTOS AUXILIARES À COMINUIÇÃO
6.3.1 ALIMENTADORES (TREMONHAS)
São máquinas indicadas para atender às necessidades de alimentação,
retomada e dosagem em circuitos de cominuição e classificação.
Sua aplicabilidade vai desde a alimentação de britadores primários, retomada
de materiais sob silos e pilhas, alimentação com dosagem de rebritadores e
moinhos e outras.
Tabela 21 – Características gerais dos alimentadores.
Máquina
De Sapatas
Vibratório
suspenso
Calha
vibratória
De Gaveta
Vibratório
De correia
Aplicações
principais
Serviços
pesados;
transporte de
materiais
grandes para a
alimentação de
britadores
Serviços
pesados
;
transporte
de
materiais
grandes para a
alimentação de
britadores;
alimentação de
transportadores
de correia;- reto
ada
de
materiais
Alimentação
de transporta
dores
de
correia; retoma
da de materiais
de granulome
tria média de
silos e pilhas.
-Alimentação
de transporta
do res de
correia; Dosa
gem.
Alimentação
de circuitos
que
requerem
dosagens
precisas
e
alta taxa de
alimentação.
Retomada
de
materiais
finos e/ou
úmidos sob
silos
e
pilhas.
Mineração – Cominuição e Classificação
70
graúdos.
Vantagens
Alta resistência
ao
impacto;
alta
carga
admissível por
unidade
de
área; descarga
direta
na
correia;
boa
regulagem de
fluxo;
pode
elevar o mate
rial;
comprimento
de 10m; pode
reduzir a altura
da instalação;
manuseia bem
materiais
argilosos c/ alto
teor
de
umidade.
Alta segurança
de
funciona
mento;
peque
na altura; sepa
ração
prévia
dos finos; pouca
e
fácil
manutenção;
bom controle da
alimentação.
Baixo
custo;
Pouca e fácil
manutenção;
pequenas
dimensões;
boa segurança
de
funcionamento.
Bom controle
de alimenta
ção;
baixo
custo;
pequena
potência insta
lada
Ótimo
controle de
alimentação;
baixa
potencia
instalada;
alta
capacidade;
pequenas
dimensões;
baixo ruído
operacional.
Baixo
custo; bom
controle de
fluxo;
admite bem
materiais
argilosos
com
alto
teor
de
umidade.
Desvantagens
Alto
custo;
Manutenção
cara.
Não pode ser
carregado
diretamente, há
necessidade de
um pré-silo; Não
pode ser usado
para elevar o
material;
comprimento
limitado;
Alta
potencia instala
da; Capacidade
cai em função
da quantidade
de
material
argiloso
podendo até em
certas
condições
se
tornarem
inoperantes.
Regulagem de
fluxo
difícil;
não
pode
trabalhar com
materiais
maiores
que
10”; capacida
de cai em fun
ção de presen
ça de argila
podendo ficar
inoperan te.
Rápido
desgaste do
revestimento;
Manutenção
cara;
tamanho
máximo
do
material
de
6”;
capacidade
cai em função
da
quantidade
de
material
argilosos
podendo ficar
inoperante.
Tamanho
máximo de
material
limitado; alto
custo
de
controle
elétrico;
capacidade
cai
em
função
da
quantidade
de material
argilosos
podendo
ficar
inoperante.
Tamanho
máximo de
material
limitado;
Alto
desgaste
das
correias.
Exemplo de dimensionamento de uma alimentador de vibratório usado
para alimentação de britadores primários:
São indicados onde há grandes blocos de alimentação e serviço pesado, com
grande taxa de alimentação e melhor separação de finos (possuem Grizzly de
área maior) ou quando for exigida separação graúda.
E
Mineração – Cominuição e Classificação
71
A
C[Digite uma citação do documento ou o resumo de um ponto interessante. Você pode
posicionar a caixa de texto em qualquer lugar do documento. Use a guia Ferramentas de
Desenho para alterar a formatação da caixa de texto de citação.]
Tabela 22 – Especificações técnicas de alimentadores metso.
Mineração – Cominuição e Classificação
72
Cálculo da vazão necessária:
Mineração – Cominuição e Classificação
73
A amplitude “a” é regulável de 3 mm a 7 mm pela troca dos pesos excêntricos.
Caso haja uma inclinação da mesa no sentido descendente a velocidade será
aumentada em 1,3 para inclinação igual a 5° e 1,6 para inclinação de 10°.
Outros fatores são a largura da mês (L) e a altura (H) da camada de material
sobre a mesa que depende do tipo de material e sua granulometria. Como
regra teremos que:
- H ≤ 0,5 .L para pedras grandes
- H ≤ 0,3 . L para pedra britada até 6”
- H ≤ 0,2 . L para areia e pedras pequenas
6.3.2 TRANSPORTADOR DE CORREIA
O transportador de correia é um tipo de equipamento para transferir material
continuamente. A correia trabalha sob o efeito da força de atrito. Ela não é
somente um componente para transferir material, mas também um componente
para transferir força.
O transportador de correia é uma estrutura avançada e simples, de fácil
manutenção. Sua capacidade de transferência é alta e a distância é longa. Eles
são largamente usados na mineração.
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.
Mineração – Cominuição e Classificação
74
1. Principais Componentes de Transportadores de Correias
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. Podem ser de vários tipos dependendo a função
realizada no sistema de transporte com correia transportadora ( tipos: de carga,
retorno, impacto, alinhadores, transição, planos de anéis, espirais, catenárias e
viradores).
Tambores- São componentes essenciais em um transportador de
correia, no que tange à transmissão de potência, dobras, desvios e retorno da
correia. Podem ser do tipo: acionamento, retorno, esticador, dobra e encosto.
Acionamento de Transportadores-Podem ser encontrados nas seguintes
posições para o acionamento do transportador:
a) Cabeceira (mais comum).
b) Central.
c) Retorno.
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.
Podem ser do tipo: Esticador por parafuso, vertical por gravidade e horizontal
por gravidade.
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.
Calha de Descarga- Utilizada como meio de transferência do material de
um transportador para outro equipamento qualquer, como britadores, peneiras
ou outro transportador.
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 de
funcionamento. São os seguintes: Raspadores de Correias, Limpadores de
Correias, Limpador por jato de água.
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.
2. 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
Mineração – Cominuição e Classificação
75
repouso, ocorrendo devido à tendência de nivelamento do material causada
pela trepidação da correia nos roletes sendo:
dp= 0,055 B + 0,9
C= C tabela 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. (para cada velocidade teremos um valor tabelado).
V= velocidade de um transportador (m/s).
K= fator de correção da capacidade de um transportador devido a inclinação (y)
do mesmo.
3. 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).(Verificar as
tabelas dos fabricantes).
4. 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.
5. Seleção do tipo de rolete e o espaçamento entre eles
O tipo de rolete a ser usado depende do tipo de serviço (regime de trabalhoh/dia; tipo de instalação e densidade do material) e da velocidade da correia
(m/s).
O espaçamento dos roletes de carga e retorno dependem da largura da
correia, Os primeiros também dependem da densidade do material a ser
transportado. O objetivo é evitar flechas pronunciadas entre os pontos de apoio
e a correia.
6. Cálculo da Potência de acionamento(Ne)
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:
Mineração – Cominuição e Classificação
76
Ne = V x (Nv + Ng) + (Q/100) x (N1 +/- Nh)
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).
Tabela 23- Valores de NV(hp).
Tabela 24- Valores de N1, Nh e Ng.
7. Cálculo da Potência do motor
Mineração – Cominuição e Classificação
77
Determinada a potência efetiva Ne (HP), pode-se selecionar o motor a ser
utilizado, considerando-se as perdas na transmissão:
Nmotor = Ne / Nt
Onde: Nt = N1 x N2 x N3 x N4 ...Nn
Tabela 25- Eficiências N1, N2, N3 ....Nn.
8. 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.
Tabela 26- Valores de K.
Mineração – Cominuição e Classificação
78
Tabela 27- Ábaco: Comprimento x Inclinação x Altura.
9. 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.
Mineração – Cominuição e Classificação
79
10. 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 + (COS λ x 0,10 x Pc) x (Pc x SEN λ)
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)
= inclinação do transportador (graus).
Para um transportador horizontal = 0 , portantoμ
G = 2 x T + 0,10 x Pc
O curso do esticador recomendado é de aproximadamente 1,5% a 2,5% do
comprimento da correia.
7. PENEIRAMENTO E CLASSIFICAÇÃO
A classificação é a etapa que antecede a concentração e consiste em separar
as partículas minerais por seu tamanho. Os processos de classificação são
divididos em peneiramento e classificação propriamente dita. Estes têm como
objetivo comum à separação de duas ou mais frações com partículas de
tamanhos distintos.
7.1 PENEIRAMENTO (Screening = Cribado (tamizado)).
É um processo mecânico de separação de partículas que se utiliza de uma
superfície perfurada. As partículas com dimensões superiores à da abertura
considerada, tendem a ficar retidas na superfície, enquanto as com dimensões
inferiores tendem a atravessar a mesma. O material retido na tela da peneira é
denominado oversize e o passante, undersize.
No século XV, os alemães introduziram as primeiras telas de arame, mostrando
os sinais do primeiro avanço tecnológico no peneiramento de minérios e,
assim, foram iniciadas operações mecanizadas com o uso de telas de arame.
Mineração – Cominuição e Classificação
80
7.1.1 INTRODUÇÃO A CLASSIFICAÇÃO GRANULOMÉTRICA
Máquina com uma ou mais superfície perfurada, utilizada para classificar
partículas em duas ou mais frações granulométricas.
As superfícies podem ser feitas de tela, barras ou chapas perfuradas.
As aberturas podem ser quadradas, circulares, retangulares ou de outra forma
qualquer.
Quanto ao material de construção, podem ser metálicas ou não.
Cada superfície perfurada é normalmente chamada de deck.
Existe outro tipo de peneira, a do tipo rotativa.
COMO FUNCIONA:
Sob efeito de movimento vibratório, o material a ser classificado ao ser lançado
na peneira, e ao deslocar-se sobre a superfície perfurada, as partículas
menores vão escoando através dos espaços vazios criados pelas partículas
maiores (como arroz e feijão),encaminhando-se para a parte inferior da
camada, indo de encontro com a superfície perfurada, enquanto as partículas
maiores tendem a se deslocar na parte superior. Esse processo chama-se
Estratificação.
Figura 42 – Componentes de uma peneira.
O processo das partículas introduzirem-se em aberturas e serem rejeitadas se
maiores ou de passarem, se menores, chama-se Probabilidade de Separação.
Essa probabilidade é função da relação entre o tamanho da partícula e o
tamanho da abertura, podendo a partícula passar ou ser rejeitada mais
facilmente, evitando-se o entupimento das aberturas.
Mineração – Cominuição e Classificação
81
O movimento vibratório é produzido por mecanismos baseados em massas
excêntricas com amplitude variável de 1,5 mm a 6,0 mm e freqüência de 700 a
1000 rpm.
Para uma boa separação, é necessário ter-se uma relação correta entre
amplitude e freqüência, para que, ao deslocar-se sobre a superfície de
peneiramento, as partículas não caiam na mesma abertura, e nem saltem
ultrapassando várias aberturas.
Geralmente a melhor relação é:
Malha menor = amplitude maior = freqüência menor.
Malha maior =amplitude menor = freqüência maior.
Exemplo:
Malha l00mm = amplitude 6,5mm = freqüência 800 rpm
Malha l2mm = amplitude 3,0mm = freqüência 1000 rpm
ONDE É APLICADO:
Onde se desejam classificar, lavar ou limpar os mais variados materiais ou
produtos em diversos processos industriais, mineração e pedreiras.
As peneiras vibratórias são utilizadas em 95% das aplicações. As rotativas os
outros 5%.
Das peneiras vibratórias, 80% são do tipo inclinado, e os outros 20%,
horizontais.
Em uma mesma peneira podemos ter várias superfícies perfuradas
superpostas com diferentes malhas em ordem decrescente de cima para baixo.
7.1.2 TIPOS DE PENEIRAS:
Existem diversos tipos de equipamentos de peneiramento. Eles podem ser
classificados como estacionários ou dinâmicos, dependendo se a superfície de
peneiramento está se movendo.
A grelha é um tipo de peneira estacionária (fixa) ou vibratória utilizada no
peneiramento de material muito grosseiro. A aplicação mais comum no
tratamento de minérios é na preparação da alimentação de britadores
primários, onde ela remove da alimentação do mesmo o material menor que a
abertura do britador.
As grelhas fixas estas consistem de um conjunto de barras paralelas
espaçadas por um valor pré-determinado, e inclinadas na direção do fluxo da
ordem de 35° a 45º (Figura 43). São empregadas basicamente em circuitos de
britagem para separação de blocos de 7,5 a 0,2 cm, em geral, sendo utilizados
invariavelmente a seco. Sua eficiência é normalmente baixa (60%), porque não
havendo movimento da superfície não ocorre a estratificação, que facilita a
separação.
Figura 43 – Representação esquemática de uma grelha fixa.
Mineração – Cominuição e Classificação
82
As grelhas vibratórias são semelhantes às grelhas fixas, mas sua superfície
está sujeita a vibração. São utilizadas antes da britagem primária (Figura 44).
Figura 44 – Grelha vibratória em britagem primária.
As peneiras vibratórias (Figura 45) são as mais importantes para aplicações em
tratamento de minérios. São capazes de lidar com material entre 250 mm e 250
µm. Sua principal aplicação é em circuitos de britagem, onde ela trata de
materiais geralmente entre 250 e 500 mm de tamanho. A vibração é utilizada a
fim de aumentar a sua eficiência, uma vez que o entupimento é reduzido e a
segregação do material da alimentação é induzida. Na prática é comum utilizar
freqüências mais elevadas e amplitudes mais baixas para partículas mais
finas. O oposto se aplica ao peneiramento de partículas mais grosseiras.
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/m2/mm
de abertura/24 h.
Peneiras com acionamento elétrico, em particular peneiras de alta freqüência,
são freqüentemente usadas no desaguamento e no peneiramento de partículas
mais finas, dada a sua capacidade de gerar vibrações a altas freqüências e
baixas amplitudes. São aplicadas em circuitos de moagem, aonde importantes
resultados são alcançados propiciando ganhos econômicos no estágio de
cominuição e em processos como a flotação.
Mineração – Cominuição e Classificação
83
Em termos técnicos, o peneiramento é compreendido como um processo de
classificação de partículas por tamanho. Embora fatores como forma e
densidade das partículas sejam significativos nesse processo, o tamanho da
partícula ainda é o fator predominante na classificação por tamanho. Em geral,
o peneiramento, nas operações de laboratório, de material fino, compreende a
faixa granulométrica desde 37 até 10 m.
As peneiras usadas no peneiramento fino a seco são dimensionadas com base
em unidade de alimentação por área unitária (t/h/m²), enquanto no processo a
úmido considera-se t/h/m.
No peneiramento a seco, esse tipo de peneira é limitado para materiais com
granulometria inferior a 12 mm. Peneiras com vibração mecânica são as mais
usadas na separação de tamanhos de materiais de granulometria grossa.
Vale a pena destacar também o uso das peneiras DSM (Figura 47a e 47b), um
tipo de peneira estacionária (fixa) que foi desenvolvida na década de 50 pela
Dutch State Mines. Ela tem encontrado importantes aplicações no
peneiramento fino de polpas minerais até granulometrias de 50 µm.
São utilizadas para desaguamento de suspensões e para uma separação
precisa de suspensões de partículas finas.
Possuem uma elevada capacidade de produção, podendo-se utilizar como um
valor médio para pré-dimensionamento, 100 m(3)/h por metro de largura de
leito para abertura de 1,0 a 1,5 mm.
Figura 45 - Peneira Vibratória.
Figura 46 – Sistema de peneiramento móvel.
Mineração – Cominuição e Classificação
84
Figura 47a - Funcionamento da peneira fixa DSM.
Figura 47b - Funcionamento da peneira fixa DSM.
Mineração – Cominuição e Classificação
85
Peneiras rotativas (trommel) - estas peneiras possuem a superfície de
peneiramento cilíndrica ou ligeiramente cônica, que gira em torno do eixo
longitudinal. O eixo possui uma inclinação que varia entre 4° e 10°,
dependendo da aplicação e do material nele utilizado. Podem ser operadas a
úmido ou a seco. A velocidade de rotação fica entre 35- 40% da sua velocidade
crítica (velocidade mínima na qual as partículas ficam presas a superfície
cilíndrica). Nessas condições, a superfície efetiva utilizada no peneiramento
está em torno de 30% da área total.
As principais vantagens dos trommels são sua simplicidade de construção e de
operação, seu baixo custo de aquisição e durabilidade.
Figura 48 – Representação esquemática de um Trommel.
7.1.3 O QUE DETERMINA SEU DIMENSIONAMENTO
Um equipamento de peneiramento é definido inicialmente pelas suas
dimensões e pelo tipo de abertura (quadrada, retangular, circular, elíptica ou
alongada). Existe uma relação entre o tamanho máximo de partícula que pode
passar numa determinada abertura e as dimensões do fragmento passante.
Para uma grelha, onde se tem apenas o afastamento livre entre as barras, este
determina o tamanho máximo da menor dimensão da partícula que atravessa
as barras paralelas.
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 real 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”.
Mineração – Cominuição e Classificação
86
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 peneiras 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;
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 devam 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 m² 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 0,0929m²);
d = peso específico aparente do material alimentado / 1602
FM = fatores modificadores.
a) Capacidade básica (C) – (m³/h . m²)
Nem todos os materiais têm as mesmas propriedades ou as mesmas
características de peneiramento, possuindo estes suas curvas de capacidade
específica próprias.
Como exemplo segue abaixo a curva baseada num material com densidade
aparente de 1602 kg/m(3), servindo apenas para minérios metálicos.
Mineração – Cominuição e Classificação
87
Figura 49 – Capacidade básica de peneiramento para material com densidade
aparente de 1.602 kg/m3.
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 11.
É importante lembrar que para um determinado deque, o fator de finos sempre
será calculado em relação à alimentação desse deque.
Tabela 11 – Fatores de finos e de eficiência de peneiramento.
Eficiência de Fator
Mineração – Cominuição e Classificação
88
Peneiramento Finos (F)
(%)
Eficiência
(E)
0
0,44
-
10
0,55
-
20
0,70
-
30
0,80
-
40
1,00
-
50
1,20
-
60
1,40
-
70
1,80
2,25
80
2,20
1,75
85
2,50
1,50
90
3,00
1,25
95
3,75
1,00
EFICIÊNCIA NO PENEIRAMENTO:
A eficiência de peneiramento é expressa como a razão entre a quantidade real
de minério que passa na abertura da tela da peneira e a quantidade na
alimentação que deveria passar ambas obtidas por meio de ensaio em
laboratório.
No peneiramento industrial, considera-se a eficiência máxima igual a 95%, cujo
fator de eficiência corresponde a 1,0.
Assim, compreende-se que não há, na prática, peneira com 100% de
eficiência.
E = P . 100
a.A
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
Mineração – Cominuição e Classificação
89
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:
1) 0,5 a < d < a - que em termos probabilísticos têm menor chance de passar
que as demais partículas menores que a malha; e
2) a < d < 1,5 a - que embora não passantes, são as que mais entopem as
telas das peneiras.
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 12.
Tabela 12 – Fatores de Abertura
Tipos de Abertura
Razão (r)
Fator B
Comprimento/largura
Quadradas e retangulares
r<2
1,0
Retangulares
2<r<4
1,2
Retangulares
4 < r < 25
1,2
Barras paralelas
r > 25
1,4*
* paralelo ao fluxo ** perpendicular ao fluxo
Fator de Deque (D)
Esse fator leva em consideração a estratificação que ocorre nos deques
reduzindo assim a área de peneiramento.
Na Tabela 13 são apresentados os fatores para peneiras de até três deques.
Tabela 13 – Fatores de Deque
Deque
Fator
1°
1,00
2°
0,90
3°
0,80
Fator de Área (O)
A curva de capacidade básica mostrada na Figura 49 é baseada em aberturas
quadradas cuja área de superfície aberta é indicada imediatamente abaixo dos
tamanhos das aberturas.
Mineração – Cominuição e Classificação
90
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.
Como exemplo, se for usado para uma separação em 2,54 cm, um deck, 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.
O volume de água recomendado é de 18,92 a 31,53 m³/s para 0,765 m³ de
material alimentado. A Tabela 14 apresenta os valores dos fatores de acordo
com as aberturas.
Tabela 14 – Fatores de Deque
Abertura Quadrada
W
1/32" ou menor
1,25
1/16"
3,00
1/8" a 3/16"
3,50
5/16"
3,00
3/8"
2,50
1/2"
1,75
3/4"
1,35
1"
1,25
+ 2"
1,00
Exemplos
Para ilustrar o procedimento de determinação destes fatores
dimensionamento de peneiras, são apresentados os seguintes exemplos.
de
a) Circuito aberto (Figura 50)
Dados de alimentação: vazão: 300t/h de minério de ferro; densidade aparente:
2082kg/m3; umidade: 8%;
Mineração – Cominuição e Classificação
91
Figura 50 – Esquema de um circuito aberto de peneiramento.
Tabela 15- Análise granulométrica:
Tamanho(mm)
Passante (%)
38
100
25
98
19
92
12,5
65
6,3
33
Separação requerida: 12,7 mm, com peneiramento a seco.
Solução: A = S/ (C. d. F.E.D.B) = 195 / (1,7.1,3.0,86.1.1.1,2)= 85,5ft² = 7,95m²
C = 1,7 t/h x 0,9 m² (Figura 42);
d = 2082/1602 = 1,30
F = 0,86 (33%);
E = 1,00 (95%);
D = 1,00;
B = 1,2.
O valor calculado de 7,95 m² representa a área efetiva da peneira. Deve-se
acrescentar a este valor, um fator de 10% a fim de compensar a perda de área
devido aos suportes que sustentam a tela à peneira.
Neste caso 7,95 + 0,79 = 8,74 m².
O próximo passo será selecionar uma peneira padrão com uma área de 8,74
m², mantendo-se uma razão comprimento/largura de 2:1 para que haja um
peneiramento eficaz. Assim, por tentativa tem-se uma peneira de 1,83 m x 4,87
m com uma área total de 8,91 m².
Outro ponto importante é a espessura do leito de material que passa no
Mineração – Cominuição e Classificação
92
deque. Este deve ser controlado para se ter certeza de que está dentro dos
limites aceitáveis.
A recomendação para um peneiramento efetivo é a de que o leito no final do
deque não seja mais do que 4 vezes o tamanho da abertura no deque. Isto
significa que para uma abertura de 12,7 mm, a espessura do leito não deve ser
superior a 50,8 mm.
Para determinar a espessura do leito, utiliza-se a Figura 51 que fornece a
vazão de minério para cada centímetro de altura do leito em função da largura
da peneira e do peso específico do minério para um ângulo de inclinação de
18°.
No caso do exemplo, tem-se que para uma largura de peneira de 1,83 m, a
quantidade de material para cada centímetro de altura do leito é de 46 t/h. Para
uma vazão de 105 t/h que atravessa o deque, a espessura do leito é de 22,8
mm (105/46), valor esse que está abaixo do máximo recomendado que é de
50,8 mm.
Figura 51- Determina a espessura do leito para uma velocidade de fluxo de 18,29
m/min.
Mineração – Cominuição e Classificação
93
Para outros ângulos de inclinação da peneira, a vazão de minério (kg/s) para
cada centímetro de altura de leito é obtida com a multiplicação do valor
encontrado para a inclinação de 18° (Figura 51) pelo fator mostrado na Tabela
16.
Tabela 16 – Fatores multiplicativos em função do ângulo de inclinação da peneira.
Ângulo
Fator
18°
1,00
20°
1,33
22°
1,67
25°
2,00
Quando se estiver trabalhando com mais de um deque, será importante
lembrar que cada deque deve ser tratado individualmente.
b) Circuito fechado: (Figura 52)
Mineração – Cominuição e Classificação
94
Quando se tem um circuito fechado de classificação, é necessário levar em
consideração não só as características da alimentação inicial do circuito mas
também as da carga circulante.
A carga circulante pode ser determinada de várias maneiras mas o método que
se segue é direto e lógico.
Cálculo da carga circulante
Dados de alimentação:
Vazão: 200 t/h,
Figura 52 – Esquema de um circuito fechado de peneiramento.
Tabela 17- análise granulométrica (da alimentação nova):
Tamanho (mm)
Passante(%)
38
100
25
98
19
92
12,5
65
6,3
33
Solução:
O primeiro passo é assumir uma eficiência de peneiramento. Uma eficiência
mais alta implica em uma peneira maior, mas numa carga circulante menor.
Isso pode ser uma vantagem, pois o custo de um britador é sempre bem
superior ao de uma peneira, mesmo quando comparados os seus respectivos
tamanhos. Assim, será assumida uma eficiência de 95%.
Baseado nesta eficiência, a alimentação da peneira deverá conter:
210,5 t /h (200/0,95) de material abaixo de 12,7 mm para que a vazão de
passante seja de 200 t/h.
Da análise granulométrica sabe-se que a alimentação inicial (Al) contém 130 t/h
Mineração – Cominuição e Classificação
95
(0,65 x 200) de material abaixo de 12,7 mm. Sendo assim, o britador deverá
produzir então 80,5 t/h.
Se for usado um britador giratório para 12,7 mm que produz 75% de material
abaixo de 12,7 mm na descarga, então sua alimentação terá que ser de 107,3
t/h (80,5/0,75) para produzir 80,5 t/h de material menos 12, 7 mm.
Assim, a carga circulante (c.c.) de 107,3 t/h mais a alimentação inicial de 200
t/h fornece a alimentação total que é então de 307,3 t/h.
Calculada a carga circulante, o próximo passo será selecionar a área da
peneira a ser usada através do método mencionado anteriormente, tomando
como base 307,3 t/h de material alimentado e uma análise granulométrica
obtida pela combinação proporcional da alimentação inicial e da análise da
descarga do britador.
7.1.4 NOVOS EQUIPAMENTOS
Existem atualmente no mercado alguns novos equipamentos que são utilizados
para separação por classificação, apresentaremos alguns exemplos, a seguir.
Hydro Clean- O Hydro-clean (Figura 53) é um sistema de limpeza e de
separação que utiliza alta pressão, para partículas que variam de tamanho
entre 0 a 70 mm, esse equipamento é adequado especialmente, para ser
utilizado na indústria de areia e cascalho, indústria de pedras naturais e de
reciclagem, que tenham capacidade de produção entre 50 e 160
toneladas/hora de material de saída.
A taxa de alimentação de material neste equipamento é ajustável de acordo
com o nível de contaminação do material a ser classificado. Um consumo de
0,12 a 0,2 m3 de água se faz necessário para que possa haver uma “limpeza”
de uma tonelada de terra ou argila contaminada no processo, com um gasto de
energia entre 03 a 0,5 kWh.
Possui estrutura flexível para instalação em qualquer circuito de classificação.
Figura 53- Sistema Hydro-Clean.
Mineração – Cominuição e Classificação
96
Pratos Pelotizadores- Os pratos Pelotizadores (Figura 54) são muito
utilizados para gerar pellets de minérios nos mais diversos tipos de processo,
especialmente na pelotização.
O princípio de funcionamento deste equipamento consiste na alimentação
contínua do material em pó, processando esse material para grânulos de
tamanho uniforme.
Além de um projeto de design mais robusto, confiável e que exige pouca
manutenção, o diferencial deste tipo de equipamento é seu sistema de
inclinação motorizado, que aumenta a performance da pelotização
possibilitando granulometria e dimensões uniformes e uma melhor qualidade
no produto final.
Figura 54- Prato pelotizador de laboratório.
Log Washer (lavador de cascalho)- O equipamento mostrado na (Figura
55) é geralmente indicado para processo que envolva materiais que
apresentem dificuldade de escrubagem (atrição), tais como argilas insolúveis,
Mineração – Cominuição e Classificação
97
rochas macias e certos tipos de agregados. Este equipamento é indicado para
ser utilizado em processos que envolvam lavagens sucessivas. Este
equipamento é indicado principalmente para processos que envolvam minério
de ferro, cascalho, material reciclado.
Figura 55 – Vista geral do equipamento Log Washer.
Drum Scrubber (Tambor desagregador rotativo) - O equipamento Drum
Scrubber (Figura 56) é construído em aço inoxidável com estrutura de aço
fabricados a partir de tambor rotativo com placas IS 2062. Geralmente são
utilizados no beneficiamento de minério de ferro para remoção de impurezas
tais como alumina e sílica a partir da superfície do minério.
Figura 56 – Vista geral do equipamento Drum Scrubber.
Tabela 18 – Especificações principais do equipamento Drum Scrubber.
Mineração – Cominuição e Classificação
98
Especificações
Tamanho do cilindro
Movimentação
RPM do cilindro
Capacidade do equipamento
100 t/h
250 t/h
2750
mm
de
comprimento x 1750
mm de diâmetro
4500
mm
comprimento
de
x 2150
diâmetro
de
75 HP no anel
deslizante de 1500
RPM
100 HP no
deslizante
Padrão 25 RPM
através da única
caixa
de
engrenagens
do
estágio da relação
Padrão 25 RPM
através da única
caixa
de
engrenagens
do
estágio da relação
6.3:1.
6.3:1.
Projeto de tanque
mm
anel
de 1500 RPM
O cilindro é confeccionado com forros de
borracha. O cilindro gira em torno de 4 rolos.
A alimentação do minério é feita através de
um cone da alimentação com água em uma
relação de 1:2.
Figura 57 – Exemplo de classificação granulométrica de minério de ferro.
(Samarco, 2008)
Mineração – Cominuição e Classificação
99
Descrição dos produtos classificados granulometricamente:
Granulado ou Lump: possui maior valor de mercado devido a sua maior
granulometria. Siderúrgicas podem utilizar o minério granulado de alta
concentração de ferro diretamente em seus alto-fornos, sem necessidade de
qualquer outro beneficiamento;
Sinter feed: é o produto de minério de ferro mais comercializado
atualmente. As siderúrgicas necessitam que o sinter feed sofra um processo
adicional de sinterização, antes que o minério seja fundido em seus alto-fornos;
Pellet feed: é o produto que tem aumentado sua participação no
consumo mundial de minério de ferro, sendo o mais fino dos produtos. Há
necessidade de um processo de pelotização para sua aplicação pela indústria
siderúrgica. A pelotização transforma o pellet feed em pelotas, ou pellets (como
são usualmente chamados), que podem substituir o granulado nos alto-fornos
ou nos reatores de redução direta;
Pellets: produzidas através do processo de pelotização, que visa o
aproveitamento da fração ultrafina de minério de ferro, transformando-a em
aglomerados
com
granulometria
compreendida
predominantemente
entre16mm a 6mm. Após tratamento térmico apropriado essas pelotas
adquirem características desejáveis ao processo de redução, seja no alto forno
ou em fornos de redução direta. Apresentam teor de ferro acima de 65%, baixo
níveis de impurezas (principalmente fósforo e sílica) e propriedades físicas e
metalúrgicas superiores.
Em termos técnicos, o peneiramento é compreendido como um processo de
classificação de partículas por tamanho. Embora fatores como forma e
densidade das partículas sejam significativos nesse processo, o tamanho da
partícula ainda é o fator predominante na classificação por tamanho. Em geral,
o peneiramento, nas operações de laboratório, de material fino, compreende a
faixa granulométrica desde 37 até 10 m.
As peneiras usadas no peneiramento fino a seco são dimensionadas com base
em unidade de alimentação por área unitária (t/h/m2), enquanto no processo a
úmido considera-se t/h/m.
7.1.5 SÉRIES DE PENEIRAS E PADRONIZAÇÃO
Uma sugestão, aceita pelos fabricantes de peneiras, foi dada pelo professor
alemão R. Von Rittinger, na qual ficou estabelecida que a razão entre as
Mineração – Cominuição e Classificação
100
aberturas de duas peneiras sucessivas é constante e igual a 2 , enquanto a
razão entre as áreas é igual a 2.
Para se construir a série Tyler 2 , basta tomar como referência a peneira
(peneira referência) com abertura de 0,074 mm (200 malhas) e multiplicar esse
valor por (raiz quadrada de 2) . O produto obtido corresponde à abertura da
peneira imediatamente superior àquela da peneira referência, isto é, 0,104 mm
(150 malhas). A operação se repete sucessivamente até completar a série.
De modo análogo, para determinar o valor da abertura da peneira
imediatamente inferior àquela da peneira referência, divide-se o valor 0,074
mm (abertura da peneira referência) por (raiz quadrada de 2) e, assim,
sucessivamente. Os resultados estão listados na Tabela 1, cujos valores, em
negrito, correspondem à série Tyler (raiz quadrada de 2) . Na série Tyler há
uma preferência pelo uso da abertura da peneira em malhas. Assim, quando se
fala em uma peneira de 200 malhas, significa que em uma polegada linear da
tela há 200 aberturas, e cada abertura corresponde a 74 m.
“A série padrão consta de 14 peneiras e tem como base uma peneira de 200
malhas por polegada linear (200mesh) , feita com fio de arame de 0,053 mm de
espessura , o que dá uma abertura livre de 0,074mm”.
PENEIRAÇÃO SÉRIE TYLER (MAIS USADA)
A série consta 14 peneiras e tem como base uma peneira de 200 malhas por
polegada linear (200 mesh), feita com fio de arame de 0,053 mm de espessura,
o que dá uma abertura livre de 0,074 mm. As demais peneiras são: 150, 100,
65, 48, 35, 28, 20, 14, 10, 8, 6, 4 e 3 mesh .
Mesh é o número de malhas por polegada linear
Tabela 19 - Série Padrão Tyler.
Mineração – Cominuição e Classificação
101
Foto 08 – Peneira vibratória com 3 decks.
Mineração – Cominuição e Classificação
102
Foto 09 – Peneira vibratória de 2 decks.
7.1.6 ANÁLISE GRANULOMÉTRICA
Nos ensaios de análise granulométrica, devem ser considerados o peso
da amostra utilizada, o tempo e a precisão do ensaio, além da forma como será
conduzido o ensaio: a seco, a úmido ou a forma combinada úmido/seco.
Na determinação do peso da amostra, deve ser considerado o tipo de amostra,
o teor do mineral minério, a granulometria do material, entre outros.
Mineração – Cominuição e Classificação
103
Com relação aos minérios com granulometria grossa, isto é, abaixo de 50 mm,
em muitos casos, são tomadas amostras de 10,0 kg ou mais. Nos casos dos
minérios finamente moídos, a quantidade de amostra varia no intervalo de
200 a 600 g. Em todas as situações, o tamanho das amostras depende da
finalidade da análise granulométrica, isto é, das análises subseqüentes com as
frações resultantes do ensaio granulométrico, entre outros.
Não se deve utilizar quantidade excessiva da amostra sobre a peneira. Neste
caso, muitas partículas finas ficarão inclusas nas grossas, sem a chance de se
exporem à abertura da peneira. Entende-se que a amostra deve ser bastante
para que cada fração retida seja representativa e sua quantidade seja
suficiente para as análises subseqüentes.
O uso da metodologia adequada e boa experiência laboratorial tornam-se
instrumentos indispensáveis a uma análise granulométrica confiável, ou seja,
com resultados consistentes.
O tempo do ensaio está ligado, entre outros, aos seguintes fatores: natureza e
granulometria do minério, precisão e finalidade do ensaio.
Minérios com granulometria grossa requerem tempo menor de peneiramento.
Ao contrário, para aqueles com granulometrias finas, torna-se essencial a
operação com tempos mais longos, para que todas as partículas tenham a
chance de se exporem às aberturas de cada peneira. Além disso, para
melhorar a eficiência do peneiramento, recomenda-se a realização do ensaio a
úmido.
Antes de iniciar qualquer ensaio de peneiramento, o bom operador confere o
estado de conservação das peneiras, bem como os demais equipamentos a
serem usados. Esses devem estar em ótimas condições operacionais para
não comprometerem os resultados dos ensaios. Logo, ao final de cada ensaio,
é obrigação do mesmo operador deixar todos os equipamentos em perfeitas
condições de uso. É preciso lembrar que imputa-se boa parte da qualidade
dos resultados obtidos nos ensaios às condições operacionais dos
equipamentos e ao seu estado de conservação, responsabilidade básica dos
seus usuários.
Ensaio a Seco
Os ensaios a seco são indicados para minérios com granulometria grossa e
quantidades mínimas da fração fina. O método para realização dos ensaios
fundamenta-se também na seleção das peneiras a serem usadas.
As amostras devem ser secas em estufas para evitar o efeito da umidade no
peneiramento.
Amostras úmidas podem se aglomerar e mascarar os resultados dos ensaios.
A amostra deve ser adicionada na peneira superior (Figura 58) e então se liga
o peneirador. Após a operação remove-se toda a coluna de peneira do
Mineração – Cominuição e Classificação
104
peneirador e coloca-se sobre uma bancada. A duração do ensaio é função da
natureza do minério e da habilidade do operador.
Remove-se a peneira superior da coluna, isto é, a de malha mais grossa e
encaixa-se na mesma um fundo cego. Em seguida realiza-se um peneiramento
manual para remoção da fração fina ainda retida na malha.
Na etapa seguinte, verte-se a fração passante, retida no fundo cego, na
peneira de abertura imediatamente inferior.
Figura 58- Série de peneira Tyler no peneirador vibratório.
Repete-se a operação, sucessivamente, até a última peneira do teste, isto é,
aquela de menor abertura. Para finalizar o ensaio, as frações retidas são
pesadas de forma precisa e servem de base para o cálculo da distribuição
granulométrica.
Após o ensaio, conduz-se a limpeza das peneiras, removendo-se as sujeiras
residuais com um pincel especial e, em seguida, são acondicionadas e
guardadas para os próximos ensaios. Assim, parcialmente, fica assegurada a
reprodutibilidade dos futuros ensaios.
Figura 59 - Peneira encaixada no fundo cego para peneiramento manual da
fração final, ainda residual.
Mineração – Cominuição e Classificação
105
Ensaio a Úmido
Em princípio, a amostra é empolpada, seguida da sua dispersão feita com uma
percentagem de sólidos na faixa de 40 a 50%. A etapa de dispersão consiste
em realizar a atrição da polpa em um condicionador de polpa, operando com
rotação da ordem de 1.200 RPM, com tempo de atrição da ordem de 10 min,
dependendo do caso. Na maioria dos casos, emprega-se um dispersante com
o objetivo de assegurar a dispersão das partículas e facilitar o seu
peneiramento, principalmente, quando o minério contém elevada quantidade de
argila, por exemplo, caulim. O dispersante mais utilizado é o silicato de sódio
Na2SiO3 ou hexametasilicato de sódio Na2(Na2SiO3)6. Por essa e outras
razões, esse método é indicado para os minérios com fração fina, em especial
os argilosos.
Após a dispersão transfere-se a polpa para uma coluna de peneiras
previamente selecionada. Procede-se o ensaio, cuja duração está ligada à
natureza do minério, à quantidade da fração fina, entre outros aspectos.
A boa prática recomenda evitar o uso excessivo de água. O encerramento do
ensaio deve acontecer quando o operador observar que ocorreram
simultaneamente as duas condições seguintes:
1) A água coletada na saída está tão limpa quanto a água nova adicionada na
entrada;
2) Não há mais partícula de minério, na fração passante na peneira de menor
abertura.
Na etapa seguinte, removem-se todas as frações retidas nas peneiras e, em
recipientes apropriados, estas são secas em estufa com temperatura não
superior a 150ºC. Finalmente, é realizada pesagem de cada fração, para o
cálculo da distribuição granulométrica.
Ensaio Úmido/Seco
Mineração – Cominuição e Classificação
106
Em muitos casos, o minério contém uma fração fina, cujas partículas estão
aglomeradas em decorrência da tensão superficial resultante da umidade ou da
atração eletrostática. Em outras situações, as partículas finas estão aderidas às
grossas. Como conseqüência, num peneiramento a seco, essas partículas são
retidas nas peneiras de aberturas maiores ou obstruem as peneiras com
aberturas menores, ou seja, peneiras de malhas finas.
Portanto, há necessidade da remoção dessa fração fina para não mascarar os
resultados do ensaio. Nesse caso, o peneiramento a seco impede a
reprodutibilidade dos resultados e compromete, sobremodo, a consistência dos
mesmos.
A alternativa consiste em combinar os peneiramentos a úmido e a seco,
utilizando a peneira com abertura de 37 µm. Esse procedimento, com a
vantagem de ser mais rápido que o úmido, resume-se em cinco etapas:
dispersão, lavagem, secagem, peneiramento a seco e pesagem das frações.
A dispersão da polpa (primeira etapa) é feita conforme procedimento
Descrito no peneiramento a úmido.
Na segunda etapa procede-se à lavagem da amostra. Para tal, utiliza-se a
peneira com abertura de 37 µm, para remover a fração fina. Por ser a tela
dessa peneira delicada, empregam-se as chamadas peneiras de alívio, quais
sejam, aquelas cuja função é aliviar o excesso de carga sobre a peneira de 37
µm.
O número das peneiras de alívio e as aberturas das suas telas dependem do
tipo de minério, da quantidade da fração grossa contida no mesmo e da
habilidade do operador.
Na etapa seguinte conduz-se o peneiramento com auxílio de um peneirador
vibratório, com adição de água. A operação prossegue até que não haja
partículas de minério no fluxo de água de descarga.
Nesse momento, suspende-se a operação de lavagem e retira-se a fração
grossa (areia), que será secada em estufa. A fração fina, chamada de lama, é
filtrada, secada e pesada. Recomenda-se cuidado especial com a adição da
água de lavagem na entrada, já que, sua adição em excesso, prejudica a
operacionalidade do ensaio. Para facilitar a operação de filtragem da fração
fina, aconselha-se o uso de floculante, desde que não haja necessidade do uso
posterior dessa fração em ensaios que utilizem reagentes tensioativos, por
exemplo, flotação.
A secagem das frações granulométricas é feita em estufa, cuja temperatura
não pode exceder 150ºC, evitando-se, de igual maneira, a perda de massa dos
materiais voláteis porventura existentes. As peneiras não devem ser usadas
como recipientes de secagem das amostras. Assim, o operador não as
danifica, assegura a vida útil das mesmas, além de contribuir para a
reprodutibilidade dos futuros ensaios, imprimindo qualidade e respeito técnico
ao seu trabalho.
Mineração – Cominuição e Classificação
107
Na última etapa procede-se à análise granulométrica a seco da fração grossa,
acima de 37 µm, com a composição completa da série de peneiras
selecionadas para o ensaio, conforme previamente descrito nesta metodologia.
Distribuição Granulométrica
Após a secagem e pesagem de cada fração granulométrica, realiza-se o
cálculo da distribuição granulométrica. Inicialmente, prepara-se uma tabela
para apresentação dos dados obtidos, conforme o modelo da Tabela 4.
O método de preenchimento encontra-se seguir.
A coluna Abertura ( m) corresponde às aberturas das peneiras utilizadas no
ensaio.
A coluna Peso (g) refere-se às massas (g) da fração retida na peneira
correspondente. Em seguida, somam-se esses valores, registrando o total na
linha 17 e na coluna Peso (g), no valor de 976,02.
A coluna Percentagem Retida é obtida pela divisão do valor da massa retida
em cada peneira pelo total da soma das massas, multiplicando-se o quociente
por 100. O registro é feito na mesma linha, porém na coluna Percentagem
Retida. No caso, 83,44 ÷ 976,02 = 8,55, que corresponde ao primeiro valor da
linha 1 e da coluna percentagem retida.
Na coluna Percentagem Acumulada, inicialmente, registra-se o valor da
primeira linha correspondente à coluna Percentagem Retida, na mesma linha
da coluna Percentagem Acumulada, isto é, 8,55 + 5,19 = 13,74. Em seguida,
soma-se esse valor àquele da linha seguinte e coluna anterior. Repete-se a
operação com esse novo valor até o último valor da coluna Percentagem
Retida.
Obtém-se a coluna Percentagem Passante subtrai do valor 100 aquele
registrado na coluna Percentagem Acumulada, isto é, 100 – 8,55 = 91,45.
Registra-se a diferença na linha correspondente da coluna Percentagem
Passante. Repete-se a operação até o último valor na coluna Percentagem
Acumulada.
Todo esse procedimento pode ser feito de forma mais prática, com o uso de
planilhas eletrônicas de cálculo, ou com o uso de calculadoras programáveis.
Mesmo assim, é indispensável o conhecimento do cálculo de cada coluna
dessa tabela e não simplesmente proceder às operações mecanizadas por
meio de calculadoras e/ou aplicativos existentes nos variados tipos de
computadores pessoais.
Para utilização desses resultados em relatórios, registram-se apenas os
valores correspondentes às colunas: abertura, percentagens retidas e
passantes. Também é comum expressar esses valores na forma de gráfico,
ilustrado na Figura 60, ou, ainda, a forma combinada, tabela e gráfico. Neste
Mineração – Cominuição e Classificação
108
caso, há também a disponibilidade de programas específicos em computadores
pessoais.
A consistência dos resultados deve ser avaliada para verificar, em especial, a
reprodutibilidade dos ensaios, ainda que realizados em duplicata.
Uma avaliação preliminar do ensaio pode ser feita mediante a diferença entre o
peso inicial da amostra e o peso final, ou seja, a soma de todas as massas
retidas nas peneiras. Para ensaios realizados com procedimentos corretos,
essa diferença não pode ser superior a dois pontos percentuais. Valores
superiores indicam perdas significativas da amostra durante a realização do
ensaio.
Neste caso, aconselha-se a repetição do ensaio. Finalmente, deve-se utilizar
balança de precisão.
Tabela 20 – Distribuição granulométrica típica de uma amostra de caulim,
onde se utilizou a série de peneiras Tyler 2, ensaio realizado no
CETEM.
Linha
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
Abertura
(µm)
3350
2623
1700
1170
830
589
420
290
210
150
100
74
53
45
37
-37
Total
Peso
Percentagens
(g)
83,44
50,61
50,74
44,07
51,26
54,95
38,27
36,51
24,78
20
14,5
12,16
19,38
2,71
10,54
462,1
Retida
8,55
5,19
5,2
4,52
5,25
5,63
3,92
3,74
2,54
2,05
1,49
1,25
1,99
0,28
1,08
47,35
976,02
100
Acumulada
8,55
13,74
18,93
23,45
28,7
34,33
38,25
41,99
44,53
46,58
48,07
49,31
51,3
51,58
52,66
100
-
Passante
91,45
86,27
81,07
76,55
71,3
65,67
61,75
58,01
55,47
53,42
51,93
50,69
48,7
48,43
47,35
0
-
- 37μ material passante na peneira de 37 m.
Figura 60 – Representação gráfica referente à distribuição granulométrica
de uma amostra de caulim.
Mineração – Cominuição e Classificação
109
7.2 CLASSIFICAÇÃO
É o processo de separação que se baseia na velocidade de sedimentação das
partículas imersas num meio fluido. Um classificador consiste essencialmente
de uma coluna separadora, na qual o fluido ascende a uma velocidade
uniforme. A classificação a úmido é aplicada, normalmente, para partículas com
granulometria muito fina, onde o peneiramento não funciona de uma forma
eficiente.
Quando as duas forças que atuam na partícula (gravitacional e de resistência
do fluido) se tornam iguais, a partícula atinge uma velocidade denominada
terminal e passa a ter uma queda com velocidade constante.
7.2.1 CARACTERÍSTICAS DA CLASSIFICAÇÃO
Sedimentação em Queda Livre
A sedimentação em queda livre refere-se ao movimento da partícula imersa em
um fluido e que tende, sob a ação da gravidade, a percorrer uma distância
teoricamente infinita. Ela é verificada quando a percentagem de sólidos for
menor que 15% em peso.
A força de resistência na sedimentação em queda livre é calculada com base
nas leis de Stokes e Newton, respectivamente para os regimes laminar e
turbulento.
As forças que atuam sobre a partícula são: a da gravidade (mg), a de
empuxo (m'g) e a da resistência (R)com uma força resultante (F).
Mineração – Cominuição e Classificação
110
Quando as partículas (esféricas) são pequenas (r < 50 m) o regime é
considerado laminar e para o caso de partículas grossas (> 5 mm), o regime
passa a ser turbulento, e a lei de Newton substitui a de Stokes.
Essas leis mostram que a velocidade terminal da partícula, em um dado fluido,
é função apenas do tamanho e da densidade da partícula, concluindo-se
portanto que:
Se duas partículas têm a mesma densidade, a partícula com maior
tamanho terá maior velocidade terminal;
Se duas partículas têm o mesmo tamanho, a partícula mais densa terá
maior velocidade terminal.
A razão de sedimentação livre que é a razão de tamanho de partículas
necessária para que dois minerais tenham a mesma velocidade terminal de
sedimentação pode ser calculado por:
Da e Db = diâmetros das partículas a e b respectivamente;
da e db = densidades das partículas a e b respectivamente;
df = densidade do fluido;
n = 1 para lei de Newton;
0,5 para lei de Stokes.
Na faixa granulométrica intermediária (0,05 < r < 5 mm), onde a classificação a
úmido é normalmente realizada, não há nenhuma lei definida. Uma das
expressões sugeridas para traduzir a resistência oferecida pelo fluido nesta
faixa é dada pela combinação das forças de resistência regidas pelas leis de
Stokes e de Newton, obtida por Oseen que relaciona a velocidade terminal da
partícula, viscosidade do fluido, raio da esfera e a densidade do fluido.
Sedimentação em Queda Impedida
A sedimentação em queda impedida (ou queda retardada) é caracterizada pelo
movimento de uma partícula em uma polpa. Com o aumento da densidade da
polpa, o movimento de sedimentação de cada partícula é influenciado pelo
movimento das demais e pelo deslocamento da água através dos espaços
entre as partículas, resultando para esta partícula, uma velocidade terminal de
sedimentação menor do que a de queda livre.
Similarmente à sedimentação em queda livre, pode-se definir uma razão de
sedimentação em queda impedida que será dada por:
z = Da/Db = ((db-dp) / (da-dp))
onde:
Da e Db = diâmetros das partículas a e b respectivamente;
da e db = densidades das partículas a e b respectivamente;
Mineração – Cominuição e Classificação
111
condição : (db > da )
Essa razão de sedimentação é sempre maior do que a em queda livre, e
quanto mais densa a polpa, maior será a razão do diâmetro de partículas com
velocidades terminais de sedimentação idênticas.
Aplicações de Sedimentação em Queda Livre e Queda Impedida na
Classificação
A comparação entre as quedas livre e impedida pode ser feita de maneira mais
clara.
Supondo-se que se tenha cinco pares de partículas esféricas de quartzo
(dQ = 2,65) e galena (dG = 7,5) de 10, 20, 30, 40 e 50 mm de diâmetro e outros
cinco pares das mesmas espécies de 0,1; 0,2; 0,3; 0,4 e 0,5 mm de diâmetro
em queda livre na água e depois em queda impedida em uma suspensão de
partículas muito finas de quartzo em água com 40% de sólidos e 60% de água
(em volume) ou seja, com a
seguinte densidade:
Dp = (2,65 x 0,40) + 1,00 x 0,60) = 1,66
Para que as esferas grossas de quartzo e galena tenham a mesma velocidade
terminal em quedas livre e retardada, a razão de sedimentação (z) será igual a
3,94 e 5,90, enquanto que para partículas finas esta razão será de 1,98 e 2,43,
respectivamente.
Observando a Figura 61, verifica-se que as condições ideais para classificação
por tamanho em um fluido são estabelecidas no caso de queda livre de
partículas pequenas (3a coluna). Por outro lado, as melhores condições para a
classificação ou separação por diferença de densidade são estabelecidas na
queda retardada de partículas grossas (2ª coluna). Neste último caso, por
exemplo, se a queda das referidas partículas ocorre num tubo onde se admita
uma suspensão com densidade de 1,66 e com velocidade ascendente igual
àquela assinalada na 2ª coluna, ocorrerá uma separação completa entre as
partículas de quartzo que vão transbordar e as de galena que acabam se
sedimentando no fundo do aparelho.
Conclui-se com isso que a sedimentação em queda livre é utilizada quando se
dá ênfase, na classificação, ao efeito do tamanho das partículas, enquanto que
a em queda impedida será utilizada para aumentar o efeito de densidade sobre
a separação.
Figura 61 – Exemplo de queda livre e queda retardada de esferas grossas e finas de
quartzo e galena.
Mineração – Cominuição e Classificação
112
7.2.2 CLASSIFICADORES
Os classificadores consistem essencialmente de uma coluna de separação, na
qual o fluido, seja líquido ou gasoso, está ascendendo a uma velocidade
uniforme (Figura 62).
As partículas introduzidas na coluna de separação sobem ou descem
dependendo das suas velocidades terminais. Assim, são obtidos dois produtos:
um overflow consistindo de partículas com velocidade terminal menor que a
velocidade do fluido e um underflow de partículas com velocidade terminal
maior do que a velocidade do fluido.
Mineração – Cominuição e Classificação
113
Figura
62
–
Representação
esquemática
para
um
classificador.
Classificadores Horizontais: Os classificadores horizontais são
essencialmente do tipo sedimentação em "queda livre" e têm acentuada
utilização quando se pretende uma separação apenas por tamanho. Estes
classificadores são divididos em: cones de sedimentação, classificadores
mecânicos e classificadores espirais.
1. Cone de Sedimentação- Este tipo de classificador é o mais simples,
sendo utilizado praticamente na separação de sólidos e líquidos, ou seja, como
unidades desaguadoras em operações de pequena escala. É usado também
na deslamagem de minérios.
Figura 63 – Representação esquemática de um cone duplo.
Mineração – Cominuição e Classificação
114
2. Classificadores Mecânicos: Os classificadores mecânicos têm seu uso
difundido em operações de circuito fechado de moagem e na classificação de
produtos de usinas de lavagem de minérios. A polpa é alimentada dentro de
uma calha inclinada e sedimenta no tanque. As partículas com altas
velocidades de queda se dirigem para o fundo do tanque (material grosso
pesado), enquanto que as partículas mais leves se mantêm na superfície
sendo escoadas como um overflow. Podem ser do tipo de arraste ou de
rastelo.
Uma característica operacional dos classificadores mecânicos é que eles
permitem obter uma faixa de separação bem definida, desde que alimentados
com uma polpa diluída, o que acarreta um overflow com baixa percentagem de
sólidos. Será necessária a introdução de uma etapa de espessamento, antes
que a concentração se realize. Isso pode vir a constituir uma desvantagem da
utilização desse tipo de equipamento.
3. Classificador Espiral: Os classificadores espirais (Figura 64) são os
mais utilizados em instalações de pequena capacidade, estando o seu campo
de aplicação restrito a uma faixa granulométrica entre 0,833 a 0,074 mm.
Figura 64 – Representação esquemática do classificador espiral.
Mineração – Cominuição e Classificação
115
Os classificadores espirais consistem de uma calha, ou de dentro dela
encontra-se um eixo envolvido por uma ou mais hélices, as quais, girando,
mantêm a polpa em suspensão. Estas hélices, têm a função de remover o
material sedimentado do fundo da calha. O conjunto como um todo apresenta
vários níveis de inclinação, sendo esta uma variável de processo. Apresenta,
em relação ao classificador de rastelos, a vantagem de remover o material de
maneira mais eficiente, devido ao declive mais íngreme, evitando assim o
retorno do material.
O classificador em espiral é normalmente caracterizado pelo diâmetro da
espiral.
A alimentação é feita abaixo do nível de polpa e o material mais pesado afunda
e é transportado pelas hélices ao longo do declive, sendo finalmente
descarregado na parte superior através de uma abertura na base da calha,
acima do nível de água.
O material mais fino transborda pela parte inferior da calha. As condições
operacionais são definidas pela:
Velocidade de revolvimento ou arraste;
Altura da calha e inclinação da calha;
Diluição da polpa.
Para se obter uma classificação mais fina, a velocidade de revolvimento ou
arraste deve ser pequena e a inclinação da calha a menor possível, pois com
isso se obtém um tanque de sedimentação com maior volume, o que permite
um tempo de sedimentação maior. Para classificação mais grossa, o
procedimento é oposto ao acima citado. O parâmetro mais importante é a
diluição da polpa.
Quando se opera em circuitos fechados com moinhos de bolas, os produtos de
moagem dificilmente apresentam menos de 65% em peso de sólidos, enquanto
que os classificadores espirais não operam com mais de 50%. Nesse caso a
água necessária para diluição da polpa é adicionada no lavador da
alimentação. O aumento na diluição reduz a densidade do transbordo aumenta
a sedimentação em "queda livre".
Mineração – Cominuição e Classificação
116
Classificadores Verticais
Ao contrário dos horizontais, os classificadores verticais levam em conta o
efeito da densidade das partículas e são usualmente utilizados em regime de
sedimentação impedida. Atualmente, há uma substituição significativa desse
tipo de classificador pelos hidrociclones, na maioria das aplicações.
O princípio de operação do classificador vertical (Figura 65) baseia-se na
injeção de água à polpa de alimentação, com o fluxo de água em sentido
oposto ao das partículas sedimentadas. Estes equipamentos consistem
normalmente de uma série de colunas nas quais partículas em contra-corrente
com a água sedimentam-se de acordo com suas densidades. A sedimentação
seletiva ocorre devido a um controle da velocidade das correntes ascendentes
de água, que decresce da primeira até a última coluna de classificação. As
partículas mais grossas e mais densas irão se depositar na primeira coluna e
as finas na última coluna, enquanto as lamas são obtidas por transbordo.
A geometria do equipamento varia sucessivamente, devido não só à
quantidade de água a ser manipulada incluir a água usada para as
classificações anteriores, mas também porque é necessário que se reduza a
velocidade superficial do fluido que transborda entre as colunas.
Figura 65 – Representação esquemática de um classificador vertical.
Hidrociclones
Os hidrociclones, como os classificadores mecânicos, têm a sua maior
aplicação em circuitos fechados de moagem, diferindo desses últimos pela
maior capacidade.
O princípio básico de separação empregado nos hidrociclones é a
sedimentação centrífuga. O desempenho desses é influenciado por suas
Mineração – Cominuição e Classificação
117
dimensões, pelas variáveis operacionais e pelas propriedades físicas dos
sólidos e da polpa alimentada.
Na Figura 66 é apresentado um hidrociclone convencional, o qual
consiste de uma câmara cilíndrico-cônica com entrada tangencial e duas
saídas. A polpa é injetada sob pressão no aparelho, através de um duto situado
na parte superior da câmara cilíndrica e, como resultado de sua entrada
tangencial, é criado no seu interior um redemoinho.
As partículas mais grossas e mais densas são arremessadas às paredes
e descarregadas na abertura inferior, o apex, constituindo o underflow. Já as
partículas mais finas, menos densas e grande parte da fase líquida são
dirigidas para o centro do hidrociclone e saem por um cilindro na parte superior
do aparelho, denominado vortex finder, constituindo o overflow.
As principais aplicações para os hidrociclones, dentre as quais são:
Espessamento - elimina a maior parte da água de uma polpa;
Deslamagem - elimina as partículas mais finas. Isto é normalmente
necessário para os processos de separação magnética a úmido,
filtração, etc;
Classificação - frequentemente utilizado no fechamento de circuito de
moagem onde o underflow do hidrociclone retorna ao moinho;
Classificação seletiva - por meio de uma configuração de hidrociclones
em série, é possível obter-se um conjunto de produtos com
granulometria definida;
Pré-concentração - utilizando hidrociclones de fundo chato, pode-se
realizar concentração por gravidade onde os minerais mais densos são
descartados pelo underflow.
Figura 66 – Representação esquemática de um hidrociclone convencional.
As principais vantagens apresentadas pelos hidrociclones são:
Capacidade elevada em relação ao seu volume e à área ocupada;
Mineração – Cominuição e Classificação
118
Controle operacional relativamente simples;
Custo de investimento pequeno;
Devido ao seu baixo preço e pequeno espaço ocupado, é possível
manter unidades de reserva.
No entanto apresentam as seguintes desvantagens:
A não possibilidade de realizar ajustes para minimizar os efeitos
causados pelas oscilações na alimentação;
Para se ter um controle efetivo no processo, geralmente são necessárias
instalações sofisticadas;
Se o minério for abrasivo, o custo de manutenção das bombas e dos
hidrociclones poderá ser relativamente elevado.
Influência da geometria do hidrociclone bem como as condições operacionais
no desempenho do equipamento.
Na hidrociclonagem ocorre uma classificação de partículas, ou seja, estas
estão contidas numa polpa, com as quais se obtêm, após a classificação, duas
classes de partículas, uma contida no underflow e outra no overflow.
Teoricamente essas duas classes de partículas deveriam ser uma fina e outra
grossa, mas na prática, a fração contida no underflow inclui a maior quantidade
de partículas grossas, enquanto aquela contida no overflow inclui a maior
quantidade de partículas finas. É conclusivo que a classificação não é perfeita,
ou seja, a classificação não ocorre num tamanho bem definido. No caso do
peneiramento, esse corte é exato, porque a classificação acontece sob um
determinado tamanho, bem definido pela abertura da peneira.
Parâmetros que influenciam no rendimento da operação:
 Diâmetro do Hidrociclone- Define a capacidade e o diâmetro de corte
dos hidrociclones. Aumentando o diâmetro, aumentam a capacidade do
hidrociclone e o diâmetro de corte.
 Diâmetro do Vortex finder- A variação de seu diâmetro possibilita regular
a capacidade e o diâmetro de corte. O diâmetro máximo é limitado pela
possibilidade do material ir diretamente para o overflow. A altura deve ser
suficiente para ultrapassar o ponto inferior da abertura de entrada.
 Área da Abertura de Entrada- Aumentando a área da abertura de
entrada, aumentam a capacidade do hidrociclone e o diâmetro de corte.
 Altura da seção cilíndrica- Aumentando a altura, diminui o diâmetro de
corte.
 Diâmetro do Ápex- Dependendo do tipo de descarga do ápex, pode-se
avaliar as condições de operação do hidrociclone. Na Figura 67 são mostrados
três tipos de descarga.
Mineração – Cominuição e Classificação
119
1. Descarga em cordão: o diâmetro do ápex é insuficiente. Com isso,
partículas grossas dirigem-se para o overflow. Pode ser usado
intencionalmente quando se deseja adensar e não classificar;
2. Descarga em cone: operação normal;
3. Descarga em pulverizador (spray): o diâmetro do ápex é maior que o
recomendável. As partículas finas dirigem-se para o underflow.
Figura 67 – Representação esquemática dos tipos de descarga do ápex.
 Ângulo da Parte Cônica- Aumentando o ângulo do cone, aumenta o
diâmetro de corte. Há um tipo de hidrociclone de fundo chato, cujas paredes
apresentam inclinações entre 120° e 150°. Devido a esta característica é
formado um leito com diferentes velocidades angulares que diminuem no
sentido do topo à base. Estas diferenças de velocidades criam fortes correntes
de convecção que nas paredes têm o sentido de cima para baixo e no centro, o
sentido inverso. Nas paredes concentram-se as partículas mais grossas e mais
densas, por outro lado, as correntes de convecção na base do hidrociclone,
correntes radiais, levam o material mais grosso para o apex. Isso faz com que
seja possível efetuar cortes em granulometrias grossas sem a necessidade de
utilização de percentagem de sólidos elevadas e com maior eficiência do que
nos hidrociclones convencionais. Permite, também, que se faça uma
classificação grossa sem que sejam requeridas altas percentagens de sólidos
no overflow.
 Pressão- Reservam-se cuidados especiais com o aumento da pressão
na alimentação do hidrociclone, por razões várias. Na prática, aumenta-se a
pressão quando a velocidade de rotação (rpm) da bomba é elevada. O
aumento da pressão provoca um acréscimo na capacidade (kg/h) do
hidrociclone, que implicará no aumento da velocidade tangencial e, por
conseqüência, estende o mesmo efeito à velocidade angular. O resultado é um
campo centrífugo com maior intensidade. Portanto, prover maior valor à
pressão de alimentação significa oferecer maior chance de decantação
centrífuga às partículas menores, diminuindo o diâmetro de corte. No entanto,
operações com demasiado valor da pressão (superiores a 7,0 atm) resultam
em excessivos custos operacionais e de manutenção da bomba de polpa, o
que é indesejado.
Mineração – Cominuição e Classificação
120
Entende-se por queda de pressão na hidrociclonagem, a diferença entre as
pressões de entrada do hidrociclone e àquela medida no overflow. O
hidrociclone deve sempre descarregar sob pressão atmosférica, isto é, o ideal
seria que a pressão de entrada fosse igual à queda de pressão. É comum o
uso de um suspiro, pequeno tubo livre para a atmosfera, localizado na parte
mais elevada da tubulação do overflow. O operador deve sempre estar atento
ao suspiro, a fim de evitar a sua obstrução e, em especial, nas operações em
escala piloto. Desse modo, não há chance de ocorrer o fenômeno da
sifonagem pelo overflow.
 Distribuição granulométrica da alimentação - Esta variável determina a
relação entre as frações retida e passante na malha de classificação, ou seja,
os sólidos residuais no overflow, que influenciarão no diâmetro de
classificação. Quanto maior for a quantidade de lamas na alimentação, mais
viscosa será a polpa e, conseqüentemente, maior será o diâmetro de
classificação. As medidas das percentagens de sólidos são feitas para os
fluxos da alimentação, overflow e underflow, com auxílio da balança MARCY.
Também devem ser determinadas as vazões de polpa dos três fluxos.
 Percentagem de Sólidos- O aumento dessa variável tende a aumentar o
diâmetro de corte. Logo, quanto maior o valor desta variável, as partículas mais
grossas enfrentarão mais obstáculos para atravessar a zona de partículas mais
finas e decantam na zona de centrifugação. O controle da percentagem de
sólidos é feito pelo operador, primeiro, medindo o valor dessa variável com
auxílio de uma balança MARCY, ou com procedimentos operacionais para
medidas mais confiáveis. Aumentando a percentagem de sólidos na polpa, o
diâmetro de corte aumenta até um determinado limite e depois, diminui.
O exame da classificação por hidrociclone é feito segundo o conceito de
percentagem das partículas passantes na abertura de uma determinada malha.
Por convenção, ficou estabelecido que o diâmetro de corte seria P80 ou P50.
Trata-se de um procedimento útil à análise da eficiência de classificação por
hidrociclone.
Na operação do hidrociclone há uma regra, quase universal, para utilização do
P50, como diâmetro de corte na classificação, mais conhecido como d50, isto
é, o diâmetro ou tamanho de partículas com 50% de probabilidade de ir para o
underflow ou overflow, durante a classificação.
A determinação desse valor dá-se por meio da análise granulométrica, em
laboratório, de amostras dos fluxos da alimentação e underflow. Os resultados
das análises granulométricas são plotados em um gráfico, em que, no eixo das
abscissas estão os tamanhos das partículas em m e, no eixo das ordenadas,
estão os valores da recuperação no underflow. A curva obtida é chamada de
curva de partição, na qual se determina o diâmetro ( m) mediano de partição,
conforme ilustrado na Figura 68.
Figura 68 – Curvas de partição típicas de um hidrociclone com a ilustração dos
diâmetros medianos de corte.
Mineração – Cominuição e Classificação
121
Equações são largamente empregadas em modelos de simulação para
operação e dimensionamento de hidrociclones.
a) Determinação do d 50c :
Mineração – Cominuição e Classificação
122
Aeroclassificadores
Os aeroclassificadores (Figura 69) são regidos pelos princípios físicos da força
centrífuga, da força de arraste e da aceleração da gravidade. A combinação
destas forças resulta num processo de classificação de partículas, de acordo
com o seu tamanho ou a sua densidade. Para materiais secos com
granulometria abaixo de 100 m, a classificação a ar fornece os meios mais
Mineração – Cominuição e Classificação
123
eficazes na classificação dos finos contidos na alimentação e obtenção de um
produto final com menor quantidade de partículas grossas. O equipamento é
indicado para operação em circuito de moagem, no qual possui um
desempenho ótimo na remoção da fração fina.
Figura 69 – Classificador gravitacional inercial.
ALIMENTAÇÃO
AR DE EXAUSTÃO
COM FINOS
MATERIAL GROSSO
Os Aero Classificadores combinam forças gravitacionais, inerciais, centrífugas
e aerodinâmicas para classificar eficientemente os materiais nos pontos de
corte variando de 50 a 200 mesh (300-75 mícrons). O material de alimentação
e o ar primário entram pelo topo da unidade e percorrem até a parte inferior do
equipamento.
O ar sofre uma mudança de direção de 120°. Este ar, em seguida, sai pelas
aletas arrastando com ele as partículas finas. As partículas grossas, que são
pesadas demais para cruzar a aleta, descem até a parte inferior da câmara
onde atravessam o fluxo de ar secundário antes de serem descarregadas
Mineração – Cominuição e Classificação
124
através de uma válvula. O ar secundário, entrando abaixo das aletas, atravessa
a cortina de partículas em queda. Aquelas partículas, que estão perto do ponto
de corte em tamanho, são desviadas pelo fluxo de ar secundário para dentro
de uma ‘corrente de redemoinho’ dentro da câmara que tem forma de coração.
Alguns finos são capturados à medida que entram na unidade enquanto outros
são retirados do redemoinho. Estes são carregados pelo ar de exaustão para
um filtro de tecido para a recuperação final. (Catálogo/ Metso)
Cunha et al., (2004) enfatizam as vantagens do uso do aeroclassificador, que
alcançou rendimento de até 80% para adequar areia artificial, obtida com base
em pó de brita oriundo de britadores giratórios e cônicos de pedreiras. A areia
foi classificada no aeroclassificador para remover a fração fina e adequar o
produto ao uso na construção civil (norma NBR 7211). O trabalho menciona a
pouca importância, no caso, da taxa de alimentação e ressalta a importância da
posição dos elementos de rejeição (lâminas) e da umidade da amostra que,
para este material, não pode exceder 0,5% sem que os resultados fiquem
sobremaneira prejudicados. Na Figura 70a e 70b encontram-se ilustrados os
produtos obtidos com base em pó de brita produzido em unidade industrial
produtora de brita para construção civil, após a classificação no
aeroclassificador Sturtevant.
Figura 70a – Classificação dos produtos do britador VSI em aeroclassificador.
Outros usos da aeroclassificação são encontrados nas indústrias de cimento,
cerâmica, plásticos, produtos químicos e alimentícios, bem como na
classificação de carvão, diatomita, gesso, cal hidratado, minerais e pósmetálicos, areia de quartzo, carbonato e bicarbonato de sódio.
Mineração – Cominuição e Classificação
125
Figura 70b – Classificação dos produtos do britador BARMAC em aeroclassificador.
CARACTERISTICAS DE OPERAÇÃO DO AEROCLASSIFICADOR DE
STURTEVANTOs materiais a serem classificados alimentam o cone de entrada do
aeroclassificador com auxílio de um alimentador vibratório. Em seguida, são
direcionados para o interior do equipamento pela ação da gravidade e da força
centrífuga imprimida pela placa distribuidora rotatória superior.
A força centrífuga faz com que as partículas a serem separadas se afastem do
centro da placa pelo movimento de rotação. Desta forma, as partículas são
atiradas para as extremidades da placa rotatória superior, onde são coletadas
nas abas da mesma e recolhidas na placa inferior logo abaixo. As duas placas
delimitam a zona de classificação.
A classificação dos materiais tem início na zona de classificação compreendida
entre as duas placas. À medida que partículas mais pesadas são afastadas
para a periferia das placas, sua força diminui e elas se depositam, por
gravidade, na câmara de grossos.
As partículas menores e/ou mais leves retardam seu movimento para a
periferia da placa e são carreadas pelo fluxo ascendente de ar criado pelo
ventilador principal até a zona de seleção.
O material da placa inferior é submetido a três tipos de forças: à força
centrífuga, responsável pela classificação inicial; à força da gravidade, que
exerce uma força para baixo e à força do ar ascendente, que é controlável e
tende a elevá-las. A velocidade de alimentação, o volume de ar e a velocidade
de rotação são fatores importantes nas zonas de classificação e seleção.
As partículas menores e mais leves são facilmente carreadas para cima, em
direção à zona de classificação, na qual ocorre a classificação final. As
Mineração – Cominuição e Classificação
126
partículas maiores e mais pesadas ficam mais afastadas do centro, fora da
ação do fluxo de ar ascendente e se depositam como rejeitos.
O ventilador consiste numa série de lâminas, montadas na placa de distribuição
superior. Observa-se que, quanto menores as aberturas no ventilador de
seleção (ou seja, quanto maior número de lâminas), menor será a faixa de
tamanho obtida no produto final, efeito que é incrementado com o uso de maior
velocidade de rotação. Ao contrário, a redução do número de lâminas leva à
obtenção de produto mais grosso.
Válvulas de controle estão localizadas estrategicamente entre o ventilador
principal e o ventilador de seleção. Estas válvulas podem ser movidas para
dentro ou para fora, assim, varia-se a abertura de entrada no ventilador
principal. Quando se move essa válvula para dentro, a abertura diminui a
capacidade volumétrica do ventilador principal, ao mesmo tempo, melhora a
eficiência seletiva do ventilador pela formação de uma cobertura sobre as
lâminas da seleção.
As pás de retorno de ar estão localizadas entre o cone dos grossos e a parte
interna do aparelho cônico. Estas pás quebram o redemoinho do ar que desce
para a câmara de finos, permitindo que estes se depositem suavemente no
cone de finos. Elas estão assim dispostas, de modo a imprimir um movimento
tangencial ao ar, que entra e volta à zona de classificação.
O ar carregado de finos sai pela descarga dos finos. O ar limpo retorna por
meio das pás para ajudar na classificação.
O movimento da válvula para dentro, gera-se uma tendência à classificação
mais fina, movendo-as para fora gera um produto mais grosso. Em termos de
capacidade, quanto mais abertas estiverem as válvulas, maiores serão as
vazões.
Número de lâminas de seleção montadas na placa de distribuição superiorPara classificação fina, usa-se o máximo de lâminas, ao passo que,
separações grossas permitem a retirada de uma ou mais lâminas.
O diâmetro do ventilador principal pode variar de acordo com a posição das
lâminas, dependendo da maneira que estiverem ajustadas: para dentro ou para
fora. Quando estiverem reguladas para fora, o ventilador aumenta sua área de
abrangência e tem um maior poder de arraste, resultando um produto final mais
grosso. Com as lâminas para dentro ou em número reduzido, a capacidade de
produção do equipamento é reduzida, gerando um produto mais fino.
A maior capacidade de produção é obtida com as lâminas do ventilador
principal para fora e as válvulas totalmente abertas.
Figura 71 – Ilustração detalhada do aeroclassificador Sturtevant.
Mineração – Cominuição e Classificação
127
Shute de entrada
Saída de finos
8. ENERGIA DE COMINUIÇÃO
Algumas descrições de testes de moagem se fazem necessárias para um
melhor entendimento.
Índice de abrasão de Bond (Ai)
Este índice, desenvolvido por Bond na década de 40, quantifica o índice de
abrasividade de um minério. Pode ser utilizado para calcular o desgaste em
britadores e consumo de bolas em moinho de bolas.
Mineração – Cominuição e Classificação
128
Neste teste são necessários 10 kg de amostra, representativa, entre 55 e 38
mm. Esta amostra é então moída a 19 mm e peneirada a 12,5 mm e quatro
sub-amostras de 400 g são extraídas.
Estas amostras, entre 19 e 12,5 mm, são colocadas em um recipiente junto
com uma placa padrão de metal previamente pesada. A placa de metal é então
rotacionada em contato com a amostra do minério por 15 minutos a 632 rpm
(Figura 72). Este procedimento é repetido quatro vezes e no final a placa é
pesada novamente. A perda de massa, em gramas, da placa é o índice de
abrasão.
Figura 72 – Aparato para realização do teste de abrasão de Bond (Fonte:
Rolfsson,1983)
Os valores do índice de abrasão de Bond (Ai’s) variam desde 0,026 g para
granitos, passando por 0,18 g para quartzo e 0,25 g para magnetita até 0,69 g
para taconito. Ai’s com valores acima de 1 g já foram registrados na indústria
de ouro, resultando em duração das partes de desgaste de britadores inferior a
três semanas.
Índice de britabilidade de Bond (CWI – kWh/t)
Este índice descreve a “competência” de minérios em frações mais grosseiras.
É utilizado para cálculos de energia necessária para britagem. São necessários
para o teste 20 pedaços representativos de minério, passantes em uma malha
quadrada de 76 mm e retidos em malha quadrada de 50 mm. Estes pedaços
são então quebrados pelo impacto de dois pêndulos. A energia imprimida é
aumentada até que ocorra a quebra. A energia necessária (Eb) é relacionada a
uma constante do equipamento e ao ângulo de queda dos pêndulos através da
relação:
Mineração – Cominuição e Classificação
129
O índice de britabilidade de Bond é então calculado através da seguinte
fórmula desenvolvida experimentalmente por Bond:
CWI em kWh/t.
Eb = energia necessária para quebrar uma determinada partícula
K = 164 (constante)
a = ângulo de queda do pêndulo
S.G. = densidade relativa da determinada partícula.
t = espessura média do minério
Valores de britabilidade encontrados variam de 8 kWh/t para laterita, até 46
kWh/t para rochas frescas.
Índice de Bond para moagem em moinho de bolas (BWI)
O objetivo deste teste é determinar o “conhecido” Wi (Work Index) que é
definido como a energia necessária para reduzir um material com tamanho
infinito até um tamanho de 80% menor que 100 m.
Segundo o JKMRC (1995), as condições para a realização do teste de Bond
são as seguintes:
1. Moagem a seco em moinho padrão de 12” x 12” (figura 68), com carga total
de 285 bolas de ferro e massa de 20.125 g, de acordo com a distribuição da
tabela 21:
Tabela 21 – Distribuição de bolas para teste de Bond para moagem de bolas.
Diâmetro da bola
Nº de bolas
1,50”
25
1,25”
39
1,00”
60
0,875”
68
0,75”
93
2. Velocidade de rotação: 70 rpm
Mineração – Cominuição e Classificação
130
3. Carga circulante: 250% da alimentação nova
4. Granulometria da alimentação: 100 % < 6 # (ou menor se necessário)
5. Amostra: Para quatro malhas de teste são normalmente necessários 30 kg
de amostra quarteada e homogeneizada. A quantidade de amostra depende do
número de testes a serem realizados. Enquanto Bond recomenda os testes em
todas as malhas abaixo de 28 #, na prática algumas malhas-teste são
escolhidas.
O procedimento, segundo Pereira (1989), para a realização dos testes é como
segue.
Primeiramente deve-se fazer uma análise granulométrica (com alíquota
suficiente para três análises). A média das análises é tomada como a
granulometria da alimentação.
Separa-se uma parte da pilha inicial para pequenos ajustes de massa.
A seguir deve-se tomar da pilha uma amostra de 700 cm³ que corresponderá à
alimentação inicial. Calcula-se então o IPP (Ideal Potential Product) que
corresponde à massa dos 700 cm³ dividida por 3,5, ou seja, a “alimentação
nova” correspondente a uma carga circulante de 250 %.
Moer a alimentação durante 100 revoluções ou, no caso de já existirem testes
anteriores, durante o número de rotações resultante destes ensaios.
Descarregar o material e peneirar a seco na malha-teste (geralmente 100 ou
200 mesh).
Pesar a massa retida e a passante. Anotar o peso da massa passante, o peso
da alimentação nova, que é a alimentação inicial menos a massa retida, e o
passante líquido (produzido nesta etapa de moagem, passante do
peneiramento da malha teste menos a massa menor que esta malha contida na
alimentação do moinho).
Registrar o GBP (Ball Mill Grindability) que é a massa produzida por revolução.
Esta massa é calculada pela divisão do passante líquido pelo número de
revoluções.
Colocar no moinho a alimentação nova (retirada da pilha inicial e da pilha de
ajuste fino) juntamente com o retido. O número de rotações desta etapa é
geralmente maior e calculado a partir do ciclo anterior para produzir um
passante na malha-teste igual a 1/3,5 da carga total do moinho.
O ciclo deve ser repetido até que a massa de material menor que a malha-teste
(obtida com certo número de rotações) se mantenha constante, ou sofra uma
inversão no seu comportamento com o número de revoluções. Ou seja, a
alimentação nova torna-se igual ao IPP (Ideal Potential Product).
Repetir então o ciclo mais duas ou três vezes com o mesmo número de
rotações, tomando os passantes produzidos para posterior quarteamento e
análise granulométrica.
Mineração – Cominuição e Classificação
131
A distribuição granulométrica do produto será a média dos três últimos
passantes.
Calcular o índice de Bond, Wi, de acordo com a seguinte fórmula.
Pi = abertura da malha-teste (ou do circuito fechado) em m.
O GBP (g/revolução) é uma variável definidora da moabilidade do minério para
a malha-teste e controladora do término do teste.
O Wi da amostra será a média dos valores de Wi encontrados nas diferentes
malhas teste.
O Wi é dado em kWh por tonelada curta.
F80 e P80 são expressos em m. São os tamanhos das malhas que deixam
passar 80% da alimentação e do produto, respectivamente.
Valores típicos para BWI’s variam desde valores baixos como 5 kWh/t até
valores mais altos como 25 kWh/t.
Figura 73- Moinho para testes de Bond para moagem de bolas (Fonte: CVRD, 2000).
9. CARGA CIRCULANTE
Mineração – Cominuição e Classificação
132
Não há uma definição específica para carga circulante, no entanto, podemos
dizer que a carga circulante de um processo é aquele material que não está
adequado à seqüência do processamento. Isso pode ser em decorrência da
imperfeição do sistema de classificação/concentração ou realmente por estar
fora da especificação aceita pela etapa subseqüente do processo. Esse
material tem que retornar a etapa anterior do processo até que seja adequado
à próxima.
No beneficiamento de minérios, a maioria dos circuitos de britagem é fechada
entre britadores e peneiras classificadoras. Quando é dimensionado o circuito,
determina-se o percentual de carga circulante em cada etapa. O descontrole da
carga circulante pode provocar um travamento do processo. Para reduzir as
possibilidades de travamento dos circuitos, os mesmos são, na maioria das
vezes, dotados de silos, que têm a finalidade de absorver problemas
passageiros do processo, como: desregulagem de um determinado
equipamento; variação repentina da dureza ou granulometria da alimentação;
descontrole da taxa de alimentação. Os silos ainda têm a função de regularizar
a alimentação subsequente.
A alimentação dos britadores é feita através de alimentadores de correia
dotados de inversores de freqüência, esses, intertravados à lógica de
alimentação de cada modelo de britador, ou seja, nesse caso específico, o
alimentador deve variar a velocidade de acordo com a corrente elétrica dos
motores dos britadores de rolos; já nos britadores cônicos a velocidade do
alimentador deve variar a velocidade de acordo com o nível da câmara de
britagem. Todo esse controle é feito através do CLP (controlador lógico
programável).
A carga circulante elevada provoca o aumento do consumo de energia, porque
os equipamentos trabalham com massas elevadas, exigindo mais dos motores;
reduz da vida útil dos, pois os mesmos podem trabalhar acima da capacidade
nominal; e, evidentemente, reduz a produção, uma vez que pode haver o
travamento do circuito pelo enchimento dos silos, por exemplo. A
disponibilidade física é afetada pelo fato dos equipamentos trabalharem acima
da capacidade nominal, gerando paradas corretivas mais freqüentes.
EXEMPLO DE BENEFICIAMENTO COM CARGA CIRCULANTE:
USINA DE BRITAGEM E PENEIRAMENTO DE CALCÁRIO PARA
AGREGADO.
A instalação de britagem projetada para o beneficiamento do agregado terá
capacidade de 123,60 t/h ou 49,40 m3 /h. Para esse processo serão
necessárias as etapas de britagem primária, rebritagem e etapas intermediárias
de beneficiamento com peneiramento do material.
A britagem primária será realizada em um britador de mandíbulas série C110
Nordberg da Metso Minerals cuja abertura de alimentação é de 1100 x 850 mm
que opera com abertura posição fechada de 80 mm ou 3 1/8”. A potência desse
britador é de 200 hp e seu peso total é de 25.800 kg.
Mineração – Cominuição e Classificação
133
A fim de prever um aumento da quantidade de calcário para agregado lavrado,
a produção foi maximizada em 10%, isto é, passou a 135,96 t/h. Por isso, a
distribuição granulométrica do material que sai do britador primário é a
seguinte:
Tabela 22 – Distribuição granulométrica do produto britado – britador de
mandíbulas C110.
Faixa granulométrica
Percentagem
Capacidade t/h
80 mm
48
65,26
80 mm - 50 mm
18
24,47
50 mm - 37,5 mm
8
10,88
37,5 mm - 25 mm
7,5
10,2
25 mm - 12,5 mm
8,5
11,55
12,5 mm
10
13,6
total
100
135,96
A próxima etapa do processo é a retirada de uma fração do material mais fino
que pode ser classificado diretamente nos três produtos finais. Essa parcela
correspondente à 35,35 t/h ou 26%. Esse valor corresponde ao corte do
material em 37,5 mm, sendo que 100,61 t/h de material seguem os outros
passos de beneficiamento.
Nesse caso usamos uma peneira série M da Metso/Faço que são peneiras
desenvolvidas para suportar os pesados serviços de peneiramento
intermediário. De acordo com o cálculo da área de deck necessária para que a
peneira tenha capacidade de trabalhar com cerca de 176 t/h de material, a
opção que melhor se encaixou nessa seleção foi a peneira M30012 com
dimensões de 3000 mm x 1200 mm, cujo motor trabalha com 12,5 hp.
A peneira M30012 pode trabalhar com produtos de alimentação de até 10 mm
de diâmetro na tela, sendo que a abertura dessa peneira devido à espessura
do arame deve ser corrigida, e por isso, o valor prático utilizado é de 44 mm.
O minério proveniente do peneiramento intermediário, isto é, a fração retida,
alimenta um britador cônico HP200 cuja abertura na posição fechada da
mandíbula é de 32 mm. O tamanho máximo de alimentação possível para esse
equipamento é de 300 mm, por isso, pode-se usá-lo para o objetivo proposto.
Abaixo, a distribuição granulométrica do material processado no britador cônico
HP200.
Tabela 23 – Distribuição granulométrica do produto britado – britador cônico
HP200.
Mineração – Cominuição e Classificação
134
Faixa granulométrica
Percentagem
Capacidade t/h
50 mm
2
2,01
50 mm – 37,5 mm
11
11,07
37,5 mm - 25 mm
37
37,22
25 mm – 12,5mm
26
26,16
12,5 mm
24
24,15
total
100
100,61
Esse equipamento trabalha com carga circulante de 13% o que corresponde a
uma fração de 13,08 t/h do material que fica retido no estágio de peneiramento
secundário. A carga circulante foi estimada através da distribuição
granulométrica teórica obtida pela curvas experimentais do fabricante do
equipamento, nesse caso Metso Minerals.
O estágio de peneiramento secundário é constituído de uma peneira vibratória
com três decks de separação do material, cuja área ativa é de 6,5 m² , largura
dos decks de 1,5 m e comprimento de 4,3 m.
O modelo que atende os requisitos de processo é a SH 5x14 TD também da
Metso Minerals, cujas aberturas dos decks correspondem à:
 Agregado 2: material de granulometria entre 14 mm e 25,4 mm no deck
superior.
 Agregado 1: material de granulometria entre 7 mm e 14 mm no deck
intermediário.
 Agregado 0: material de granulometria menor que 7 mm no deck inferior.
As características da peneira, fornecidas pelo fabricante são, peso total de
5.590 kg, e a potência do motor de 20 hp podendo trabalhar com uma
inclinação média de 18°.
Para esse circuito de cominuição e classificação, serão utilizadas cerca de 8
correias transportadoras de 30” de largura com inclinação de 12° e motores de
30 hp de potência.
ROM
135,96 t/h
Mineração – Cominuição e Classificação
135
100,61 t/h
38,1 mm
100,61 t/h
25,4 mm
14 mm
7 mm
Agregado 1
Mineração – Cominuição e Classificação
136
Anexo 1 – Tabela de determinação dos valores de Na
Mineração – Cominuição e Classificação
137
BIBLIOGRAFIA:
Fonte: POSSA, M.V.; LUZ, Adão B. Amostragem para processamento mineral.
DNPM
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Manual da Metso Minerals – 6a Edição 2005.
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Tratamento de Minérios – 5ª Edição/Ed. Adão Benvindo da Luz, João Alves
Sampaio e Silvia Cristina Alves França - Rio de Janeiro: CETEM/MCT, 2010.
BARBATO, C.N. SAMPAIO, J.A. (2007). Determinação Experimental do Índice
de Trabalho (WI). In: Tratamento de Minérios – Práticas Laboratoriais, Editores
João A. Sampaio, Silvia Cristina A. França, Paulo F.A.Braga, CETEM/MCT,
2007, p. 177-189.
DELBONI JR, H. Cominuição. In: Tendências Tecnológicas Brasil 2015Geociência e Tecnologia Mineral, CETEM/MCT, p.103-131, 2007.
BERALDO, J.L. Moagem de Minérios em Moinhos Tubulares. Editora Edgard
Blücher Ltda, 1987.
Cavalcanti, Vanessa Maria Mamede. A indústria de agregados para construção
civil na Região Metropolitana de Fortaleza / Vanessa Maria Mamede
Cavalcanti, Ricardo Eudes Ribeiro Parahyba--Fortaleza: DNPM, 2011.
Comunicação Técnica elaborada para o Livro Tratamento de Minérios: Práticas
Laboratoriais Parte II – Classificação Capítulo 7 – pág. 139
CHAVES, Arthur Pinto & PERES, Antonio Clarck. Teoria e Prática do
Tratamento de Minérios: Britagem, Peneiramento e Moagem. vol.3. 2ª ed. São
Paulo: Signus Editora,2003.
Comunicação Técnica elaborada para o XII JIC – Jornada de Iniciação
Científica - CETEM, 07 e 08 de Julho de 2004.
Comunicação Técnica elaborada para o Livro Tratamento de Minérios: Práticas
Laboratoriais Parte II – Classificação Capítulo 8 – pág. 157
CITAÇÕES:
*PITARD, Francis F. Pierry Gy’s Sampling Theory and Sampling Practice. 2nd
edition.Washington: CRC Press, 1993.
*Deve-se aqui observar que, na ISO 3082μ2000, a expressão “minérios finos
concentrados” é usada quando trata da amostragem in situ de situações estacionárias
para especificar minério ou tamanho de partícula. Na versão brasileira isto é
esclarecido incluindo-se “(tamanho de partícula < 1mm)” sempre que é feita menção
ao minério fino concentrado.
*Projeto 41:000.001.001, Minérios de ferro – Procedimentos de amostragem e
preparação de amostras. ABNT/CB41 – Comitê Brasileiro de Minérios de Ferro, 2002.
*SAMPAIO, CARLOS HOFFMANN. Beneficiamento Gravimétrico. Uma introdução aos
processos de concentração mineral e reciclagem de materiais por densidade. Porto
Alegre: Editora da UFRGS, 2005. p 29;
*GY, Pierre M. Sampling of Particulate Materials. 2nd edition. New York: Elsevier,
1979. p 254;
Mineração – Cominuição e Classificação
138
Hino Nacional
Hino do Estado do Ceará
Ouviram do Ipiranga as margens plácidas
De um povo heróico o brado retumbante,
E o sol da liberdade, em raios fúlgidos,
Brilhou no céu da pátria nesse instante.
Poesia de Thomaz Lopes
Música de Alberto Nepomuceno
Terra do sol, do amor, terra da luz!
Soa o clarim que tua glória conta!
Terra, o teu nome a fama aos céus remonta
Em clarão que seduz!
Nome que brilha esplêndido luzeiro
Nos fulvos braços de ouro do cruzeiro!
Se o penhor dessa igualdade
Conseguimos conquistar com braço forte,
Em teu seio, ó liberdade,
Desafia o nosso peito a própria morte!
Ó Pátria amada,
Idolatrada,
Salve! Salve!
Brasil, um sonho intenso, um raio vívido
De amor e de esperança à terra desce,
Se em teu formoso céu, risonho e límpido,
A imagem do Cruzeiro resplandece.
Gigante pela própria natureza,
És belo, és forte, impávido colosso,
E o teu futuro espelha essa grandeza.
Terra adorada,
Entre outras mil,
És tu, Brasil,
Ó Pátria amada!
Dos filhos deste solo és mãe gentil,
Pátria amada,Brasil!
Deitado eternamente em berço esplêndido,
Ao som do mar e à luz do céu profundo,
Fulguras, ó Brasil, florão da América,
Iluminado ao sol do Novo Mundo!
Do que a terra, mais garrida,
Teus risonhos, lindos campos têm mais flores;
"Nossos bosques têm mais vida",
"Nossa vida" no teu seio "mais amores."
Ó Pátria amada,
Idolatrada,
Salve! Salve!
Brasil, de amor eterno seja símbolo
O lábaro que ostentas estrelado,
E diga o verde-louro dessa flâmula
- "Paz no futuro e glória no passado."
Mas, se ergues da justiça a clava forte,
Verás que um filho teu não foge à luta,
Nem teme, quem te adora, a própria morte.
Terra adorada,
Entre outras mil,
És tu, Brasil,
Ó Pátria amada!
Dos filhos deste solo és mãe gentil,
Pátria amada, Brasil!
Mudem-se em flor as pedras dos caminhos!
Chuvas de prata rolem das estrelas...
E despertando, deslumbrada, ao vê-las
Ressoa a voz dos ninhos...
Há de florar nas rosas e nos cravos
Rubros o sangue ardente dos escravos.
Seja teu verbo a voz do coração,
Verbo de paz e amor do Sul ao Norte!
Ruja teu peito em luta contra a morte,
Acordando a amplidão.
Peito que deu alívio a quem sofria
E foi o sol iluminando o dia!
Tua jangada afoita enfune o pano!
Vento feliz conduza a vela ousada!
Que importa que no seu barco seja um nada
Na vastidão do oceano,
Se à proa vão heróis e marinheiros
E vão no peito corações guerreiros?
Se, nós te amamos, em aventuras e mágoas!
Porque esse chão que embebe a água dos rios
Há de florar em meses, nos estios
E bosques, pelas águas!
Selvas e rios, serras e florestas
Brotem no solo em rumorosas festas!
Abra-se ao vento o teu pendão natal
Sobre as revoltas águas dos teus mares!
E desfraldado diga aos céus e aos mares
A vitória imortal!
Que foi de sangue, em guerras leais e francas,
E foi na paz da cor das hóstias brancas!